Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

Металлургия технология угля и неметаллических полезных ископаемых3

..pdf
Скачиваний:
9
Добавлен:
15.11.2022
Размер:
21.04 Mб
Скачать

Выход штейна при плавке достигает 8—10% и соответствует количеству серы, оставленной в опеке ори обжиге. Поэтому при обжиге медистых концентратов в опеке обычно оставляют серу, необходимую для образования штейна. В этом случае основная масса меди переходит ори плавке в штейн, не загрязняя свинец.

Пыль, улавливаемая из колошниковых газов, содержит 58— 78% РЬ; 3—13% Zn; 0,5—2,3% Cd и до 0,5% As. Эту пыль на­ правляют на переработку отдельно для извлечения ее ценных со­ ставляющих.

Извлечение свинца достигает 90—95% и зависит от состава спека.

Состав чернового свинца изменяется в следующих пределах: 92—99% РЬ; 0,1—7,0%' Си; 0,006—1,3% Zn; до 1,9% As; 0,1— 1,5% Sb; до 0,25% Fe; до 0,3% <Bi; до 0,05% Аи; до 0,8% Ag.

§ 3. Рафинирование свинца

Целью рафинирования свинца является не только очистка его от примесей, но и извлечение их в виде отходов, пригодных для последующего получения металлов в чистом виде, особенно благородных металлов. Содержание благородных металлов в свин­ це иногда столь велико, что стоимость их оказывается выше стои­

мости самого

свинца.

двумя способами — пирометал-

Черновой

свинец рафинируют

лургическим

и электролитическим.

Пи р о м е т а л л у р г и ч е с к о е

рафинирование свинца произ­

водится в чугунном или стальном рафинировочном котле (рис. 39), емкостью по жидкому свинцу до 200 т.

Удаление меди из свинца основано на уменьшении раствори­ мости ее при понижении температуры. Медистые порошкообраз­ ные съемы, выделяющиеся на поверхности свинца, содержат 50— 80% РЬ и 10—25% Си; выход таких съемов колеблется в преде­ лах 4—12%.

При грубом рафинировании свинца (в две стадии) удается снизить содержание в нем меди до 0,1%. Для тонкого рафиниро­ вания от меди вмешивают в расплав свинца элементарную серу. Образующаяся не растворимая «в свинце полусернистая медь всплывает и удаляется в виде съемов, состоящих из CU2S и PbS.

Переработка медистых съемов представляет самостоятельный передел.

Для удаления олова, мышьяка и сурьмы используют огневое

(окислительное)

рафинирование свинца в

отражательных печах

при температуре

800—900° С. Образующиеся на поверхности ван­

ны изгарины состоят из соединений РЬО

с соответствующими

окислами: PbO-ZnO (цинкат), Pb-SnO (станнат), PbO-As20 (арсенит), РЬО-БЬгОз (антимонит). Изгарины снимают с поверхности ванны.

Огневое рафинирование имеет ряд недостатков (переход свин­

ца в отходы, потери благородных металлов и др.), что делает необходимым чаще использовать способ окислительного рафини­ рования свинца щелочным способом. В этом случае используют более сильный окислитель — селитру (NaNOe), окисляющую свинец с образованием плюмбита натрия (Na2Pb02). Последний

Рис.

39. Рафинировочный котел:

/ — кладка; 2 — опорное

кольцо; 3 — донные опоры; 4 — топка; 5 — рабо­

 

чая площадка

окисляет затем примеси олова, мышьяка и сурьмы с образовани­ ем солей соответствующих кислот Na2Sn03, Na3As04, Na3Sb04.

Щелочное рафинирование свинца осуществляется в специаль­

ных

стальных аппаратах

(реакторах) при

температуре 420—

450° С. При

содержании в

жидком щелочном плаве около 18%

As,

20% Sn

или 30% Sb

его вьгпускают из

реактора и направ­

ляют на весьма сложную переработку для извлечения примесей. Потери благородных металлов при щелочном способе рафини­

рования ничтожны.

Для извлечения из свинца благородных металлов в расплав добавляют цинк в несколько приемов, 'вмешивая его мешалкой. Температура ванны около 450° С. Образующаяся на поверхно­ сти свинца пена представляет собой сложный продукт, содержа­ щий благородные металлы в виде Ag2Zn3, Ag2Zn5, Au3Zn5, AuZn3 и насыщенных растворов свинца в цинке. Расход цинка обычно составляет 1—1,5%.

Цинк из пены удаляют дистилляцией

в графитовой реторте

при температуре 1100—1200° С.

остается 0,6—0,8% Zn.

После удаления серебра в свинце

Свинец очищают от цинка окислительным или щелочным спосо­ бом либо отгоняют в вакууме.

Для удаления висмута в расплав свинца три температуре око­

ло

350° С добавляют магний и кальций. Эти

металлы образуют

с

висмутом соединения и твердые растворы,

не растворимые в

металлическом свинце и всплывающие на поверхность. При вве­

дении кальция и матния содержание 'висмута удается

понизить

до 0,008%.

р а ф и н и р о в а н и е

с в и н ц а

Э л е к т р о л и т и ч е с к о е

производят в железобетонных 'ваннах, наполняемых кремнефто­ ристым электролитом — раствором, содержащим около 9% РЬ в виде PbSiF6 и 8% свободной H2SiF6.

Аноды отливают из чернового свинца, катодные основы дела­ ют из листового свинца.

При растворении анода в электролит переходят Pb, Zn, Sn; остальные примеси образуют на аноде прочную пористую корку шлама, который затем плавят в отражательных печах.

Электролитическое

рафинирование

позволяет

извлечь 96—

98%

свинца.

Расход

электроэнергии

составляет

около

ПО квт-ч/т.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Глава V

 

 

 

 

 

 

МЕТАЛЛУРГИЯ ОЛОВА

 

 

 

 

§ 1. Общие сведения

 

 

 

О л о в о — металл

серебристо-белого цвета-

Температура

плавления 231,9° С, кипения 2430° С. Точно

установлено

сущест­

вование двух аллотропических 'модификаций

олова: р — обычное

белое олово, устойчивое при температурах выше

13,2° С,

плот­

ность

7,3 г/см3\

а — серое

олово, устойчивое

при

температурах

ниже

13,2° С, плотность

5,85 г/см3. При

низких температурах бе­

лое олово разрушается и переходит в серое, превращаясь в по­ рошок. Это явление называется оловянной чумой, оно происхо­ дит наиболее интенсивно при 20—30° С. Плотность жидкого олова 6,982 г/см3. Олово имеет малые твердость, прочность, электропро­ водность.

Высокая коррозионная стойкость и 'безвредность продуктов окисления олова для живого организма предопределили широкое его использование для лужения листового железа, пищевой и хи­

мической посуды.

количество

олова

расходуется для

изготовле­

Значительное

ния бронз,

баббитов, ряда

типографских и других

сплавов, а

также для

пайки.

Двуокись

олова

используют для производства

жаростойких эмалей.

ЮЗ

О л о в я н н ы е р у д ы обычно содержат не более 1% Sn в основном в виде касситерита Sn02. Поэтому руды обогащают в от­ садочных машинах и на концентрационных столах, а также фло­ тацией. В результате получают концентраты, содержащие 40—60%

Sn,

11—19% Si02; 6—11%(

Fe20 3; 3—5%

А120 3; 3 -6% S; 0,2—

0,5%

Си и 0,4—1,2% РЬ.

В концентратах

могут присутствовать

в незначительных количествах также сурьма, мышьяк, висмут и вольфрам.

§ 2. Выплавка олова из концентратов

Для извлечения олова из концентратов наибольшее примене­ ние получила восстановительная плавка в отражательных или электрических печах, где плавят концентрат в смеси с углем и флюсом.

При плавке оловянного концентрата медь, сурьма, мышьяк, висмут и частично железо восстанавливаются и растворяются в черновом олове, очистка которого от примесей затруднена. По­

этому концентрат обычно подвергают предварительной

очистке

от примесей.

сурьмы применяют

обжиг

Для удаления серы, мышьяка и

концентрата в ‘трубчатых печах при

температуре 600—700° С.

Для дальнейшей очистки концентрата от железа и других при­ месей его обрабатывают соляной кислотой в автоклавах при температуре 130° С. В этих условиях удаляется 85—95% железа, мышьяка и других примесейДля удаления магнетита и вольфра­ мита из оловянных концентратов иногда используют магнитную

сеперацию или спекание их с содой и

последующее выщелачи­

вание водой.

 

Восстановление олова протекает в две стадии:

Sn02 (тв) “Ь СО = 5пО(Ж)

С02;

SnO(TB) 4* СО = БП(Ж) + С02;

 

Sn02 (ТВ) -h 2СО =

Sn(>K) +

2С02 — 5,19

ккал.

Главная масса железа восстанавливается до

FeO и переходит

в шлак.

Кроме того, часть

закиси

олова,

'не успевая восстано­

виться, также переходит в шлак.

 

отражательных печах

Шлаки

восстановительной плавки в

имеют следующий

состав,

%:

 

 

 

 

Sn

SiO ,

FeO

CaO

A U 03

 

4—12

22—24

17—22

14-15

12—14

Кислотность шлаков обычно изменяется в пределах 1,25—1,50. Производительность отражательных печей, по конструкции по­ хожих на печи для огневого рафинирования меди, достигает 1,8 т/м2 концентрата в сутки. Расход топлива около 0,3 г «а 1 г шихты. В черновой металл извлекается 50—90% олова в зависи­

мости от отношения S n : Fe в концентрате.

Электропечи для выплавки олова устроены подобно сталепла­ вильным печам, но установлены неподвижно. Расход электроэнер­ гии на плавку составляет около 1650 квт-ч/т олова. Содержание олова в шлаках при пла'вке в электропечах составляет от 0,2 до 1%. Значительная часть шлаков поступает в отвал.

При электроплавке достигается производительность печей до 4,5 т/м2 концентрата в сутки, т. е. значительно более высокая, чем в отражательной печи. Кроме того, в электропечи можно произ­ водить плавку концентратов с повышенным содержанием же­ леза.

Добавкой кремния восстановленное железо связывается в фер­

росилиций, который

образует

отдельный жидкий

слой

между

оловом

и шлаком.

олова из

шлаков применяется

их

введение

Для

извлечения

для плавления в электропечи

с добавками восстановителя, из­

вести и кремния. Обычно содержание олова в шлаке снижается до 2,5—5,0%. Дальнейшее извлечение олова из шлака осуществ­ ляется плавкой на возгон в отражательных, шахтных или шлако-

возгоночных печах по схеме

 

 

 

 

(SnO) + FeS = SnS + (FeO).

 

 

С этой целью в шихту добавляют пирит или гипс, а

также

уголь. При этом содержание

олова

в шлаке

снижается

в 3—

4 раза.

не обеспечивает

полного извлече­

Восстановительная плавка

ния олова из концентратов.

Поэтому

используют также

и дру­

гие методы его извлечения, например, метод хлорирования. Кон­ центрат смешивают с хлоридами железа или кальция и нагре­ вают в 'восстановительной атмосфере при температуре 800° С. Хлористое олово конденсируют и затем извлекают электролизом.

Большого внимания заслуживает комплексная переработка оловянных концентратов с попутным извлечением редкоземельных металлов (висмута, индия, скандия и др.). Висмут оловянных концентратов при выщелачивании соляной кислотой переходит в растворы, из которых осаждается в виде хлорокиси BiOCl. Вис­ мут чернового олова при его рафинировании переходит в съемы.

Скандий при плавке концентратов

накапливается в

шлаках,

а индий распределяется между пылью

восстановительной

плавки

и черновым оловом.

 

 

§ 3. Рафинирование олова

Черновое олово, содержащее до 0,4 %' As, 1,3% Fe, 0,4% Си, 0,5%' Р, 0,3% Bi, рафинируют огневым способом или электро­ лизом.

Рафинирование олова от железа и меди, а также частично от мышьяка и сурьмы основано на понижении их растворимости при охлаждении расплавленного олова (ликвационное рафинирова­ ние) и образовании соответствующих интерметаллидов (FeAs, Cu3Sn, Cu2Sb и др.). Ликвацию с углем проводят при темпера­

туре 550° С; в

олове остается около 0,2% железа, а в сыпучих

съемах — 25%

железа и 5—10% меди.

Рафинирование от мышьяка и сурьмы основано на образова­

нии

нерастворимых в олове тугоплавких соединений

AlAs и

AlSb. При вмешивании в расплав олова алюминия

(1 кг/т) в съе-

мах

содержится до 10% мышьяка и сурьмы.

меди,

сурьмы

Съемы перерабатывают затем для извлечения

имышьяка.

Рафинирование от свинца осуществляют методом хлорирова­

ния с получением съемов, содержащих до 15% свинцаРафинирование от висмута производят образованием в рас­

плаве малорастворимых соединений BijMgs, ЕИгСаз и др. Вис­ мутовая пена, содержащая до 2% Bi, подвергается переработке для извлечения висмута.

Электролитическое рафинирование олова мало изучено и ис­ пользуется значительно реже. В ванне сульфоорганического раст­

вора,

содержащего

крезолфенолсульфоновую,

серную

кислоты

и 3%

Sn, выход олова по току достигает 85%. Образующийся

шлам

содержит 20%

РЬ, 5% Си, 3% As, 5%

Sb, 20%

Bi.

При электролизе -наблюдается пассивирование анода осадками солей олова. Опробовались также кремнефтористые и сульфидно­

щелочные

электролиты,

-содержащие

тиостаннат

натрия

(Na4SnS4)

и сернистый натрий.

 

 

 

 

 

 

Глава VI

 

 

 

 

 

МЕТАЛЛУРГИЯ ЦИНКА

 

 

 

 

§ 1. Общие сведения

 

 

 

 

Ци н к — металл синевато-белого цвета,

температура

плавле­

ния 419,5° С, кипения 905,4° С. Плотность литого

цинка 7,13 г/см3.

При обычных температурах цинк хрупок

и анизотропен;

при

нагревании

до температуры

100—150° С цинк

становится

пла­

стичным.

 

 

 

 

 

 

На воздухе цинк при температуре ниже 200° С окисляется мед­ ленно вследствие образования на его поверхности защитного слоя карбонатов.

Большая часть

цинка

используется для

антикоррозионных

покрытий стальных листов

и для производства сплавов (латуни,

бронзы).

руды

содержат 2—7,5%

Zn,

а также

медь,

Ц и н к о в ы е

свинец и ряд других металлов.

Характеристика

свинцово-цинко­

вых руд приведена в главе IV

Минералами,

содержащими

цинк,

являются сфалерит ZnS и -смитсонит ZnC03.

 

селек­

Цинковые порошкообразные

концентраты,

полученные

тивной флотацией полиметаллических руд,

содержат 47—60% Zn;

1,5—2,5 РЬ; до 3,5% Си; 3—10% Fe; около

0,2%

Cd и 29—33% S,

а также талий, индий, галлий, германий, селен

и теллур.

Извлечение цинка из концентратов осуществляют методами пирометаллургии (дистилляции) и гидрометаллургии (электро­ лиза).

§ 2. Пирометаллургия цинка

Пирометаллургия цинка включает следующие технологиче­ ские операции: обжиг и спекание концентрата, дистилляцию в го­ ризонтальных или вертикальных ретортах, в электропечах или шахтных течах, рафинирование с получением товарного цинка.

Основная реакция обжига 'концентрата 2ZnS ЗО2= 2ZnO 2SO2

может осуществляться в специальных установках во взвешенном состоянии, 'в многоподовых механических печах или в печах с кипящим слоем-

Для более полного удаления серы из концентрата обжиг его проводят в два приема. В первой стадии выжигают основную массу серы при сравнительно низких температурах, исключаю­ щих спекание концентрата. Во второй стадии, осуществляемой на спекательных машинах, остатки серы удаляют .при темпера­

туре

1100—1200° С и получают

обожженный

концентрат в

виде

пористого

спека. Примерный состав обожженного концентрата:

55,8%

ZnO; 23,8% Z n 0 F e 20 3;

2,8%

ZnS;

6,1%'

Fe20 3;

0,7%

PbO-Si02;

6,4% (Si02 + Al20 3);

3,9%

(CaO + MgO).

 

 

Смесь обожженного цинкового концентрата с мелким антра­

цитом

или

коксовой мелочью загружают в

реторты из шамота

(рис.

40),

устанавливаемые в печь,

нагретую до

температуры

1400° С.

 

 

 

 

 

 

В

реторте цинк восстанавливается и испаряется

 

 

 

ZnO -f- ОО =

Znnap -f- С02.

 

 

 

Восстанавливаются также кадмий, свинец и медь.

Остаток после дистилляции называется раймовкой, в ней со­ держится до 10—13% всего цинка в виде силикатов, ферритов, цинкатов и алюминатов, а также золото, серебро и медь.

К устью реторты примыкает конденсатор из огнеупорной гли­ ны; жидкий цинк из него по мере накопления вычерпывают. Однако не все пары цинка успевают здесь сконденсироваться, часть их уходит в полую стальную алонжу, надетую на устье конденсатора. В алонже цинк улавливается в виде тонкой пыли — пусьеры, содержащей также до 2,3% кадмия. Конденсации кад­ мия вместе с цинком способствует растворимость его в цинке.

Продолжительность дистилляции обычно 18—24 ч; за это вре­ мя черновой цинк несколько раз выгребают из конденсатора.

Распределение цинка между продуктами дистилляции сле­ дующее: черновой цинк 82,8%; пусьера 4,8%; раймовка 6,3%. С конденсаторным и ретортным боем, замазкой и газами уходят около 6% цинка.

Состав чернового цинка: 98—99% Zn; до 1,8% РЬ; 0,05— 0,1% Fe; 0,004—0,02% Си; 0,2—0,4% Cel. Черновой цинк рафини­

руют.

Усовершенствование процесса дистилляции достигается при­ менением 'пепрерывнодействующих реторт и шахтных печей, ко­ торые являются более производительными агрегатами.

Рис. 40. Схема установки горизонтальной реторты для ди­ стилляции цинка:

1 — реторта; 2 — конденсатор; 3 — алонжа

§ 3. Гидрометаллургия цинка

Гидрометаллургия цинка основана на выщелачивании его из обожженного концентрата серной кислотойОсновной реакцией выщелачивания является растворение окиси цинка:

ZnO + H2S04 = ZnS04 + Н20.

Все соединения цинка обожженного концентрата образуют растворимые в воде сульфаты. Примеси кремнезема, свинца и кальция в раствор практически не переходят. Однако соединения Fe, Си, Cd, As, Sb и Со взаимодействуют с серной кислотой с об­ разованием водорастворимых сульфатов или других соединений. Можно частично предупредить выщелачивание этих примесей, так как они взаимодействуют с разбавленной серной кислотой медленнее, чем окись цинка.

Скорость выщелачивания цинка зависит в основном от кон­ центрации серной кислоты, температуры, крупности частиц кон­ центрата и интенсивности перемешивания.

Выщелачивание проводят в две стадии. На первой стадии

в нейтральный (слабокислый) раствор 'переходит часть цинка, но в этот раствор не переходит железо. Нерастворимый остаток, содержащий много цинка, подвергают кислому выщелачиванию

(до

100

г/л

H2SO4). Состав раствора кислого

выщелачивания

приведен

ниже

(г/л):

 

 

 

 

 

 

Zn

 

Fe

Си

As

Sb

Mn

 

98—120

0,8—1,6

0,6—3,6 0,02—0,1

0,001—0,005 До 3,5

с

Раствор

отделяют от

нерастворимого

остатка

в сгустителях

последующим

фильтрованием

сгущенного продукта. В нем

остается около 10% цинка, весь овинец, все золото и серебро, около 50% меди и часть кадмия.

Очистка нейтрального раствора перед электролизом, необхо­ димая для удаления меди и кадмия, основана на реакциях вытес­

нения их цинком, вводимым в виде 'пыли в

раствор

Си2+ -г Zn = Си +

Zn2+;

 

Cd2+ + Zn = Cd +

Zn2+

 

В результате образуется медно-кадмиевый

осадок (6—12%

Cd; 2—8% Си и 30—40%' Zn), являющийся ценным сырьем для производства кадмия.

Очистка раствора от кобальта основана на образовании осад­ ка при добавлении в раствор ксантогената натрия и медного ку­ пороса. 'Кобальтовый 'кек (осадок) содержит около 4% Со.

На электролиз поступает очищенный от примесей нейтральный раствор сернокислого «цинка.

Ванны для электролиза цинка делают из бетона или дерева и защищают от действия электролита листовым свинцом, рези­ ной, винипластом. Аноды отливают из сплава свинца с 1% сереб­ ра, катоды вырезают из прокатанного алюминия.

Осаждающийся на катодах цинк сдирают один раз в сутки и подвергают плавке в отражательных или индукционных элек­ тропечах. Анодный шлам (10—14% РЬ; до 2% Zn и 70% МпОг) применяют для окисления железа при нейтральном выщелачива­ нии цинка.

Для получения высоких выходов цинка по току температура

электролита

должна

быть не выше 30—35° С

Для снижения потерь «цинка в изгарину и ,пыль при 'плавке

применяют

хлористый

аммоний, который, испаряясь, диссоции­

рует на аммиак и хлористый водород. Потери цинка в изгарину и пыль при электро-плавке не превышают 2,5%. Цинк разливают в изложницы в чушки весом по 20 кг.

Расход электроэнергии для производства цинка гидрометал­ лургическим методом составляет около 4000 квт-ч/т. Извлечение цинка в чушковый металл достигает 87%, остальной цинк уда­ ляется с осадками (~11,5% ) и около 1,5% составляют механи­ ческие безвозвратные потери.

Чушковый металл содержит 99,97—99,99% Zn и незначитель­ ные примеси кадмия, свинца, железа и меди. Цинк, полученный гидрометаллургическим методом, соответствует маркам ЦО, Ц1 и Ц2 по действующему ГОСТу.

§ 4. Рафинирование цинка

Цинк, полученный после дистилляции, подвергают рафиниро­ ванию двумя способами — отстаиванием и перегонкой (ректифи­ кацией).

Рис. 41. Схема

установки

для

ректификации цинка:

а, в — свинцовая

и кадмиевая

колонны; 1 — испарители;

2

камеры сгорания;

3 — конденсатор для

цинка; 4 — конденсатор

 

для кадмия

 

 

Р а ф и н и р о в а н и е

о т с т а и в а н и е м, или

ликвационный

метод, основано на уменьшении растворимости примесей цинка — свинца и железа с понижением температуры расплава.

Практика ликвационного рафинирования совмещает процессы удаления свинца и железа в одной операции. Расплавленный цинк выдерживают ъ отражательных печах емкостью до 150 г при температуре 420—450° С в течение 1—2 суток для достиже­