Основы металлургии (стр. 9 )

Восст-но – сульфид. плавка хар-ся протеканием осн. процессов: сжигания топлива, восст-ния и сульфид-ния оксидов, штейно - и шлакообр-ния, разделения жидких продуктов плавки шлака и штейна.

Вблизи фурм имеется большой избыток О2, и кокс сгорает до СО2: С + О2 = СО2. По мере удаления от фурм конц-ция О2 в дутье умен-ся и горение углерода не полное: С + 0,5О2 = СО. Образ-ся при горении кокса горячие газы подн-ся вверх, пронизывают и нагревают опускающуюся вниз шихту и вступают с ней в хим. взаимодействие. В первую очередь оно приводит к образ-нию CO: СО2 + С = 2СО. В рез-те в области фурм конц-ция СО в центре печи 20-25%.

Для работы шахтных печей Ni-й плавки типичен периферийный ход, когда горячие газы разд-ся на 2 струи, подним-ся вблизи боковых стен печи. Возможен центральный ход шахтных печей. В фокусе печи разв-ся max-е темп-ры, достиг-щие 1600-1700 0С. На выходе из печи газы содержат 10-16 % СО2 и 8-16 % СО с темп-рой 500-600 0С.

Второй вид хим-х взаим-ий направлен на образование штейна и шлака, кот-ые тесно связаны с протеканием р-ций восст-я оксидов шихты исульфид-я Fe, Ni и Со. Рез-том восст-я явл-ся обр-ие низших оксидов Fe и мет-ой фазы: NiO + CO = Ni + CO2 Fe2O3 + CO = 2FeO + CO2 NiSiO3 + CO = Ni + CO2 + SiO2 FeO + CO = Fe + CO2.

В процессе сульфид-я участвуют продукты разложения пирита FeS и элем. S. Процесс протекает по р-циям: NiO + FeS = NiS + FeO, 3NiO + 2FeS + Fe = Ni3S2 + 3FeO.

Получ-ся в рез-те восст-я и сульфид-я сульфидно-мет-ая фаза (Ni3S2, FeS, CoS, Ni, Fe), сплавляясь образуют Ni-й штейн. Обычно штейн сод-т, %: Ni 15-18, Fe 60-63, Co 0,4-0,6, S 16-20, прочих 1-2. Получение более богатого никелем штейна нежел-но, т. к. это ведет к ув-нию его потерь в шлаках. Выход штейна 3-8 % от массы руды.

Обр-ние шлака происх-т в рез-те взаим-я оксидов пустой породы с оксидами железа, образ-ся при восст-ии и сульфид-ии и их плавлении. Выход шлака 95-105 %. Оптим. состав %: SiO2 44-46, FeO 18-22, CaО 15-18, MgO 8-12, Al2O3 4-10.

Пылевынос при плавке агломерата 15 %, брикетов 5-10 %. Пыль по хим. составу почти не отлич-ся от шихты и возвр-ся в оборот.

Площадь печи в области фурм 13,5-25 м2, длина до 15 м, ширина в области фурм 1,4-1,6 м и высота шахты 4,5-6 м.

Для плавки агломерата (брикетов): уд. проплав 39-41 т/м2сут (25-27), сод-е О2 в дутье, % до 24 (до24,5), извлечения в штейн Ni 66-68 (75-84), Со 42-43 (45-50).

Интенсиф-ция процесса и снижение расхода кокса достиг-ся путем подогрева дутья и обогащения воздуха кислородом до 25 % (проплав ув-ся на 22,2 %, расход кокса ум-ся на 17%).

2.12 Обосновать необходимость проведения обжига Ni-го файнштейна в две стадии.

Технология получения огневого никеля из файнштейна включает две стадии окислительного обжига (с промежуточным обезмеживанием огарка) и восстановительную плавку оксида никеля на металл.

Цель окислительного обжига файнштейна - удаление из него серы до содержания менее 0,02 % и перевод никеля в NiO.

Глубокое удаление серы требует высоких температур, а сульфид никеля Ni3S2 легкоплавок {tпл = 788 °С). Это и вынуждает проводить окисление файнштейна в две стадии. Вначале обжиг

проводят в печах КС с целью удаления серы до 1... 1,5%. Для повышения тугоплавкости шихты измельченный файнштейн сме­шивают с оборотной (оксидной) пылью. Это вместе с разобщен­ностью частиц, витающих в КС, позволяет вести первую стадию при 950 ... 1000 °С. Окисление файнштейна протекает по реакции

2Ni3S2 + 7О2 = 6NiO + 4SO2

Печи КС с площадью пода 7... 8 м2 для первой стадии об­жига никелевого файнштейна имеют ряд конструктивных осо­бенностей. Они, во-первых, имеют увеличенный диаметр вверху, что снижает скорость газов на выходе из печи и умень­шает пылевынос богатого никелем огарка. Кроме того, разгруз­ка огарка проводится не через сливной порог, а с уровня пода и регулируется стопорным или дисковым затвором.

К горячему огарку (700... 800 °С) по выходе из печи подмешивают 10 ... 15 % природного сильвинита (NaCl, KC1) и смесь подвергают сульфатхлорирующему обжигу в трубчатом реакторе-холодиль­нике. Процесс идет за счет физи­ческой теплоты огарка. При обжи­ге хлористый натрий разлагается по реакции:

2NaCl+SO2+O2=Na2SO4+Cl2.

Продукты этой реакции спо­собствуют переводу меди в фор­му водорастворимых хлоридов и сульфатов. Никель и кобальт при этом остаются в оксидном состоянии.

Из реактора огарок направляют на обезмеживание, заключаю­щееся в выщелачивании меди горячей подкисленной водой методом просачивания. После выщелачивания огарок с остаточным содержанием 0,3... 0,4 % Си направляют на окончательный об­жиг в трубчатую вращающуюся печь (рис. 88). Печь отапливается природным газом или мазутом, которые с целью создания в пе­чи окислительной атмосферы сжигают с большим избытком воздуха.

Огарок из бункера питателем подается в хвостовую часть печи с температурой ~ 800 ºС. Далее он движется навстречу то­почным газам, содержащим 8... 10% кислорода и нагретым до 1200... 1300 "С. Высокая температура и присутствие в газах кислорода приводят к почти полному окислению серы (до 0,02 % и менее). Расход топлива на второй обжиг достигает 40 % от массы огарка. Полученный в трубчатых печах оксид никеля (огарок) в среднем содержит, %: Ni 78; Сu 0,4; Со 0,4 ... 0,5; Fe 0,3 ... 0,4.

Из обжиговой печи оксид никеля с температурой 900... 1000 °С по течке ссыпается в трубчатый реактор, куда вводят также 4... 8 % нефтяного кокса. За счет физической теплоты огарка в холодильнике по реакции NiO + С = Ni + CO оксид никеля частично (до 40... 50 %) восстанавливается и из реактора выхо­дит металлизированный огарок с содержанием 82... 86 % Ni, что ускоряет и удешевляет его дальнейшую переработку в электро­печах.

Процесс восстановительной электроплавки осуществляют в дуговых электрических печах за счет теплоты, выделяющейся при горении дуги между угольными (графитовыми) электродами и металлом. Для получения никеля из окисленных руд применяют трехэлектродные круглые печи вместимостью 4,5... 10 т (рис. 89).

Они работают периодически с продолжительностью цикла от 6 до 8 ч.

Технологический процесс электроплавки оксида никеля сос­тоит из ряда операций:

1) шихтовки оксида никеля с восстановителем;

2) загрузки шихты и ее расплавления;

3) доводки металла;

4) выпуска и грануляции никеля.

Во время приготовления шихты оксид никеля смешивают в заданной пропорции с твердым восстановителем, чаще всего нефтяным коксом, содержащим 0,2 ... 0,5 % S.

При расплавлении шихты происходит восстановление оксида никеля до металла и одновременно его науглероживание за счет растворения углерода и образующегося карбида Ni3C. При содер­жании ~ 2,2% С температура плавления металла снижается до 1315 ºС. Это сокращает время расплавления шихты и снижает расход электроэнергии.

В конце плавки избыток углерода удаляют путем доводки металла забрасыванием в печь оксида никеля. При этом происхо­дит взаимодействие карбида никеля с NiO по реакции Ni3C + + 2NiO = 5Ni + CO2.

При доводке с целью предотвращения вторичного окисления никеля кислородом печной атмосферы в печи наводят известко­вый шлак. Этот шлак позволяет также очистить металл от серы за счет взаимодействия по реакции

Ni3S2 + 2СаО + 2С = 3Ni + 2CaS + 2CO.

Образующийся сульфид кальция не растворяется в никеле и переходит в шлак. После снятия шлака металл разливают, накло­няя печь в сторону разливочного желоба.

Готовый металл льют в грануляционные бассейны с проточной холодной водой, на дне которых установлена дырчатая метал­лическая корзина. Полученные гранулы никеля извлекают из бас­сейна, сушат, упаковывают в фанерные бочки и отправляют потребителю.

Огневой никель до ГОСТ 849-70 должен содержать суммарно никеля и кобальта не менее 98,6 % (Н-3) и кобальта не более 0,7 %.

Рассмотренная технологическая схема хорошо освоена на практике. Это, пожалуй, ее единственное достоинство. Главные ее недостатки заключаются в сложности (многостадийности) технологии, высоком расходе дорогостоящего и дефицитного кокса, низком извлечении никеля и особенно кобальта и, наконец, к полной потере всего железа руды.

2.12 Переработка анодных шламов Cu-Ni-го произв-ва

Состав шламов, %: 15-35 Cu, 3-12 Se, 0,5-4 Te, 6-20 Ni, 2-15 Pb, 0,5-5 As, 4-10 Sb, 1-4 Sn, 4-24 Ag, 0,5-1,8 Au.

Шламы подвергают обезмеживанию. Более интенсивный метод – сульфатизир-щая разварка: шлам обраб-т 70% H2SO4 при 410-420 К в течении 6-8 часов и затем проводят водное выщ-ние, в рез-те >90 % Cu и Ni переходят в р-р. Р-ры направляют в цикл электролиза или на получение Cu-го и Ni-го купороса.

Обезмеженный шлам (1-3 % Сu) подсушивают, смеш-ют с реагентами оборотной пылью, гранулируют, обраб-ют в шахтной печи при 920-970 К, используя подогретый воздух. Возгоны, содержащие SeO2, улавливающиеся щелочным р-ром в аппаратах этекционно-пенного типа. Получаемый р-р селенита натрия обраб-т алюминием и осаждают селен. Осадок аморфного селена шихтуют с 10-15 % селитры и плавят при 470-520 К на ме-л.

Остаток от выщ-ния селена переплавляют с получением Ag-Au сплава (86-92 % Ag, 8-9 % Au) и содовых теллуристых шлаков. Последние дробят, выщ-т при 350-360 К, осаждают из р-ра цв. ме-лы сульфидом натрия из осветленного р-ра (г/дм3: 40-60 Те, 8-15 Se, 30-40 NaOH) , электрохим-ки осаждают Те при плотности тока 200-700 А/м2, t=290-300К. Получают конц-т, сод-щий 90-95 % Те и 1-2 %Se. Этот продукт растворяют в 12%-ном р-ре щелочи, Те осаждают Al-м порошком. Осадок промывают водой, р-рами щелочи, к-ты сушат и переплавляют на мет-кий Те.

Наиболее совершенным способом аффинажа считается электролиз. Отливают аноды (15-20 кг), готовят р-р нитрата серебра (150 г/дм3 Ag, pH=1) Аноды помещают в чехол-диафрагму, катоды изгот-т из Ti-ой пластины. Электролиз проводят при 300-310 К, плотности тока 300-600 кВт ч/т Ag. Катодный осадок промывают 2-3% - ой HNO3, горячей водой, сушат, плавят, получая Ag 99,97-99,99.

В анодном шламе сод-ние Au достигает 50-80%. Шлам обраб-т послед-но HNO3, смесью 10%-го р-ра гипохлорита и перманганата К, конц HCl. Остаток плавят и отливают аноды (2-7 кг). Катоды – золотой лист толщиной 0,1-0,25 мм. В электролите сод-ся 100-200 г/дм3 Au.