Основы металлургии (стр. 7 )

Подачу католита регулируют так, чтобы его уровень в катодной диафрагме превышал уровень электролита в ванне на 30-40 мм. В результате этого обогащенный никелем католит под действием гидростатического давления проходит ч/з поры диафрагмы, и как бы отталкивает анолит от диафрагмы, не дает примесям проникать в катодную ячейку.

Плотность тока катодная А/м2 – 180-350; выход по току кат., % 94-97; напряжение на ванне 2,6-3,0 В; t католита 55-75°С; рН католита 2,1-4,8; расход э/энергии на 1т. Ni 2400-3300 кВт∙ч; выход анодного скрапа 16-18%.

Очистка анолита от Fe – гидролитическое осаждение, ок-ль О2

2FeSO4 + ½O2 + 5H2O → 2Fe(OH)3 + 2H2SO4

2H2SO4 + 2NiCO3 → 2NiSO4 + 2H2O + 2CO2

Для нейтрализации H2SO4 вводят NiCO3.

Первичные кеки содержат 8-12% Ni. Их отделяют от р-ра и подвергают репульпации
2 раза, а после плавят вместе с рудным сырьем в руднотермических печах.

Далее раствор обезмеживают цементацией Ni-м порошком в отсутствии О2, чтобы избежать ок-ния и раст-ния.

CuSO4 + Ni → NiSO4 + Cu

От Со – очищают аналогично железу, только окислитель – газообразный Cl2.

2CoSO4 + Cl2 + 3H2O + 3NiCO3 → 2Co(OH)3 + 2NiSO4 + NiCl2 + 3CO2

Первичные Со кеки содержат ~ 10% Со и ~ 10% Ni. После двукратной репульпации кека никель переводят в р-р и получают Со-й концентрат (Со : Ni = 15 : 10 : 1). Это сырье для производства Со.

Очищенный от примесей католит содержит, %: Fe до 0,0003; Cu до 0,008;
Co 0,008-0,012.

Ванны для электролиза объеденены по две в блоки и разделены продольной стенкой. В ванной устанавливают 32-44 диафрагм, в которые помещают столько же катодных основ. Анодов на 1 больше, чем катодов.

2.6  Переработка Сu-Ni-х руд в э/печах. Основные показатели процесса, распределение целевых металлов по продуктам передела.

Основным способом плавки сульфидных Сu-Ni-х руд и концентратов является плавка в руднотермич-х печах. Такая плавка требует тщательной подготовки шихты, заключающейся в ее усреднении и сушке. Плавка влажной шихты в э/печах недопустима, так как при контакте влаги с расплавленными сульфидами происходит разложение воды со взрывом. Технология подготовки шихты и э/плавки опред-ся видом иск-го сырья.

Сульфидные Cu-Ni-ые руды с сод-ем > 15% Ni обычно плавят без обогащения. Их подготовка к плавке сводится к дроблению, сушке и шихтовке. Флотационные концентраты перед э/плавкой укрупняют методами агломерир-го обжига или окатывания с последующим окисл-м обжигом.

Предварительную сушку рудных мат-лов проводят перед плавкой руды или для подсушки конц-тов в трубчатых сушильных печах перед окатыванием.

Ванна расплавов руднотермич-ой печи состоит из 2-х слоев, высота шлакового слоя сост-ет 1700-1900 мм, а нижнего штейкового 600-800 мм. Исх-я тв. шихта погружена в шлаковый слой ванны в виде конических куч-откосов, часть шихты растекается по поверхности шлака.

Плавление шихты осущ-ся за счет теплоты, выделяемой непосредственно в шлаковом расплаве при пропускании ч/з него э/тока. Ток в рабочее пространство печи подводится с помощью 3х или 6 угольных электродов, концы которых погружены на 300-500 мм в слой шлакового расплава (высокое электрическое сопротивление у шлака).

В результате тепловыделений шлаковый расплав разогревается. Максимальный перегрев шлака происходит вблизи электродов. Здесь же шлак наиболее насыщен газовыми пузырьками. В результате этого возникает разность в плотностях слоев шлака, прилегающих к электродам и отдаленных от них. Более легкие массы перегретого шлака непрерывно поднимаются вверх и растекаются по зеркалу ванны во все стороны от электродов. Встречая на своем пути плавающую шихту, потоки шлака отдают ей избыток своей теплоты и подплавляют шихтовую кучу с поверхности, погруженной в шлак. Масса частично охлажденного шлака основной ванны и образовавшегося при плавлении шихты расплава опуск-я вниз и замыкают циркуляцию шлакового расплава. В подэлектродном слое шлака, где конвекция почти отсутствует, заверш-я разделение шлака и штейна.

Циркуляция движения шлака обеспечивает достаточно хороший массо - и теплообмен в ванне. Это позволяет разогреть шлак до t=1450°С и >, что дает возможность перерабатывать в э/печах тугоплавкие шихты, а плавку вести на шлаки с повышенным содержанием MgO (до 24%).

Жидкими продуктами э/плавки являются Cu-Ni-й штейн и шлак. Штейн сод-т,%:
Ni 7-16; Cu 7-12; Co 0,3-0,5; Fe 47-55; S 23-27. Штейны выпускают из печи при
t = 1100-1150°С. Шлаки в основном – сплавы SiO2, Feo, MgO, Al2O3; сод-т, %: Ni 0,07-0,11; Cu 0,06-0,1; Co 0,03-0,04; SiO2 41-45; FeO 24-30; MgO 10-22; Al2O3 5-12; CaO 3-5.

Газы образуются в результате термической диссоциации высших сульфидов и карбонатов и горения углеродистых материалов шихты и электродов. Они состоят из N2, O2, SO2 и CO2. Десульфуризация при э/плавке руд и окатышей 15-20%, а агломерата 2-5% и газы бедные по SO2. t отх-х газов не превышает 600°С. Пылевынос 0,4-0,5% от массы твердой шихты.

Площадь пода 58 м2 11,2х5,2 м (113х184 м2 20,5-27,5х5,5-6,7 м), уд. мощность 520 кВ∙А/м2 (98-324 кВ∙А/м2) для 3-х электродных (6-ти электродных) печей.

Самообжигающиеся электроды – железный кожух (d=1200 м) заполненный электродной углеродистой брикетированной массой. По мере сгорания и опускания электрода кожух наращивают, а электродная масса, нагреваясь, спекается и превращается в достаточно плотный монолит.

Шихту загружают в печь ч/з боковые и центр. отверстия в своде. Штейн выпускают ч/з шпуровые отверстия на одной из торцевых стен печи; шлак – ч/з шпуры на противоположной стороне печи на расстоянии 1350-1750 мм от подины (550-900 мм от зеркала расплавл. ванны).

Извлечение в штейн, %: Ni 94-97; Cu 94-96, Co 75-80.

2.7 Привести схему переработки окисленной Ni-й руды на ферроникель.

окисл. Ni руда

 

прокаливание

как флюс

эл. плавка

 

черн. ферроникель отвальн. шлак

 

рафиниров-е

тов. ферроникель рафинировочный шлак

 

При плавке на ферроникель достиг-ся значит-е упрощение технологич-й схемы перераб-ки окисл-х Ni-х руд, существенное повышение извлечения Ni и Co, улучшение исп-ния вещественного состава руды, а также экономия топлива.

Плавку ведут в э/термич-х печах. Ферроникель можно применять непосредственно в черн. мет-гии при получении легир-х сталей или перерабатывать на марочные сорта Ni и Сo.

Техн. схема включает агломерацию или сушку с прокаливан-м руды с целью частичного восст-я оксидов Fe и Ni до ме-лла в трубчатых вращающихся печах; плавку огарка, нагретого до 100-900 0С, на ферроникель в руднотермических печах с восст-лем, раф-ние

и обогащение первичного ферроникеля в конверторе с получением тов. продукта.

При э/плавке оксиды Ni восст-ся углеродом по р-ции NiO + C = Ni + CO. Одновременно с никелем восст-ся Co, Fe, Cr и Si. В рез-те получают ферроникель, загрязненный в основном Si, S и С.

Тов. ферроникель с сод-ем 19-25% Ni и 1-1,2% Co разливают в слитки массой по 45-50 кг. Извлечение Ni и Co при раф-ии сост-т 95-96%. Одним из способов извлечения Ni и Со из ферроникеля – переработка его в качестве холодных присадок при конвертировании штейнов на файнштейн. Файнштейн и Со содержащищие конв. шлаки перерабатывают также.

2.8 Привести и охарактеризовать гидромет-кую схему получения Ni.

Гидром-кие способы применяют для перераб-ки окисл-х Ni-х руд, Ni-х сульфидных конц-тов, пирротиновых конц-тов, сульфидных полупродуктов (штейнов, файнштейнов) с исп-ем сернокислых, аммиачных и солянокислых р-ров.

При гидром-й переработке окисл-х Ni-х руд, сод-х 1,3% Ni и 0,8% Со, по аммиачной схеме (з-д Никаро, Куба) руд вначале подвергают селективному восст-му обжигу, при котором Ni и Со восст-ся до Ме-в, Fe до Fe3O4. Охлажденный огарок выщ-ют в турбоаэраторах р-ром, сод-щим 5-7% NH3, и 4-6% СО2. При этом: Me + 6NH3 + CO2 + 0,5O2 = Me(NH3)6CO3

Fe в виде гидрооксида и большая часть Со (80-90%) ост-ся в хвостах выщ-ния. Полученные р-ры подвергают термич-му разложению острым паром с обр-ем нерастворимых карбонатов Ni и Со. Осадок карбонатов отделяют от р-ров, сушат и прокаливают в трубчатых печах, что приводит к обр-ию NiO. NiO спекают на агломашинах. Тов. прод-том яв-ся спек (синтер), сод-щий 88% Ni и 0,7% Со. Извлечение Ni из руды 75%, Со – 20%.

На з-де Моа, Канада окисл. Ni-е руды подвергают сернокислотному выщ-нию под давлением 0.4-0,5 МПа в вертик. автоклавах при t = 240-2500С. При этом в р-р переходит по 95% Ni и Со в виде сульфатов. После очистки от Fe р-р нейтрализуют и обраб-ют H2S в спец-х автоклавах, в рез-те чего получают сульфидный конц-т, сод-щий 55-60% Ni и 5-6% Со. Конечное извлечение Ме-в из руды 90% конц-т-тов продукции з-да.

Аммиачное выщ-е в авоклавах для переработки сульфидных Ni-х конц-тов (14% Ni, 3% Cu, 0,2-0,4 Co, 35 Fe, 28 S) использует компания Шеррит-Гордон, Канада. Процесс ведут в 4-х камерных автоклавах, объемом 120 м3.

Технол. схема процесса сост-т из опер-ций:

1) аммиачное выщел-е конц-та при t = 77-82 0С и давлением 700 кПа, при этом в р-р в форме аммиакатов переходят Ni, Cu и Co, а железо, окисляясь, выпадает в осадок в виде гидрооксида.