книги / Металлургия черных и цветных металлов

За счет большой поверхности реагирования окислителя с расплавом обеспечиваются быстрое протекание реакций окис­ ления и образование штейна и шлака. В результате печь имеет

70 т/(м2*сут). Некоторые показатели работы печи в сравнении с другими приведены в табл. XI.3, из которой видно, что печь при сравнительно небольших размерах обладает высокой еди­ ничной мощностью по сравнению с другими агрегатами, причем производительность печи может изменяться в широких преде­ лах. Она также имеет лучшие и другие основные показатели. В принципе печь позволяет осуществить непрерывное конверти­ рование штейна до черновой меди.

Таким образом, вместо многостадийной технологической’ схемы, включающей обжиг, плавку и конвертирование с боль­ шим числом оборотов и низким содержанием SO2 в отходящих газах, можно получать штейн или черновую медь в одну стадию с полным извлечением серы в отходящие газы.

Кивцэтная плавка. Кивцэтная (кис­ лородно-взвешенная циклонная электро­ термическая) плавка, так же как и плавка в жидкой ванне, является авто­ генной, т. е. здесь не требуется вводить топливо, так как тепла от окисления серы сырья достаточно для осуществле­ ния процесса. Это достигается сочета­ нием принципов взвешенной и циклон­ ной плавок. Плавку сырья ведут в цик­ лонной камере, в которую с вихревым потоком окислительных газов подают

дувку расплава воздухом, обогащенным кислородом. Образующиеся при этом штейн и шлак перетекают в электропечь, где осуществляются разделение штейна и шлака и обеднение шлака. Штейн из электропечи непрерывно посту­ пает в печь для конвертирования., В результате продувки штейна получают черновую медь. Отходящие газы с 12—15 % S 0 2 направляют на производство серной кислоты.

§ 8. Выделение металлической меди, конвертирование медных штейнов

Следующая стадия производства меди — выделение черновой меди из медного штейна. С этой целью медный штейн, получен­ ный тем или иным способом, конвертируют, при этом происхо­ дят окисление сульфидов и выделение меди. Образующийся SO? переходит в газ, а оксиды железа — в шлак. В результате плавки в конвертере получается конвертерная медь. Впервые использование конвертера для переработки штейнов ввели рус­ ские инженеры Семенников, Иосса и Лалетин в 1866 г. Конвер-

J *

распространенным в настоящее время является горизонтальный конвертер (рис. XI.7).

Он представляет собой горизонтально расположенный ципиндр и з котельной стали толщиной 19—32 мм, изнутри футе­ рованный магнезитовым кирпичом. Наружный диаметр конвер­ тера 2 3—4 м длина 4,3—10 м. В центральной части конвертера имеется прямоугольное отверстие — горловина. Через горло^ вину в конвертер заливают штейн, а также сливают продукты плавки Для этого конвертер может поворачиваться вокруг оси цилиндра в обе стороны. По образующей цилиндра располо­ жены фурмы для вдувания воздуха в конвертер. Сверху над горловиной имеется железный короб-напыльник, через который уходят отходящие газы. В конвертер заливают штейн с темпе­ ратурой 1200 °С. Процесс плавки в конвертере состоит из двух периодов В течение первого периода в конвертер заливают не­ большими порциями штейн, продувают его в течение 30— 40 мин, шлак сливают и повторяют операцию. Первый период длится от 6 ч до суток в зависимости от содержания меди в штейне. Так продолжают до тех пор, пока в конвертере не накопится достаточное количество белого штейна. В первом

периоде происходят окисление сульфидов железа и образова­ ние фаялита по реакции:

вшлаке определяется активностью FeO и температурны ми условиями.

Врезультате первого периода после слива шлака в конвер­ тере остается белый штейн, состоящий из сульфида меди C112S

исодержащий 78—80 % Си и 20—21 % S. Вследствие экзотер­ мических реакций температура расплава в первом периоде по­ вышается. Чтобы уменьшить разрушение футеровки конвер­ тера, регулируют температуру с помощью холодных присадок, так что температура в первом периоде поддерживается в пре­ делах 1250—1350 °С. Шлаки конвертерной плавки состоят главным образом из оксидов железа и кремнезема. Содержание железа в шлаке —50%, кремнезема — 20—28%. Количество магнетита в шлаке зависит от содержания SiC>2, так как в при­ сутствии БЮг протекает реакция:

3Fe30 4 + FeS + 5Si02 = 5Fe2Si04 + S02; AH = 7,33 кДж/моль.

В результате при повышении содержания S1O2 до 25—28 % содержание магнетита снижается до 14—16%. Пониженное содержание магнетита в шлаке приводит к уменьшению меха­ нических потерь меди и получению более жидкоплавких шла­ ков. В шлаке содержатся также глинозем, оксиды кальция, магния в пределах 8—10%. В шлаке остается 1,5—3,0% Си. В связи с этим для извлечения меди шлаки в расплавленном Состоянии направляются в отражательную печь или в горн шахтной печи. Считается более эффективным проводить обедне­ ние медью шлаков в специальных плавильных агрегатах.

Во втором периоде, который длится 2—3 ч, идет продувка белого штейна воздухом. Сульфид меди окисляется и при про­ текании обменной реакции выделяется медь:

В черновой меди содержатся 0,05—0,1 % S, а также же­ лезо, мышьяк, свинец, кислород и другие элементы. Золото и серебро практически полностью переходят из штейна в медь, их содержание в черновой меди составляет: Аи 2—350 г/т, Ag 15—2500 г/т; примесей в зависимости от марки —0,65 до 4%.

Расход воздуха в конвертере зависит от ряда факторов, на­ пример от содержания меди в штейне, потерь воздуха и т. д., и находится в пределах 320—350 м3/мин для конвертеров 3,66X6,1 м и —850 м3/мин для конвертеров 3,96X9,14 м. В от­ ходящих газах вследствие разбавления содержание SO2 ниже теоретического. Теоретически содержание SO2 в первом периоде должно быть 13%, а во втором — 21%. Практически в отхо­ дящих газах в среднем содержится 4—6 % SO2. В зависимости от степени подсоса воздуха содержание SO2 колеблется в пре­ делах от 0 до 12 %.

Производительность конвертера за 1 ч работы находится в пределах 4—12 т при общей продолжительности плавки до суток. Готовую черновую медь разливают в стальные прямо­ угольные изложницы или при большой производительности ве­ дут разливку на ленточных разливочных машинах. Для очистки черновой меди от примесей и извлечения из нее благородных металлов медь рафинируют огневым или электролитическим рафинированием.

§ 9. Рафинирование меди

С помощью огневого рафинирования можно получить медь с удовлетворительными механическими свойствами. Но при огневом рафинировании остаются примеси, снижающие элек­ трическую проводимость меди. Кроме того, благородные ме­ таллы не извлекаются при огневом рафинировании. Электроли­ тическое рафинирование является более дорогостоящим, но качество меди при этом получается более высоким. Затраты на электролитическое рафинирование снижаются, если из черно­ вой меди предварительно с помощью огневого рафинирования удаляется большая часть примесей, поэтому огневое рафиниро­ вание меди, как правило, является предварительным перед электролитическим.

Принцип огневого рафинирования заключается в окислении примесей, имеющих большее химическое сродство к кислороду, чем медь. В результате примеси переходят в шлак. Огневое рафинирование проводят в печах, которые по конструкции сходны с отражательными печами для выплавки штейна. Вме­ стимость печей 200—400 т. Футеровка пода печей может быть кислой и основной. В качестве топлива применяют мазут, при­ родный газ или угольную пыль. Температура во время плавки составляет 1130—1150 °С.

В общем виде окисление примесей можно представить следую­ щим образом:

[Си]-f-1/.>02 -- (Cu20); [Cu20] + [Me] 2[Cu]-f-(MeO).

Константа равновесия для второй реакции:

/Ср = Q[Cu]^(MeO)/(a [CuaO]Q[M <?])•

Принимая активность меди равной единице и заменяя ак­ тивность примеси концентрацией, можно найти содержание примеси в меди:

содержащ ейся в меди СигО. С одерж ание кислорода в меди при этом сн иж а­ ется от 0,6— 0,8 % в период окисления до 0,03—0,2 % по окончании дразнения. При огневом рафинировании благородны е металлы, имеющие меньшее по ср ав ­

вой меди отливаю т аноды, которые идут на электролитическое рафинирование.

Технология огневого рафинирования в отражательных пе­ чах несовершенна, поэтому разработаны другие способы рафи­ нирования черновой меди. Эти способы предусматривают не­ прерывность процесса и зональное проведение различных ре­ акций. В одной зоне идет окисление, затем медь попадает в восстановительную зону, где происходит раскисление меди, и далее в разделительную камеру, где мель отдельно от шлака выпускают из печи и разливают на аноды.

Электролитическое рафинирование дает возможность полу­ чить металл высокой чистоты, а также извлечь ценные эле­ менты, находящиеся в меди. Аноды из черновой меди поме­ щают в электролитические ванны. В качестве электролита при­ меняют раствор сульфата меди с добавлением серной кислоты. В ванны (рис. XI.8) помещают катоды — тонкие листы меди, которые получают электролитическим осаждениеммеди на

плав катодной меди ведут в отражательной или индукционной печах. Анодный скрап в количестве ~ 15 % от начальной массы

идет на переплав. Шлам идет на переработку, где из него из­ влекают ценные элементы.

Интенсификация электролитического рафинирования дости­ гается путем увеличения плотности тока с одновременным из­ менением скорости и характера циркуляции электролита и дру­ гими способами. Для получения более плотных, ровных катодов и повышения их чистоты в электролит добавляют поверхностно­ активные вещества, например желатину, столярный клей, от­

ходы целлюлозного производства, в количестве от десятых до­ лей грамма до сотен граммов на 1 т меди.

Гл а в а 3. МЕТАЛЛУРГИЯ НИКЕЛЯ

§1. Общие сведения

Никель открыт в 1751 г., его промышленное производство в достаточно боль­ ших масштабах начато в конце XIXv в. Вначале никель использовали главным образом в военной технике, в дальнейшем он получил широкое применение в производстве легированных сталей, специальных сплавов и других областях. Никелевые руды разделяют на сульфидные и гидросиликатные (окисленные) В сульфидных рудах содержатся минералы: пентландит (Ni, Fe)S, реже миллерит NiS, а также растворы никеля в пирротине. Наряду с никелем в рудах, как правило, присутствует медь (в результате чего руды называют медно-ни­ келевыми), а также железо, кобальт, металлы платиновой группы Содержа­ ние никеля в сульфидных рудах находится в пределах 0 ,3 —5 ,5 %, меди 06— 4,5%, кобальта 0,01—0,2%. В пустой породе содержатся оксиды, сульфиды

и силикаты железа, кремнезем, глинозем и в небольших количествах оксиды кальция и магния.

Окисленные никелевые руды содержат водные магнезиальноникелевые си­ ликаты непостоянного состава например, минерал гарниерит Ni,[Si4Oi0IOH)(- •4НзО, непуит lN|. MgJelSijOtoIOHJg и др. Окисленные руды имеют большое содержание влаги (30 %). В сухой руде содержание никеля 0,9—15% ко­

бальта до' 0,15 %• в пустой породе содержатся гидраты оксидов железа, алю­ мосиликаты, кремнезем, оксид магния, тальк и другие составляющие

Переработка руд начинается с подготовки; с этой целью руду подвергают дроблению и окускованию, сортировке по крупности, смешиванию с добав­ ками. Окускование ведется брикетированием или агломерацией. Дальнейшая

переработка включает в себя плавку шихты. Плавку ведут главным образом в шахтных печах.

§ 2. Плавка в шахтных печах

Плавка в шахтных печах имеет цель перевода никеля в штейн, а пустой породы в шлак. Шахтные печи устроены аналогично печам для плавки медных руд. Температура в районе фурмен­ ной зоны составляет 1450—1500 °С, а на колошнике — 400— 500 °С. В нижней части печи расположен внутренний горн, ко­ торый монтируется из чугунных плит и футерован хромомагне*