1236

В конвертере обеднения содержание кобальта в штейне дово­ дят до 2 ,0—2,5 %, никеля 25—30 % (это I масса).

Обогащенный кобальтом штейновый расплав заливают в кон­ вертер обеднения шлаков от автоклавной массы, где получают оборотный шлак и богатый кобальтом штейн (II масса — 4— 5 % Со, 25—30 % Ni и 45—50 % Fe).

Процесс обработки богатых по никелю и кобальту шлаков кон­ вертера получения автоклавной массы аналогичен процессу обед­ нения рядовых конвертерных шлаков. Разница только в том, что в конвертер заливают не штейн с шахтных печей, а массу с кон­ вертеров первичного обеднения.

Обогащенный кобальтом штейновый расплав (II масса) зали­ вают в конвертер получения автоклавной массы и продувают воз­ духом.

Во время продувки в конвертер периодически загружают квар­ цевый флюс. Металлическое железо и сульфидное железо штейновой массы окисляют кислородом воздуха и ошлаковывают Si02. При этом получают оборотные конвертерные шлаки и автоклав­ ную массу, содержащую, %: 60—64 Ni, 4— 6 Со, 6—7 Fe с соот­ ношением никеля к кобальту в массе не более 14 1, направляют в кобальтовое производство для получения металлического ко­ бальта. Для меньшей потери кобальта со шлаками процесс полу­ чения автоклавной массы необходимо вести при 1100—1150°С. Для понижения температуры процесса в конвертер загружают вторичные отходы и богатые кобальтом корки. При передувке ав­ токлавной массы можно получить файнштейновую массу и шлак, при этом конвертерный шлак направляют на обеднение, а массу доводят до файнштейна (красная проба).

Всвязи с тем что измельченный файнштейн при обжиге способен спекаться, а глубокое удаление серы требует высоких температур, обжиг осуществляют в две стадии.

Первая стадия обжига. Обжиг измельченного файнштейна про­ водят в печи КС. Процесс обжига носит окислительный характер.

Впервую очередь происходит окисление металлического никеля

Чтобы предотвратить спекание частичек измельченного файн­

температуру начала спекания шихты. Пыль печи КС содержит 4—5 % S и до 75 % Ni. Полностью удалить серу при первом об­ жиге практически невозможно. Обычно содержание ее в получае­

мом огарке достигает 2,5 %. Выход огарка при обжиге файнштейна в печи КС составляет 60—70 %, выход пыли 30—40 %.

Процесс обжига в кипящем слое характеризуется следующими показателями:

Обезмеживание огарка. Перерабатываемая руда и пирит со­ держат небольшое количество меди, поэтому в файнштейне и огарке его обжига содержание меди может достигать 2,5 %, а иногда и больше. Способ обезмеживания состоит в том, что ога­ рок из печи КС в горячем состоянии (700—800 °С) смешивают с 10—15 % сильвинита (NaCl -f- КС1) и подвергают сульфатнохлорирующему обжигу в трубчатом реакторе при 700—750 °С. При обжиге хлористый натрий разлагается с выделением газооб­ разного хлора. При этом образуется хлорид меди (СиС12) и суль­ фат меди (CUSO4), которые хорошо растворяются в воде, а же­ лезо, никель, кобальт остаются в форме нерастворимых оксидов, Хлорированный огарок выщелачивают. При выщелачивании под­ кисленной водой в раствор переходит до 75—80 % Си и около 0,75 % Ni от содержания их в огарке. Огарок после выщелачива­ ния с 0,3—0,4 % Си направляют на второй обжиг.

лучению NiO с содержанием серы не более 0,02 %. Оно может быть больше, если NiO перерабатывают с целью получения ано­ дов. Тогда можно ограничиться одной стадией обжига.

В трубчатой печи получают NiO со средним содержанием, %: 0,02 S; 78 Ni; 0,4 Си; 0,3 Fe.

Восстановление огарка. Из обжиговой печи NiO при 900— 1000 °С поступает по течке в восстановительную трубчатую печь (реактор) диаметром 1,6 м, длиной 14—16 м. Туда же вводят 4— 8 % малосернистого нефтяного коксика от массы огарка. Трубча­ тую печь-реактор устанавливают непосредственно под печью, что дает возможность полнее использовать тепло для восстановления NiO по реакции NiO + С = Ni + СО. Огарок из печи выходит охлажденным и металлизированным с содержанием никеля 82— 86 °/о, что облегчает его последующую переработку в электропечи на металлический никель.

Электроплавка закиси никеля. Процесс электроплавки закиси никеля состоит из операций шихтовки NiO с восстановителем; за­ грузки шихты и расплавления металла; сушки и упаковки гранул.

При шихтовке обычно закись никеля смешивают с малосерни­ стым нефтяным коксиком с 93—95 % С- Шихту загружают в ду­ говую электрическую печь, в которой происходят следующие про­

При растворении в расплавленном никеле углерода темпера­ тура его плавления снижается. При содержании в никеле 2,2 % С она равна 1315 °С. Отсюда ясно, что науглероживание металла полезно, так как снижает температуру плавления никеля. Это со­ кращает время расплавления металла и увеличивает производи­ тельность печи. К концу плавки избыток углерода удаляют, за­ брасывая в печь закись никеля, которая взаимодействует с кар­ бидом и разрушает его: Ni3C + NiO = 4Ni + СО.

Для наводки шлака и удаления серы в печь загружают не­

электроды и удаляют шлак. Готовый металл гранулируют в гра­ нуляционном бассейне. На дно бассейна устанавливают корзину для поднятия гранул из воды.

Товарный огневой никель получают в виде гранулированного никеля марок Н-3 и Н-4. В никеле марки Н-3 содержание никеля допускается не менее 98,6 %, а меди не более 0,6 %. Содержание углерода в товарном металле не должно превышать 0,1 %. Гра­ нулы никеля перед отправкой потребителю сушат и упаковывают в деревянные бочки.

Количество шлаков при электроплавке небольшое: 2—3 % от массы металла. Шлак должен быть основным с содержанием 22— 30 % СаО. Шлаки содержат 3—5 % Ni, их перерабатывают как оборотный продукт в конвертере.

Газы из электропечи отсасываются дымососом для обезврежи­

Производительность электропечи зависит от мощности транс­ форматора и продолжительности ее работы под нагрузкой и со­ ставляет 8—15 т никеля за плавку. Продолжительность плавки 6— 8 ч. Увеличение массы плавки и предварительное восстанов­ ление в трубчатых печах закиси никеля создают благоприятные

125—160 кг коксика (восстановителя), 4—5 кг известняка. Извле­ чение никеля в гранулированный никель составляет 98—98,6 %.

Электроплавка окисленных никелевых руд на ферроникель

Электроплавку окисленных никелевыхруд на ферроникель осу­ ществляют в промышленном масштабе в Новой Каледонии, США, Японии и Бразилии. В Советском Союзе плавка на ферроникель внедрена на Побужском никелевом заводе.

Схема электроплавки руд на ферроникель (рис. 53) преду­ сматривает следующие операции: сушку и прокалку руды (круп­ ность 15—25 мм) в трубчатых печах; плавку в электропечи руды, предварительно нагретой до 900 °С с восстановителем на ферро­ никель; рафинирование и обогащение ферроникеля с получением товарного ферроникеля, который используют в черной металлур­ гии при производстве никельсодержащих сталей. В процессе элек­ троплавки восстанавливаются углеродом оксиды никеля; одновре­ менно с никелем восстанавливаются оксиды кобальта, хрома и ча­

Восстановленные металлы образуют сплав никеля с железом, называемый ферроникелем, в котором растворяется углерод.

Рис. 53. Схема переработки окисленной никелевой руды на ферроникель

Практически ферроникель состоит из 5—7 % Ni; 0,45 % Со; 83— 85 % Fe; 2—3 % Сг; 0,4% S; 0,3 % Р; 3—6 % Si; 1,5 % С. Сплав выпускают при 1360—1400 °С. Оксиды пустой породы (Si02, MgO и др.) образуют шлак. Шлак электропечи в значительной мере перегревают (до 1450—1550 °С), что позволяет перерабатывать руду почти без флюсов. В отвальном шлаке содержится, %: 0,04— 0,07 Ni; 0,004—0,020 % Со. Примерный состав заводских шлаков электроплавки окисленных никелевых руд на ферроникель, %: 48—52 Si02; 12—14 FeO; 16—18 MgO; 4—16 % CaO.

Полученный в электропечи ферроникель содержит много при­ месей. Для использования ферроникеля в сталеплавильном про­ изводстве его рафинируют в конвертере от кремния, хрома, угле­ рода, серы и фосфора. Применяемые в сталеплавильном произ­

30 % серы. После удаления шлака ферроникель в жидком виде заливают в основной конвертер с периклазохромитовой футеров­

кой. Для образования известкового шлака в конвертер загружают известняк.

Во втором периоде продолжается окисление углерода и интен­ сивно окисляется фосфор до Р2О5, так как устранена возможность восстановления Р2О5 кремнием и углеродом. Образующиеся в ре­

в шлаке и удаляются из конвертера. Во второй стадии происходит также частичное окисление железа и ферроникель обогащается никелем. Продувку заканчивают, когда содержание никеля и при­ месей в ферроникеле будет удовлетворять заданным условиям. Потери никеля и кобальта со шлаками растут в значительной сте­ пени с ростом их содержания в сплаве. Поэтому продувку чер­ нового ферроникеля на отечественных заводах ведут до содержа­ ния никеля не более 12 %.

Процесс рафинирования и обогащения ферроникеля с верхней продувкой кислородом в вертикальном конвертере характеризу­ ется следующими показателями:

В процессе конвертирования при получении ферроникеля с со­ держанием 8—12 % Ni в товарный ферроникель переходит 92—94,5 % Ni и до 92—93 % Со.

Общее извлечение никеля и кобальта из руды в товарный фер­ роникель составляет 83—86 °/о, железа 46—48 %. На 1 т никеля + + кобальта в товарном ферроникеле условного топлива расходу­ ется 26—29 т и электроэнергии 76—78 тыс. кВт-ч.

Кричный способ переработки окисленных руд

Кричным называется способ прямого получения железа и никеля в виде сплава (зерен) крицы в трубчатых вращающихся печах. По этому способу руду смешивают с углем и нагревают в труб­ чатых вращающихся печах при температуре около 1050 °С, позво­ ляющей восстанавливать вместе с никелем и кобальтом только часть железа. Восстановленные металлы получаются в виде зерен, смешанных с полурасплавленным шлаком. Охлажденный шлак поступает на дробление и измельчение, а затем — на магнитную сепарацию. Раздробленный материал, проходя через магнитное

ноле сепаратора, разделяется на магнитную часть (крицу), удер­ живаемую магнитным полем, и немагнитную часть (шлак). Со­ держание никеля в крице составляет 4—7 %, железа 90—92 %. Шлак должен содержать не более 0,12 % Ni. Крицу используют для производства легированных сталей. В Советском Союзе кричлым способом намечено перерабатывать бедные окисленные иике-

.левые руды.

§ 4. Переработка сульфидных медно-никелевых руд

Сульфидные медно-никелевые руды являются комплексными (сложными): кроме никеля, меди, кобальта, в них могут содер­ жаться платина, золото, серебро, селен, теллур и металлы плати­ новой группы (палладий, иридий, рутений, осмий).

При переработке сульфидных руд необходимо разделить ни­ кель и медь и получить эти металлы в чистом виде, извлечь ко­ бальт, выделить драгоценные металлы, а также селен и теллур, использовать серу на производство серной кислоты и железо в ка­ честве железорудного сырья (рис. 54).

руды плавят в шахтных и электрических печах. Основным мето­ дом обогащения служит флотация. В результате флотации полу­ чают коллективный (общий) медно-никелевый концентрат, в ко­ торый переходят медные и никелевые сульфидные минералы без их разделения. В процессе флотационного обогащения рудного сырья получают хвосты — пустую породу, направляемую в отвал.

Вхвосты сбрасывается до 85—90 % пустой породы, содержащейся

вруде. Кроме того, в процессе обогащения может быть выделен лирротиновый концентрат, используемый для получения серы и железорудного сырья.

Полученный медно-никелевый концентрат обжигают (завод «Коппер-Клифф», Канада), агломерируют (Норильский горно-ме­ таллургический комбинат), окатывают и обжигают окатыши на ленточных конвейерных машинах («Североникель» и «Печенга-

никель»).

Подготовленный концентрат можно плавить в отражательных, шахтных и электрических печах на штейн и шлак. Штейн пред­ ставляет собой сплав сульфидов никеля Ni3S2, меди Cu2S, ко­ бальта CoS и железа FeS. В шлак переходит пустая порода руд­ ного сырья. Шлак направляют в отвал, а штейн перерабатывают в конвертерах, чтобы удалить из него почти все железо и часть серы и получить медно-никелевый файнштейн. При конвертирова­ нии штейна стремятся сохранить кобальт в файнштейие, так как кобальт может извлекаться в последующих переделах — при элек­ тролизе никеля. Для сохранения кобальта в файнштейие процесс конвертирования не доводят до конца, оставляя в файнштейие 3—4 % железа.

Файнштейн состоит в основном из сульфидов никеля и меди. Эти сульфиды разделяют флотацией. В результате получают два концентрата — никелевый, в который переходит большая часть никеля, кобальта, драгоценных металлов, селена и теллура, и мед­ ный, в который извлекают большую часть меди. Медный концен­ трат от разделения файнштейна с 70—72 % Си направляют на ме-

Р ис. 54. Схема переработки сульфидной медно-никелевой руды

деплавильный завод, где перерабатывают по технологии, описан­ ной в гл. VI. Никелевый концентрат от разделения файнштейна с 70 % Ni и 4 % Си обжигают в печи КС. Полученный огарок из печи КС загружают в электропечь для восстановления до ме­ талла. Металлический никель отливают в аноды и направляют их на электролиз для получения чистого катодного никеля, при этом выделяют кобальтовые кеки, которые поступают в кобаль­ товое производство. В процессе электролитического растворения никелевых анодов металлы платиновой группы, золото, серебро,

селен и теллур образуют нерастворимый осадок — шлам. Для из­ влечения указанных металлов шлам перерабатывают по особой схеме.

Пыль из газов никелевого производства улавливают и перера­ батывают, а газы конвертеров обжиговых печей используют для производства серной кислоты (см. рис. 54).

Подготовка сульфидных медно-никелевых концентратов (руд) к плавке

Перед плавкой сульфидные медно-никелевые концентраты (руды) проходят ряд подготовительных операций, включающих сушку, обжиг и спекание. Главное назначение обжига — частичное уда­ ление серы с целью получения штейна заданного состава.

В практике некоторых отечественных заводов медно-никелевые концентраты сушат, окатывают на чашевых грануляторах, а затем полученные окатыши прокаливают и частично обжигают на агло­ мерационной машине. В процессе обжига удаляется до 30—40 % серы от общего ее количества в сырых окатышах. Выход обож­ женных окатышей составляет 90 %.

На заводах «Томпсон» и «Коппер-Клифф» (Канада) сульфид­ ные медно-никелевые концентраты обжигают в печи КС. Десуль­ фуризацию при обжиге регулируют в пределах 50 %. Содержание серы в концентрате снижается с 22 до 10 — 12 %.

Агломерацию или спекание сульфидных медно-никелевых бога­ тых руд и концентратов, так же как и агломерацию окисленных никелевых руд, производят на агломерационных машинах. В от­ личие от агломерации окисленных никелевых руд спекание ча­ стиц шихты, состоящей из сульфидных мелких руд и концентра­ тов, можно осуществить за счет тепла, выделяющегося при окис­ лении сульфидов. Добавки постороннего тепла в шихту спекания

в шихту спекания добавляют небольшое количество коксовой ме­ лочи. Десульфуризация, т. е. выгорание серы, при агломерации сульфидных медно-никелевых мелких руд и концентратов не пре­ вышает 45—50 %.

За счет тепла, выделяемого при окислении сульфидов, и горе­ ния коксовой мелочи в слое шихты спекания развивается темпе­ ратура до 1000—1200 °С. При этой температуре легкоплавкие си­ ликаты расплавляются и связывают частицы в прочный агломерат.

плавкой применяют на Норильском горно-металлургическом ком­ бинате. На заводе «Конистон» (Канада) агломерат переплавляют в шахтных печах.

Производительность машины по агломерату составляет 12— 15 т/(м2-сут); выход агломерата от шихты 55—60 %; извлечение

более 10 % MgO плавят в отражательных печах на заводе «Коп- пер-Клифф» (Канада). Теория и практика отражательной плавки медно-никелевых концентратов не отличаются от отражательной плавки медных концентратов, изложенной в гл. VI. Вследствие тугоплавкости отечественных сульфидных концентратов (свыше 13 % MgO), высокого расхода топлива и низкой производитель­ ности отражательная плавка медно-никелевых концентратов в Со­ ветском Союзе не получила применения.

Шахтную плавку применяют, если медно-никелевая руда со­ держит небольшое количество MgO и если пустая порода не ту­ гоплавка. На заводе «Конистон» в большом объеме применяют шахтную плавку медно-никелевого агломерата. Используют шахт­ ные печи небольшого сечения (6—10 м2). Расход кокса составляет около 10 % от массы шихты. Плавку ведут форсированно, про­ плавляя 115—120 т/(м2*сут). Расход кокса при шахтной плавке, если руда магнезиальная, достигает свыше 20 % от массы шихты.

Для растворения тугоплавкой пустой породы в шахтную печь требуется добавлять большое количество конвертерного шлака. Поэтому плавка тугоплавких медно-никелевых сульфидных руд в шахтной печи невыгодна, и в настоящее время на отечественных заводах она заменена электроплавкой.

Сульфидные медно-никелевые руды и концентраты, так же как и медные руды и концентраты, можно перерабатывать в элек­ тропечах. Теория и практика электроплавки медно-никелевых кон­ центратов (руд) не отличается от электроплавки медных концен­ тратов, теория и практика которой изложены в гл. VI. В электро­ печах можно плавить тугоплавкие руды (концентраты) с высоким содержанием оксида магния без добавки большого количества известняка (флюса), т. е. вести бесфлюсовую плавку, что неосу­ ществимо в отражательных и шахтных печах. На плавку в элек­ тропечи поступает медно-никелевая шихта, состоящая из руды, концентрата, агломерата и известняка. В шлак электроплавки сульфидной медно-никелевой шихты переходит пустая порода шихты и оксид железа, образующиеся в печи.

Состав штейна электроплавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов, а также отвальных шлаков электроплавки сульфидных медно-никелевых руд приведен ниже, %:

Штейн

N1 Си Fe S

шлака выше температуры штейна, выпускаемого из печи, на 100— 150 °С и колеблется в пределах 1250—1400 °С. Газы при электро­ плавке сульфидных медно-никелевых руд и концентратов состоят из азота, кислорода, сернистого газа, углекислого газа и паров воды. Вместе с выходящими газами из печи в виде пыли выно­ сятся мелкие частицы шихты. Пылевынос при электроплавке со­ ставляет 0,4—0,5 % от массы шихты. Пыль улавливают в пыле­ вых камерах и электрофильтрах и возвращают в плавку. Шихту загружают в электропечи через отверстия в своде. Штейн и шлак выпускают через шпуры.

Производительность печей различной мощности принято срав­ нивать по величине суточного проплава, который приходится на каждые 1000 кВ-А рабочей мощности трансформатора. Так, при суточном проплаве 600—900 т твердой шихты проплав на 1000 кВ-А составляет 25—32 т/сут. Производительность электро­ печи можно также определить по проплаву шихты (руды) в сутки на 1 м2 пода печи. Проплав твердой шихты в настоящее время составляет 7—16 т/(м2-сут). Наблюдения, проведенные на заво­ дах, показали, что при содержании в шихте 20 % MgO суточный

в электропечи жидкого конвертерного шлака колеблется в пре­ делах 550—800 кВт-ч. При прочих равных условиях расход элек­ троэнергии зависит от содержания в руде оксида магния — туго­ плавкой составляющей руды.

Извлечение никеля и меди в штейн при плавке в электропечах высокое и составляет 96—97 %.