- Лекция 7. Гидрометаллургия меди.
- Получение меди — гидрометаллургический способ
- Гидрометаллургический способ получения меди с руд и концентратов
- Перколяционное и агитационное выщелачивание, выделение меди из растворов. Свойства, области применения и сырьевые источники свинца. Отжиг и спекание свинцовых концентратов. Скорость движения раствора при загрузке увлажненного и гранулированного материала.
- Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
- Подобные документы
Лекция 7. Гидрометаллургия меди.
Гидрометаллургические способы получения меди в принципе пригодны для переработки любых видов рудного сырья. Однако их обычно используют для извлечения меди из окисленных руд или предварительно обожженных сульфидных руд. Доля гидрометаллургических процессов в общем производстве меди за рубежом постоянно возрастает и составляет сейчас – 12-15 %. В СНГ эти способы пока почти не применяют; лишь небольшое количество меди извлекается выщелачиванием вскрышных пород в отвалах (кучах) и забалансовых руд.
Ограниченное применение гидрометаллургических способов в медной промышленности является следствием в основном малых запасов окисленных руд и сложности попутного извлечения золота и серебра. По этой причине гидрометаллургию используют главным образом для переработки бедных руд с нерентабельным содержанием благородных металлов, пустая порода которых не вступает в химическое взаимодействие с растворителем. Для практической выгодности гидрометаллургии необходимо также, чтобы медь находилась в форме легкорастворимого соединения или переводилась в растворимую форму без значительных затрат.
Любой гидрометаллургический способ, не считая подготовительных и вспомогательных операций, состоит из двух основных стадий: обработки рудного сырья растворителем (выщелачивание) и осаждения металла из раствора.
При выборе растворителя учитывается ряд требований. Основными из них являются дешевизна и доступность растворителя, эффективность его воздействия на компоненты руды, незначительное воздействие на минералы пустой породы и возможность его регенерации. Применительно к медному сырью этим требованиям в наибольшей степени удовлетворяют вода и растворы серной кислоты и сульфата трехвалентного железа.
Вода — наиболее дешевый и доступный растворитель — пригодна, как правило, для обработки сырья и полупродуктов, содержащих медь в форме сульфатов или хлоридов. В условиях естественного (природного) выщелачивания сульфидных минералов при совместном действии воды и кислорода воздуха происходит окисление сульфидов с образованием серной кислоты и сульфата трехвалентного железа, которые и растворяют в конечном итоге сульфиды.
Раствор серной кислоты — наиболее распространенный растворитель в гидрометаллургии меди. Он обладает достаточно высокой растворяющей способностью, дешев и легко регенерируется. Однако его невыгодно применять для сырья с повышенным содержанием основных породообразующих минералов (известняка, кальцита, доломита и т.д.) из-за резкого увеличения расхода растворителя на их растворение и невозможности регенерации H2S04 из сульфатов кальция и магния.
Сульфат трехвалентного железа является хорошим растворителем для многих природных сульфидов меди. Однако этот растворитель самостоятельного значения в гидрометаллургии меди не имеет. Причиной этому является гидролиз Fe2(S04)3 в водных растворах. Для придания устойчивости сульфату растворы нужно подкислять серной кислотой.
При совместном воздействии указанных двух реагентов на сульфидные минералы Fe2(S04)3 работает как окислитель сульфидов, а серная кислота является их фактическим растворителем. Сульфат трехвалентного железа при этом восстанавливается до FeS04. Регенерацию растворителя осуществляют путем окисления FeS04 до Fe2(S04)3 аэрацией (продувкой) воздухом, часто в присутствии определенного вида бактерий (бактериальное выщелачивание) и реже хлором.
Для выщелачивания медных руд и концентратов применяют несколько методов: выщелачивание в кучах; подземное выщелачивание; выщелачивание путем просачивания раствора через слой рудного материала (перколяция); выщелачивание в чанах с механическим перемешиванием (агитация); автоклавное выщелачивание (под давлением).
В отечественной металлургии меди нашли применение только первые два метода.
Кучное выщелачивание применяют для извлечения меди на месте из вскрышных пород (отвалов) старых и новых карьеров.
В качестве промышленного осадителя меди используют материалы на основе железа — железный лом, стружку, обрезь жести, обезлуженную консервную жесть, губчатое (пористое) железо и т.д. в связи с их достаточной активностью, доступностью и невысокой стоимостью.
В современной практике цементации меди наибольшее распространение получили цементационные желоба, вращающиеся барабаны и чаны с механическим перемешиванием.
Основной продукт цементации — цементную медь — отправляют для дальнейшей переработки на медеплавильные заводы. Она содержит 65-75 % Си, а остальное — в основном железо. Отработанные растворы с содержанием — 0,05 г/л Си направляют на выщелачивание. Извлечение меди при цементации составляет 90-98 %. Расход железа на цементацию I т меди колеблется от 1,5 до 2,5 т.
Основными недостатками цементационного осаждения меди являются: необходимость расходования серной кислоты при регенерации оборотных растворов, содержащих FeS04; необходимость дополнительной очистки (переработки) получающейся цементной меди для получения товарного продукта.
Экстракцию меди из бедных растворов органическими растворителями успешно используют на нескольких заводах в США и Африке. При экстракционном способе предусматривается в стадии реэкстракции органической фазы получение медного раствора, содержащего до 90 г/л Си. Такой раствор может быть переработан методом электролиза с получением чистой катодной меди или автоклавным способом на медный порошок.
Разработаны также сорбционные процессы для извлечения меди из окисленных медных руд и растворов после кучного или подземного выщелачивания с использованием ионообменных материалов, которые также позволяют получать медь в виде катодов или порошков.
Контрольные вопросы
1. Методы гидрометаллургии меди
2. Требования, предъявляемые при кучном выщелачивании меди
3. Организация работы кучного выщелачивания
Лекция 8. |
Никель и его применение. Сырье для получения никеля. Современное состояние производства никеля
Никель и его применение
Никель — единственный «молодой» металлиз тяжелых цветных металлов, получивший широкое применение только в конце XIX в. Впервые как химический элемент никель был открыт в 1751 г.и выделен в чистом виде в 1804 г. Однако он был обнаружен в составе монетных сплавов, применявшихся еще в Ш столетии до н.э. До 1875 г.никель считался ювелирным металлом, стоилдорого и производили его в очень небольших количествах. Мировое производство никеля в 1875 г. составляло всего
500т, а затем качало быстро расти.
Чистый никель – металл светло-серебристого цвета. Никель обладает достаточно высокой прочностью и пластичностью. Он легко поддается механической обработке как в горячем, так и в холодном состоянии, легко прокатывается в листы толщиной до 0,02 мм и протягивается в проволоку диаметром до 0,01 мм.
В химическом отношении никель малоактивный металл, обладает высокую коррозионную стойкость в атмосфере воздуха, устойчив к воздействию воды и многих агрессивных сред.
С кислородом никель образует два основных оксида: NiO, Ni2O3. С серой никель образует сульфиды: NiS, Ni3S2.
С металлами никель образует многочисленные сплавы. Известны более 3000 никельсодержащих сплавов. В сплавах никель придает разнообразные ценные свойства (жаропрочность, кислотоупорность, вязкость, нержавеющие свойства…). В чистом виде никель используется для никелирования, для изготовления посуды с высокой коррозионной стойкостью, в качестве катализаторов. Среди цветных металлов по производству и потреблению никель занимает пятое место после алюминия, меди, свинца и цинка.
Сырье для получения никеля
Промышленное производство никеля возникло в конце XIX века почти одновременно на базе окисленных никелевых руд Новой Каледонии и сульфидных медно-никелевых руд Канады.
Окисленные (силикатные) никелевые руды являются рудами вторичного происхождения. Они образовались в результате выветривания главным образом змеевиков и состоят из простых и сложных гидратированных силикатов магния и железа, и алюмосиликатов, содержащих никель.
Основными никельсодержащими минералами в окисленных никелевых рудах являются гарниерит (Ni, Mg)O ∙ SiO2 ∙ 2H2O, ревдинскит и непуит 3(Ni, Mg)O ∙ SiO2 ∙ 2H2O и нонтронит nNiO ∙ (Al, Fe)2O3 ∙ 4SiO2 ∙ 4H2O. Никелевые минералы в рудах находятся в тонкодисперсионном состоянии. По внешнему виду они похожи на глину, для них характерны пористое, рыхлое строение, малая механическая прочность кусков, высокая гигроскопичность. Из-за отсутствия рациональных методов обогащения окисленные никелевые руды поступают непосредственно на металлургическую переработку.
В СНГ промышленные месторождения окисленных никелевых руд находятся на Урале, Казахстане и на Украине, за рубежом – в Новой Каледонии, на Кубе, Филиппинах, в США, Бразилии, Индонезии и Греции.
В сульфидных рудах никель присутствует главным образом в виде пентландита [(Ni,Fe)S], представляющего изоморфную смесь сульфидов никеля и железа переменного соотношения, и частично в форме твердого раствора в пирротине (Fe7S8).
Основным спутником никеля в сульфидных рудах является медь, содержащаяся главным образом в халькопирите (CuFeS2). Из-за высокого содержания меди эти руды называют медно-никелевыми. Кроме никеля и меди, в медно-никелевых рудах обязательно присутствуют кобальт, металлы платиновой группы (платина, палладий, родий, рутений, осмий и иридий), золото, серебро, селен и теллур, а также сера и железо. Таким образом, сульфидные медно-никелевые руды являются полиметаллическим сырьем очень сложного химического состава. При их металлургической переработке в настоящее время извлекают 14 (включая серу) ценных компонентов.
Химический состав сульфидных медно-никелевых руд следующий, %: Ni 0,3-5,5; Си 0,2 — 1,9; Со 0,02- 0,2; Fe 30 -40; S 17- 28; Si02 10 — 30; MgO 1- 10; А1203 5- 8. По структуре медно-никелевые руды могут быть сплошными, жильными и вкрапленными. Чаше встречаются два последних типа руд. В зависимости от глубины залегания руду добывают как открытым, так и подземным способом.
В отличие от окисленных никелевых руд сульфидные медно-никелевые руды характеризуются высокой механической прочностью, негигроскопичны и могут подвергаться обогащению. Следует отметить, что обогащению обычно подлежат только сравнительно бедные руды (не более 1,5-2,5 % Ni). Богатые руды после соответствующей подготовки направляют на плавку.
В СНГ промышленные месторождения сульфидных медно-никелевыых руд находятся на Таймырском и Кольском полуостровах, за рубежом – в Канаде и Австралии.
Основным способом обогащения сульфидных медно-никелевых руд является флотация. Иногда флотационному обогащению предшествует магнитная сепарация, направленная на выделение пирротина в самостоятельный концентрат. Возможность проведения магнитной сепарации обусловлена относительно высокой магнитной восприимчивостью пирротина.
Выделение пирротинового концентрата при обогащении руды улучшает качество первичного никелевого концентрата вследствие вывода из него значительной части железа и серы и упрощает его последующую металлургическую переработку. Однако при получении пирротинового концентрата, содержащего до 1,5 % Ni, возникает необходимость в обязательной его переработке с целью извлечения никеля, серы и платиноидов.
Флотационное обогащение медно-никелевых руд может быть коллективным и селективным. При коллективной флотации за счет отделения пустой породы получают медно-никелевый концентрат. Однако и селективная флотация не обеспечивает полного разделения меди и никеля (особенно по выделению никеля). Продуктами селекции в этом случае будут являться медный концентрат с относительно небольшим содержанием никеля и никелево-медный концентрат, отличающийся от руды более высоким отношением Ni:Си. На практике такой концентрат обычно называют просто никелевым.
Таким образом, в зависимости от принятой схемы обогащения сульфидных медно-никелевых руд можно получать коллективные медно-никелевые, медные, никелевые и пирротиновые концентраты, состав которых приведен ниже.
Состав продуктов обогащения медно-никелевых руд
Ni Си Fe S SiO2
Коллективный 3,6-6,5 3,0-6,0 38-40 28-30 12-14
Никелевый 6-11 4-6 37-40 25-29 14-20
Пирротиновый 0,1-1,55 0,05-0,17 55-60 36-37 1-3
Как следует из приведенных данных, соотношение никеля и меди в медно-никелевых и никелевых концентратах изменяется примерно oт 2:1 до 1:2. Такие концентраты можно перерабатывать по одной и той же технологии. Медные концентраты с соотношением меди и никеля, равным 20:1, перерабатывают на медеплавильных заводах.
Кроме окисленных никелевых и сульфидных медно-никелевых руд, сырьем для получения никеля могут служить мышьяковистые руды, добываемые в Бирме и в Канаде.
Источник
Получение меди — гидрометаллургический способ
При гидрометаллургическом способе получения меди используют бедные медные руды , которые подвергают выщелачиванию . Для выщелачивания руду желательно мелко раздробить. Процесс ведется в кучах, а также в деревянных и бетонных чанах. Выщелачивания ведется при помощи растворителей H 2 S0 4 , Fe (SO 4 ) 3 , NH4OH и др.
Легче всего растворяются окисленные медные руды :
CuO + H 2 SO 4 →CuSO 4 + H 2 O
СuСО 3 • Сu(ОН) 2 + 2 Н 2 SO 4 →2СuSO 4 + 3 Н 2 О +СO 2 .
Сернистые соединения меди выщелачиваются сернокислым железом:
Cu 2 S + 2 Fe 2 (SО 4 )3→2 СuSO 4 + 4 FeSO 4 + S.
При выщелачивании медных руд достигается почти полное извлечение меди, что дает возможность перерабатывать даже к бедные окисленные руды. Полученные растворы солей меди при выщелачивании подвергают дальнейшей обработке с целью извлечения меди. Из бедных цттиоров медь добывают методом цементации. В раствор опускают обрезки железа (листы, проволоку). Железо замещает медь в сернокислых солях и медь выделяется в виде металлического мелкого порошка:
CuSО 4 + Fe→FeSО 4 + Cu.
Цементационная медь содержит до 70% Сu. Растворы, содержащие большое количество сернокислых солей меди, подвергают электролизу с нерастворимыми постоянными анодами. Катодприменяют обычно из чистой электролитной меди. Электролит содержит 40—60 г/л меди, 10—20 г/л H 2 SО 4 .
Плотность тока 150 а/м 2 катода; напряжение 2—2,5 в.
Источник
Гидрометаллургический способ получения меди с руд и концентратов
Перколяционное и агитационное выщелачивание, выделение меди из растворов. Свойства, области применения и сырьевые источники свинца. Отжиг и спекание свинцовых концентратов. Скорость движения раствора при загрузке увлажненного и гранулированного материала.
Рубрика | Производство и технологии |
Вид | курсовая работа |
Язык | русский |
Дата добавления | 24.09.2018 |
Размер файла | 1,3 M |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
Размещено на http://www.allbest.ru/
1. Дайте определение основным операциям гидрометаллургического способа получения меди с руд и концентратов
1.1 Перколяционное выщелачивание
1.2 Агитационное выщелачивание
1.3 Выделение меди из растворов
2. Металлургия свинца. Свойства. Сырьё. Схема. Отжиг и спекание свинцовых концентратов
2.1 Свойства свинца
2.2 Области применения свинца
2.3 Сырьевые источники свинца
2.4 Отжиг и спекание свинцовых концентратов
Список использованной литературы
1. Дайте определение основным операциям гидрометаллургического способа получения меди с руд и концентратов
Для переработки этого типа сырья используют перколяцнонное или агитационное выщелачивание, при этом обеспечивается принудительное движение раствора относительно загружаемого материала. Обязательным условием будет гранулометрическая однородность сырья. Как правило, дополнительные затраты на дробление и подготовку руды компенсируются повышенным извлечением меди и интенсификацией выщелачивания.
Для перколяционного выщелачивания необходимы достаточно пористые и механически прочные руды. Руды с повышенной плотностью или способностью к шламообразованию предварительно измельчают и подвергают агитационному выщелачиванию.
Серная кислота — основной растворитель, используемый для выщелачивания меди из окисленных богатых руд и концентратов. В 20—30-х гг. текущего столетня на ряде заводов для переработки богатых руд, особенно содержащих и самородную медь, использовали аммиачно-карбонатные растворы.
1.1 Перколяционное выщелачивание
Загрузка руды. При перколяционном выщелачивании раствор просачивается через слой руды, расположенной на ложном днище. Различают нисходящую (раствор проходит сверху вниз) и восходящую (раствор поднимается снизу вверх) перколяции. Для последнего типа характерно более равномерное распределение раствора по сечению загруженного материала.
По способу подачи раствора известны периодическая и методическая (противоточная) перколяции. В первом случае руду обрабатывают одним и тем же раствором до окончания операции. Это удобно при небольшом масштабе производства и переработке достаточно однородного по химическому составу сырья.
При противоточной перколяции руду по определенному графику подвергают последовательной обработке раствором с различной концентрацией растворителя. К концу выщелачивания наиболее упорные соединения меди вскрываются самым крепким растворителем. Принципиальная схема противоточной перколяции, используемой в крупнотоннажном производстве, показана на рис. 1.
Показатели перколяционного выщелачивания во многом зависят от проницаемости слоя загруженной руды, напора и характера движения раствора, температуры. Проницаемость слоя руды заметно влияет на скорость перколяции: при увеличении пористости слоя на 25% пропускная его способность по раствору возрастает почти в три раза.
Поскольку проницаемость слоя снижается с ростом содержания мелких фракций, руду после дробления классифицируют для удаления шламовых включений.
Загрузка неклассифицированной руды приводит к ее сегрегации по крупности, что осложняет равномерную перколяцию раствора по сечению чана. При отсутствии классификации укрупнения мелких частиц руды достигают при водяной «агломерации». Этот способ разработан в Горном Бюро (США) в 30-х г. текущего столетня. В связи с ограниченной механической прочностью образуемых окатышей высоту слоя руды в чане ограничивают 3—4 м и раствор подают медленно и равномерно.
Оптимальные условия агломерации руды подыскивают для конкретного материала: например, для порфировых руд рекомендуются крупность —0,074 мм (около 30% фракции) и влажность 8—12%.
В работе была исследована установившаяся скорость движения раствора в условиях нисходящей перколяции при загрузке сухого, увлажненного и гранулированного материалов.
Лучшие показатели получены при использовании гранулированного материала: 240 л/(м г -ч); для сухого и увлажненного материала скорость перколяции составляла 23 и 58 л/(м 2 *ч), при этом наблюдали сегрегацию. Добавка флокулянта ликвидировала сегрегацию и повысила скорость перколяции до 94 л/(м 2 -ч). выщелачивание медь раствор свинец
Наибольшую скорость перколяции получали при следующем способе подачи раствора: руду заливали по верхний уровень, затем раствор дренировали, после чего начинали непрерывную подачу свежего раствора.
Скорость нисходящей перколяции раствора снижается при наличии газа в слое руды. Это является одной из причин снижения эффективности переработки руды, содержащей более 3% карбонатных минералов. Вредное влияние газов устраняют при организации восходящей перколяции или же за счет предварительного смачивания руды. Повышение температуры ускоряет процесс химического растворения и перколяцию раствора, последняя возрастает почти в пять раз при увеличении температуры с 5 до 80 С. Учитывая последующие способы выделения меди, большие масштабы производства, аппаратурное оформление перколяционного выщелачивания, специальный подогрев раствора экономически не оправдывается.
Рис. 1. Принципиальная схема противоточного перколяционного выщелачивания руды : 1 — V — промывные операции с соответствующими объемами поступаемых и получаемых растворов, тыс.м 3
Промывка остатков от выщелачивания. Поскольку хвосты направляют в отвал или на дополнительную переработку, их тщательно отмывают для снижения потерь меди и растворителя.
Технику отмывки выбирают в зависимости от характера сырья: для этой цели изменяют направление перколяции, способ использования промывных вод и продолжительность дренажа, Практикуют периодическую отмывку с оборотом промывных вод в каждой стадии цикла, полу- противоточную декантацию (последовательную обработку восходящим потоком промывной воды>, периодическую нисходящую промывку с дренажом промывных вод между промывками. Для качественной отмывки хвостов необходима оптимальная скорость воды при минимальном ее расходе. Перколяционная промывка более эффективна и требует меньшего расхода воды, чем полупротивоточная декантация. В первом случае вода проходит через слой загрузки и понижает остаточную влажность до 15—20%.
Расход промывной воды определяют из водного баланса выщелачивания с учетом компенсации потерь раствора за счет испарения, утечек и т. д.
В целом эффективность отмывки хвостов зависит от физических свойств обрабатываемого материала (его пористости, способности к шламообразованию и др.); содержания шламовых фракций; равномерной проницаемости загрузки; температуры промывной воды. Особенно ухудшаются показатели отмывки при повышенной зашламленности.
Аппаратурное оформление и режим процесса. Огромные масштабы производства при переработке перколяцией окисленных руд (до нескольких десятков тысяч тонн в сутки) требуют высокого уровня механизации погрузочно-разгрузочных работ.
Поступающую воду подвергают трехстадиальному дроблению с промежуточным грохочением. Крупность загружаемого материала зависит от характеристики руды и в среднем составляет 4—8 мм. Дробленую руду подают в отделение выщелачивания системой лен точных транспортеров и загружают в чаны с помощью мостового крана, оборудованного транспортерным сбрасывателем или грейфером (рис. 65). В первом случае достигается более производительная и равномерная загрузка по сечению чана.
Форму и размер чана определяют в зависимости от производи* тельностн установки. На заводах большой производительности сооружают бетонные чаны прямоугольной формы емкостью до 5—10 тыс. т руды. Длина такого чана достигает 50 м, ширина 30—33 м, глубина 5—5,5 м При малой производительности выщелачивание осуществляют в деревянных чанах. Поверхность чана, находящуюся в контакте с раствором, покрывают кислотостойким материалом: асфальтом, смолой, реже — листовым свинцом, слоем полимерного материала, кислотоупорного бетона на синтетической замазке.
При использовании синтетических материалов необходима дополнительная крепящая арматура, что заметно увеличивает общую стоимость антикоррозионной защиты.
Для транспортировки раствора используют центробежные насосы в антикоррозионном исполнении,
Продолжительность обработки руды составляет 8 — 13 дней (включая операции загрузки, промывки и выгрузки), в том числе непосредственно выщелачивание занимает 6 — 8 сут. Контакт руды с раствором одной концентрации составляет около 24 ч. т. е. за цикл выщелачивания через каждый чан пропускают 6—8 объемов раствора.
Руду промывают 1 — 3 сут., используя промывные воды с понижающимся содержанием меди, а на конечной стадии— свежую воду. В зависимости от свойств руды проводят до 5—7 промывочных циклов,
При переработке хорошо подготовленной руды обогащенные по меди растворы не требуют специальной фильтрации или отстаивания. При повышенном содержании шламов растворы подвергают осветлению одним из известных способов. Периодически осуществляют вывод части раствора для очистки от накапливающихся примесей.
Хвосты от выщелачивания системой ленточных транспортеров направляют в отвал.
Но несмотря на это, по-видимому перколяционное выщелачивание имеет ограниченные перспективы для гидрометаллургических заводов и будет применяться на небольших установках.
1.2 Агитационное выщелачивание
Этот способ выщелачивания используют при обработке минусовой фракции руды, получаемой при ее подготовке к перколяционному выщелачиванию. В ряде случаев агитационному выщелачиванию подвергают богатые окисленные руды и концентраты. Необходимый гидродинамический режим для достижения однородной плотности пульпы обеспечивают с помощью механического перемешивающего устройства нлн сжатого воздуха, пара («пачуки»). Аппараты с механическим перемешиванием требуют повышенного расхода электроэнергии, более сложны в эксплуатации, приводят к дополнительному образованию шламов Поэтому при организации переработки большого масштаба сырья более предпочтительны аппараты-пачуки.
Диаметр пачуков 1,8—7,5 м, высота 5—8,0 м, емкость 20—200 м 3 . Их изготавливают из дерева, обычной стали и футеруют свинцом, асфальтовой мастикой, кислотостойкой резиной или керамикой, в последние годы аппараты изготавливают из нержавеющих сталей. Плотность пульпы при выщелачивании выбирают с учетом содержания меди в сырье для получения растворов, определяющих последующее эффективное выделение меди: величина Ж : Т обычно составляет 1,5—4 : 1. Продолжительность операции 2—6 ч.
Промывку остатков от выщелачивания проводят в репульпаторах, а обезвоживание пульпы на фильтрующей аппаратуре.
В отличие от перколяционного агитационное выщелачивание представляет собой более интенсивный процесс и его предпочтительно использовать для переработки материалов с повышенным содержанием меди. Применение агитационного выщелачивания упрощает организацию непрерывного высокомеханизированного процесса.
В связи с повышенным содержанием меди в растворах, получаемых при выщелачивании богатых окисленных руд и концентратов, как правило, ее выделяют электролизом с нерастворимыми анодами. И только на заводе Уид Хайтс (США) используют цементацию, а на заводе Мантос Бланкос (Чили) — обработку сернистым газом с последующей цементацией для осаждения меди.
Практика цементации меди описана нами ранее, поэтому ниже подробно рассмотрим только электролитический способ осаждения меди.
На электролиз поступают растворы, содержащие не менее 20 г л
Сu и 20—30 г/л Н2SО4. Концентрация железа не превышает 4—5 г/л; в случае большего его содержания особенно тщательно приходится контролировать температурный режим электролиза. При наличии шламовых взвесей в растворе его осветляют, используя флокулянты или контрольную фильтрацию. Перед электролизом для улучшения качества катодного осадка в раствор вводят 10—500 г/м 3 клея.
Электролитные ванны изготавливают из железобетона, деревянные ванны в современной практике почти не используются. Геометрические размеры ванны: длина 6—10 м, ширина 1,2—1,3 м, глубина 1,3—1,5 м. Внутреннюю поверхность ванны защищают кислотостойким покрытием, асфальтовой мастикой, силикатно-глиноземистым кирпичом на кислотостойком цементе, сурьмянистым свинцом, а в последнее время — полимерными материалами (поливинилхлоридом, стекловолокном). Однако применение полимерных материалов ограничивается из-за их невысокой механической прочности и недостаточной надежности сварных швов.
Как правило, аноды изготавливают из сурьмянистого свинца (4—8% Sb). Кроме того, при использовании анодов из сплава «чилекс» выход по току понижался в связи с более высоким перенапряжением кислорода (почти на і В), чем на свинцовых анодах. Размеры анода; ширина 0,84—1,0 м, высота 1,2—1,3 м, толщина 0,01—0,02 м. Иногда аноды изготавливают перфорированными, что снижает расход свинца (почти на 30%),
В качестве катода используют медные основы, полученные в отдельном матричном переделе. Размер катода: ширина 0,9—1,1 м, высота 1,2—1,25 м; толщина 0,005—0,007 м.
Энергетический режим электролиза во многом зависит от состава исходного раствора и условий процесса.
Напряжение на ванне поддерживают 2—2,3 В, плотность тока 150 — 210 А/м 2 , а при глубоком обезмеживании раствора ее повышают до 230—250 А/м 2 ; в последнем случае для получения качественного >4 катодного осадка необходимо дополнительное перемешивание электролита.
Расход электроэнергии на 1 т металла в среднем составляет 2200— 2800 кВт-ч, а при переработке растворов с повышенным содержанием железа достигает 3300—.3500 кВт-ч.
Для предотвращения потерь раствора и снижения загазованности атмосферы цеха поверхность электролита в ваннах покрывают минеральным маслом, производными сульфаматов, а в последние годы на ряде заводов используют шарики из легковесных пластмасс.
Для изготовления трубопроводов и транспортных магистралей вместо ранее используемых деревянных или свинцовых материалов все чаще применяют полимерные материалы (полихлорвинил, полиэтилен, фу ран). Эти материалы отличаются меньшей плотностью, не зарастают солями меди, поэтому необходимость в дополнительной антикоррозионной защите отпадает. Запорную арматуру изготавливают из высоколегированных сталей, сталей, футерованных свинцом, реже кислотостойкой резиной.
2. Металлургия свинца. Свойства. Сырьё. Схема. Отжиг и спекание свинцовых концентратов
Свинец — металл синевато-серого цвета, свежий излом его имеет сильный металлический блеск.
Удельный вес твердого свинца — 11,273-11,48 г/см3, жидкого — от 10,686 г/см3 при 327,4 °С до 10,078 г/см3 при 850 °С.
Температура плавления свинца — 327,4 °С.
Температура кипения -1745 °С.
Уже при красном калении, т.е. около 500-550 °С заметно испарение свинца. Давление пара свинца при повышении температуры растет и при температуре 1745 °С составляет 105 Па.
Вследствие испарения свинца и его соединений увеличиваются потери при металлургическом производстве, что вынуждает иметь хорошую систему пылеулавливания. Некоторые примеси (мышьяк, сурьма) повышают летучесть свинца.
Свинец — плохой проводник тепла и электричества. Если взять тепло- и электропроводность серебра за 100, то теплопроводность свинца составляет 8,5, а электропроводность — 10,7.
Из всех тяжелых металлов свинец наиболее мягкий. Примеси сурьмы, мышьяка, щелочных металлов увеличивают твёрдость свинца.
Свинец образует целый ряд сплавов с другими металлами, некоторые из них имеют низкую температуру плавления. Цена на металлопрокат за счет этого достигается максимально низкой.
Свинец — элемент 4 группы таблицы Менделеева. Порядковый номер — 82. Атомный вес — 207,21. Валентность — 2 и 4. В сухом воздухе свинец не изменяется. Во влажном и содержащем углекислый газ воздухе свинец тускнеет, покрываясь пленкой закиси PbO2, которая превращается в основной карбонат 3РbСО3 ·Pb(ОН)2. Расплавленный свинец в присутствии воздуха медленно окисляется до закиси, которая при повышении температуры превращается в глет РbО.
При продолжительном нагревании расплавленного свинца на воздухе от 330 °С до 450 °С образующийся глет превращается в трёхокись Рb2О3 (РbО·РbО2 ), в интервале от 450 °С до 470 °С образуется сурик Рb3О4. Как Рb2О3 , так и Рb3О4 при повышении температуры разлагаются:
Рb3О4 = 3РbО + 1/2О2
Вода реагирует со свинцом лишь в присутствии кислорода и при продолжительном действии образует рыхлый гидрат свинца Рb(ОН)2.
Соляная и серная кислоты действуют только на поверхность свинца, так как образующиеся хлорид и сульфат свинца почти нерастворимы и предохраняют металл от действия кислот. Концентрированная серная кислота растворяет свинец при температуре более 200 °С. Лучшим растворителем свинца является азотная кислота.
Пары свинца и его соединений ядовиты.
Оксиды, силикаты и ферриты свинца являются легкоплавкими соединениями. Силикаты и ферриты свинца — нелетучие соединения. При плавлении они образуют хорошо текучие расплавы. Ферриты свинца плавятся в зависимости от содержания в них железа (Fe2О3) от 800 до 1250 °С.
При взаимодействии окисленных соединений свинца с сульфидом образуется металлический свинец — реакции реакционной плавки:
РbS + 2РbО = 3Рb + SО2,
РbS + РbSО4 = 2Рb + 2SО2
Сульфид свинца является непрочным соединением. При взаимодействии его с рядом металлов образуется свинец. Это свойство учитывается при шахтной плавке свинцового агломерата и при обезмеживании свинца.
2.2 Области применения свинца
Области потребления свинца и цинка определяются особенностями этих металлов по их физико-химическим и механическим свойствам. Главный потребитель свинца аккумуляторная промышленность. Для этой цели тратится 30-45 % производимого свинца. Значительное количество свинца (15-20 %) идет на нужды электротехнической промышленности для изготовления кабелей и покрытий к ним. Важная область применения свинца — производство тетраэтилсвинца (6-22 %), который добавляют в бензин для улучшения его качества. Хорошие антикоррозионные свойства свинца позволяют использовать его в химической и металлургической промышленности.
В виде сплавов с другими металлами потребляются от 5 до 15 % свинца. Широкое распространение получили сплавы свинца с оловом, кальцием, цинком, содержащие в различных пропорциях сурьму, медь, мышьяк, кадмий — бронзы, баббиты, латуни, припои. Эти сплавы применяют в машиностроении и электротехнике. Свинец входит в состав типографского сплава. Развитие атомной энергетики поставило вопрос о защите от гамма-излучения. Свинец лучше других материалов способен поглощать гамма-лучи и поэтому как защитное средство очень широко используется в этой области.
Из оксидов свинца наиболее широко используется сурик (Pb3O4 — в лакокрасочной промышленности. Из новых перспективных областей примене-ния этого металла следует отметить электронику и энергетику, где намечает-ся в широких масштабах использовать ферриты и другие соединения на ос-нове свинца. Разрабатываются методы использования органических соеди-нений свинца в качестве антифрикционных добавок в минеральные смазоч-ные масла.
2.3 Сырьевые источники свинца
Основным сырьевым источником металлов является земная кора, где их содержание характеризуется следующими величинами, % по массе:7,45 Аl; 4,42 Fe; 2,4 Na; 2,35 K; 2,35 Mg; 0,6 Ti; 0,1 Mn; 0,02 Zn; 0,02 Ni;0,01 Cu; 8·10-3 Sn; 2·10-3 Co; 1,6·10-3 Pb; 5·10-4 Cd; 5·10-4 As; 5·10-4 Sb; 5·10-5 Ag;5·10-7 Au.
Из приведенных данных видно, что запасы цинка и свинца в земнойкоре значительны. Более распространенные железо и легкие металлы месторождениях свинца и цинка составляют пустую породу.
Основным сырьем для производства свинца и цинка являются полиметаллические руды, содержащие, кроме свинца и цинка, ряд металлов-спутников: медь, благородные металлы, редкие и рассеянные элементы, минералы железа, алюминия, кремния, кальция, магния и др.
В зависимости от преобладания тех или иных металлов, руды называют свинцово-цинковыми; медно-цинковыми и медно-свинцово-цинковыми.
Свинцово-медные руды встречаются редко.
В настоящее время промышленное значение имеют в основном сульидные полиметаллические руды, месторождения которых залегают в кар-бонатных и силикатных породах.
В полиметаллических свинецсодержащих рудах содержание отдельных компонентов характеризуется следующими цифрами, %: 0,3-4 Pb; 0,5-12,8 Zn; 0,2-2,9 Cu; 8-25 Fe; 0,002-0,01 Ni; 0,004-0,05 Cd; 0,002-0,01 Co; 0,001-0,015 Bi; 0,004-0,05 Sb; 7-30 S; 0,005-0,01 As; 0,0001-0,001 Jn; 0,0003-0,001 Jr; 0,001-0,005 Se; 0,0001-0,002 Tl; 0,0001-0,002 Te; 0,2-0,3 г/т Au; 5-100 г/т Ag.
Основными минералами в сульфидных рудах являются: галенит (PbS), сфалерит и реже вюртцит (ZnS), марматит (nZnS·mFeS), халькопирит (CuFeS2), халькозин (Cu2S), пирит (FeS2), пирротины (FenSn+1), арсенопирит (FeAsS), аргентит (AgS).
В окисленных рудах свинец содержится в основном в виде церуссита (PbCO3) и англезита (PbSO4), цинк в виде цинкита (ZnO), смитсонита (ZnCO3), виллемита (2ZnO·SiO2) и каламина (2ZnO·SiO2·H2O) и других. В форме кар-бонатов в них может быть также медь, железо, кадмий. Серебро в таких ру-дах содержится большей частью в виде хлорида (AgCl).
Металлы-спутники свинца и цинка находятся в полиметаллических рудах в разных формах:
— кадмий часто присутствует в рудах в виде минерала гренокита (CdS), но во многих случаях кадмий находится в руде в виде тончайшей механической или изоморфной примеси в сфалерите и других минералах цинка;
— сурьма содержится в полиметаллических рудах в форме комплексных сульфоантимонатов свинца и серебра, а также в виде изоморфной примеси в галените;
— висмут в виде собственных минералов в рудах встречается редко, обычно он находится в руде в виде включений в основных сульфидных минералах или в виде изоморфной примеси в галените;
— индий нередко обнаруживается в полиметаллических рудах в виде примеси в сфалерите и в юртците;
— теллур находится в рудах в виде примеси в основных сульфидных минералах. В некоторых сульфидных рудах встречаются теллуриды свинца, висмута, серебра и золота. Обычно теллуриды ассоциированы с галенитом;
— таллий присутствует в рудах в виде примеси в основных сульфидных минералах. Повышенное содержание таллия имеют пирит и галенит;
— олово содержится в сульфидных рудах в виде кассетирита (SnO2);
— селен встречается в полиметаллических рудах в виде изоморфной примеси в сере сульфидных минералов, он большей частью ассоциирован с галенитом и халькопиритом;
— золото всегда присутствует в свинецсодержащих рудах обычно в са-мородном виде;
— серебро содержится в полиметаллических рудах в виде собственных минералов аргентита (Ag2S) и хлорида (AgCl);
— германий присутствует во всех рудах, в основном он связан с компо-нентами пустой породы;
— мышьяк в рудах входит в состав комплексных сульфоарсенатов свинца и серебра и содержится в форме арсенопирита;
— пустая порода руд представлена пиритом (FeS2), сидеритом (FeCO3), кварцем (SiO2), известняком (CaCO3), доломитом (CaCO3·MgCO3) и другими минералами.
Общие геологические запасы полиметаллических руд в недрах земли подразделяются на балансовые и забалансовые. К балансовым относится та часть учтенных запасов руд, которые при данных экономических условиях могут быть освоены, т.е. такие руды, которые по мощности и условиям зале-гания месторождения удовлетворяют современным горно-техническим тре-бованиям, а по содержанию металлов соответствуют промышленным требованиям.
К забалансовым запасам относятся запасы руд прежде всего с низким содержанием в них ценных металлов, а также незначительных размеров и малой мощности рудного тела, тяжелых условий разработки месторождений.
Количество балансовых запасов в значительной мере зависит от конди-ций, т.е. совокупности требований, которым должна удовлетворять промыш-ленная руда и прежде всего от промышленного минимума содержания ме-таллов в руде.
2.4 Отжиг и спекание свинцовых концентратов
Основной вид сырья — свинцовые концентраты, получаемые при селективном обогащении свинцово-цинковых или медно- свинцовых руд, обычно сульфидные, реже смешанные. Около 1/3 металла выплавляют из отходов: старых аккумуляторов, пболочек кабелей, сплавов и другого вторичного сырья.
Основная технологическая схема производства включает селективную флотацию руд и восстановительную плавку концентратов в шахтных печах (рис. 2). Перед плавкой концентраты обжигают и спекают с флюсами на спекательных машинах.
Сульфиды воспламеняются на поверхности шихты в потоке топочных газов зажигателя. Далее при движении паллеты над камерами всасывания загораются и нижние слои шихты. Реакции окисления экзотермичны. Окисляются и другие сульфиды; однако приход тепла из-за малости их количеств сравнительно невелик.
Сернистый газ при избытке воздуха окисляется до SОз, который образует сульфаты. Образование сульфата свинца необходимо предупредить, иначе он при плавко вновь восстановится до сульфида. Поэтому температура должки быть не ниже 1000—1100° С.
Силикаты свцнца и сплавы их с окисью свинца плавятся в пределах 670—883° С, сульфиды и их сплавы — в интервале тем- ператур 800—1100° С, а эвтектики в системе SiO2 — FеО— CaO при 1030—1050° С.
Преждевременное оплавление нежелательно: легкоплавки* составляющие обволакивают частицы сульфидов и прекращают доступ воздуха; в спеке остается неокисленная сера. Этому препятствуют смешанные с концентратом флюсы и возврат, разделяя частицы концентрата.
Кроме того, применяемый в качестве флюса известняк диссоциирует на СаО и С02 с поглощением тепла, сдерживая резкое повышение температуры.
Таким же регулятором в момент зажигания служит вода, которой увлажняют шихту перед загрузкой до 4—8%. Увлажнение способствует слипанию мелких частиц в комочки, которые в слое лежат менее плотно, чем порошок, и предупреждают распыление при загрузке.
Рис. 2. Схема свинцовой восстановительной плавки
Помимо концентрата, в шихту входят свинцовые кеки от производства цинка и оборотная пыль обжига и плавки.
Чтобы полнее выжечь серу, шихту разбавляют 1—3-кратным по массе количеством оборотного агломерата либо обжигают дважды (двойной обжиг). Тот или иной способ выбирают в зависимости от состава сырья и местных условий. Количество серы, выжигаемой на 1 м 2 площади ленты в сутки, от этого почти не зависит; оно колеблется в пределах 0,7—1,2 т.
Крупность концентратов в основном менее 0,1 мм. Такое же тонкое измельчение флюсов и оборота способствует однородности шихты, но при этом понижается ее газопроницаемость и удорожается передел. Поэтому флюсы измельчают только до 6 мм, а оборотный спек — до 8 мм, применяя для измельчения флюсов щековые и конусные дробилки, а для спека — валковые и иные. Чтобы улучшить газопроницаемость, шихту иногда окатывают.
Шихту загружают пластинчатым питателем в увлажнитель, из которого она далее поступает в маятниковый питатель, качающийся перпендикулярно продольной оси машины. Питатель рассыпает шихту по ширине ленты, а при движении она разравнивается неподвижным ножом. Толщину слоя выбирают в зависимости от газопроницаемости материала в пределах 200—300 мм.
Скорость обжига зависит от температуры и избытка воздуха, а полнота окисления сульфидов — также от продолжительности пребывания шихты над камерой всасывания. Загрузка и увлажнение шихты, скорость движения паллет и полнота обжига поддаются автоматическому регулированию по датчикам измерения температуры спека, разрежения во всасывающей камере и состава отходящих газов. Обычная скорость движения агломерационной ленты от 0,6 до 1,5 м/мин, среднее содержание ЭОа в отходящих газах 1,5—3%.
Самый богатый газ получается в начале обжига — в первых камерах всасывания, а по мере выгорания серы концентрация 80г убывает. Чтобы избежать разбавления богатых газов, всасывающую камеру делят на части и отбирают газ из головных отсеков, а из хвостовых выбрасывают. Недопустимость этого 13-эа загрязнения атмосферы очевидна, поэтому бедный газ лучше оборачивать.
В последнее время большое внимание уделяют обжигу с дутьем снизу (рис. 3). При этом камеры всасывания спекательной машины превращаются в воздухораспределительные коробки, работающие под давлением. Воздух пронизывает слои шихты снизу вверх. Удельная производительность обжига с дутьем выше и оборачивание газов проще. Можно спекать богатые шихты, не опасаясь заплавления колосников свинцом, который частично восстанавливается. Обогащение воздуха кислородом до 24% повышает производительность машины на 20%, а содержание SO2 в газах до 7%. Наряду с этими преимуществами обжиг с дутьем имеет ряд трудностей и пока применяется редко.
Рис. 3. Поперечный разрез спекательной машины с дутьём:
1 — недпаллетный колпак;
2- паллета в верхнем 2а и нижнем 2б положениях;
3 — воздухораспределительная коробка.
При небольшом количестве отходящих газов улавливание пыли в рукавных фильтрах (см. рис. 4) выгоднее, чем в электрофильтрах: эксплуатационные расходы ниже, а полнота очистки достигает 95% при лучшем улавливании наиболее тонких возгонов.
Рис. 4. Рукавный фильтр:
1 — рукава (мешки); 2 — эксгаустер; 3, 4 — газоходы; 5 — встряхивающий механизм; 6 — задвижка, автоматически перекрываемая на время встряхивания; 7 — бункера для пыли; 8 — шнек
Список использованной литературы
1. Северюков Н.Н., Кузьмин Б.А., Челищев Е.В. «Общая металлургия» — М : «Металлургия», 1976.
2. Набойченко С.С., Смирнов В.И. «Гидрометаллургия меди» — М : «Металлургия», 1974.
3. Металлургия тяжелых цветных металлов [Электронный ресурс]: электрон. учеб. пособие / Н.В.Марченко, Е.П.Вершинина, Э.М.Гильдебрант.- Красноярск: ИПК СФУ, 2009.
Размещено на Allbest.ru
Подобные документы
Сульфидные и окисленные руды как сырье для получения свинца. Состав свинцовых концентратов, получаемых из свинцовых руд. Подготовка свинцовых концентратов в металлургической обработке. Технология выплавки чернового чугуна, рафинирование чернового свинца.
реферат [415,0 K], добавлен 12.03.2015
Краткий обзор рынка свинца. Технологическая схема переработки сульфидных свинцовых концентратов. Процесс агломерирующего обжига. Требования, предъявляемые к агломерату и методы подготовки шихты. Расчет материального баланса, печи и газоходной системы.
курсовая работа [859,3 K], добавлен 16.12.2014
Гидрометаллургические способы извлечения меди из потерянного и забалансового сырья, автоклавный способ, солевое выщелачивание, сульфатезация. Переработка смешанных руд по схеме: выщелачивание – цементация – флотация. Выбор технологической схемы.
курсовая работа [31,3 K], добавлен 19.02.2009
Характеристика медных руд и концентратов. Минералы меди, содержание в минерале, физико-химические свойства. Принципиальная технологическая схема пирометаллургии меди. Процесс электролитического рафинирования. Характеристика автогенных процессов плавки.
курсовая работа [226,8 K], добавлен 04.08.2012
Свойства меди, области ее применения. Сырье для получения меди, способы ее производства. Расчет материального баланса плавки. Полный термодинамический анализ с использованием программного комплекса «Астра-4». Обработка результатов расчетов программы.
курсовая работа [2,2 M], добавлен 15.07.2017
Источник