Рецензенты: докт. техн. наук С. И. Соболь и кольчугинский тех­никум по обработке цветных металлов 13 страница

К третьей группе относятся благородные металлы, ко­торые в условиях электролиза меди как более электропо­ложительные анодно не растворяются. По мере растворе­ния ацода они теряют с ним механическую связь и на 98— 99 % осыпаются в шлам.

Примеси четвертой группы представленные растворен­ными в анодной меди химическими соединениями типа C112S, Cu₂Se, Cu₂Te вследствие электрохимической ней­тральности и малой растворимости в электролите также практически полностью переходят в шлам подобно благо­родным металлам.

Для электролитического рафинирования применяют железобетонные ванны ящичного типа, имеющие в плане удлиненное прямоугольное сечение. Для повышения кор­розионной стойкости ванн против воздействия сернокисло­го,электролита внутреннюю часть ванн облицовывают винипластом, стеклопластиком, полипропиленом, кислото­упорным бетоном и другими кислотостойкими материа­лами.

В настоящее время чаще всего электролитные ванны группируют в блоки по 10—20 ванн, а затем — в серии, со­стоящие, как правило, из двух блоков (рис. 87). Все элек­троды в отдельных ваннах — катоды и аноды — включены параллельно, а ток через блоки и серии проходит после­довательно. Поперечный разрез блока ванн для электро­литического рафинирования приведен на рис. 88.

Геометрические размеры ванн зависят от размеров и

Рис. 87. Схема электрической цепи включения ванн в блокак и се­риях

Рис. 88. Поперечный разрез блока железобетонных ванн: 1 — анод; 2 — катод; 3 — катодная штанга

числа электродов. Современные ванны имеют длину 3,5—

5,5 м, ширину 1—1,1 м и глубину 1,2—1,3 м.

Аноды и катоды подвешивают поочередно. При этом число катодов в ванне всегда на один больше, чем анодов, и они имеют увеличенные на 20—30 мм ширину и высоту по сравнению с анодными пластинами. ’

При установке в ванну анодов их укладывают одним из ушек на токоподводящую шину или же соединяют с ка­тодной штангой катодов соседней ваниы (иногда через промежуточную шинку). Подвод тока от источника пита­ния осуществляют только к крайним шинам блока или к
серии ванн (см. рис. 87). Преобразователями переменного тока в постоянный в последние годй почти повсеместно служат малогабаритные, наиболее экономичные кремние­вые выпрямители.

Первичными катодами служат тонкие (0,4—0,6 мм) листы из*электролитной меди — катодные основы. Их заго­тавливают электролитическим путем на матрицах из хо­лоднокатаных меди или титана. К содранным с матрицы листам после обрезки кромок приклепывают ушки, обеспе­чивающие в дальнейшем контакт катода с токоподводящей штангой.

Время наращивания полновесного катода в товарных ваннах на различных заводах колеблется от 6 до 15 сут. Ко времени выгрузки масса катода достигает 60—140 кг. После тщательной промывки готовые катоды направляют потребителю или переплавляют в слитки.

Растворение анода обычно длится 20—30 сут и зависит ОТ' его толщины и режима электролиза. Анодные остатки, составляющие 12—18 % первоначальной массы, переплав­ляют в анодных печах в новые аноды. За время работы аиодов производят 2—3 съема катодов.

В процессе электролиза электролит загрязняется при­месями и обогащается медью. Накопление меди происхо­дит главным образом за счет того, что анодный выход по току меди больше катодного выхода вследствие образова­ния на аноде некоторого незначительного количества ионов Си+. Обогащению электролита медью способствует также химическое растворение катодной и анодной меди и содер­жащейся в анодах закиси.

Для предупреждения накопления примесей и удаления избытка меди электролит подвергают обновлению (регене­рации). Для регенерации часть электролита выводят из ванн. Количество выводимого электролита рассчитывают по предельно допустимой концентрации ведущей примеси, на­копление которой идет наиболее быстро. Обычно такой Примесью является никель, реже мышьяк.

Вывод электролита на регенерацию практически осуще­ствляется во время организации его обязательной непре­рывной циркуляции в электролитных ваннах. Помимо час­тичного обновления электролита, циркуляция должна обес­печивать выравнивание его состава в межэлектродном пространстве. Это обеспечивает получение качественных ка­тодных осадков.и снижение расхода электроэнергии. Цир­куляция должна обеспечивать смену всего электролита за

3— 4 ч.

Циркуляцию электролита можно проводить путем пода­чи электролита с одного торца ванны и вывода с противо­положного торца (перпендикулярно электродам) или пря­моточно через все ванны блока параллельно электродам. В последнем случае становится возможным значительно повысить плотность тока без нарушения качества катодной меди.

Во время циркуляции электролит по пути из напорного бака к ваннам подогревают паром до 50—55°С, что спо­собствует снижению его электрического сопротивления.

Регенерацию электролита с целью его.обезмеживания можно проводить несколькими способами. В настоящее время распространено выделение меди электролизом с не­растворимыми (свинцовыми) анодами.

При электролитическом способе медь осаждается из раствора на катоде, а на свинцовых анодах выделяется кислород:

Си²⁺ + 2е = Си; (46)

201-Г — 2е = Н₂0 + 7₂0₂. - (47)

В результате этих двух реакций раствор обедняется медью и обогащается свободной серной кислотой. После частичного обеднения медью такой электролит можно воз­вратить в основной электролиз. Осаждение меди электро­лизом с нерастворимыми анодами характеризуется повы­шенным расходом электроэнергии на 1 т меди (до 3000— 3500 кВт-ч) вследствие высокого напряжения на ванне, которое составляет около 2—2,5 В и слагается из потен­циалов образования меди и кислорода из ионов. Этот способ прост, но дорог^[10].

На многих заводах регенерацию электролита совмеща­ют С получением медного купороса. По этому способу ото­бранный раствор нейтрализуют в присутствии воздуха анодным скрапом или специально приготовленными гра­нулами меди. В результате протекания реакции

Си + H₂S0₄ + V₂0₂ = CuS0₄ + Н₂0 (48)

раствор обогащается медью и обедняется серной кислотой.

Затем полученный раствор упаривают и направляют в кристаллизаторы, где при охлаждении из него выделяются кристаллы медного купороса (CuS0₄-5H₂0). Для интенси­

фикации процесс получения медного купороса проводят, в вакуумных кристаллизаторах.

Кристаллизацию медного купороса проводят в три ста­дии. Раствор после третьей стадии процесса, содержащий около 50—60 г/л Си, подвергают электролитическому обез- меживанию в ваннах с нерастворимыми анодами. В ре­зультате электролиза получают рыхлый катодный осадок меди, загрязненный мышьяком и сурьмой, который отправ­ляют на медеплавильные заводы, и раствор, содержащий около 1 г/л меди.

При электролитическом осаждении из растворов, содер­жащих менее 10—12% Си, может выделяться очень ядо­витый газ — мышьяковистый водород (AsH₃).

Катодную медь отправляют в переплав, а раствор —на получение никелевого купороса выпариванием с последую­щей кристаллизацией. Остаточный раствор после выделе­ния никеля, содержащий серную кислоту, возвращают в электролизный цех для приготовления свежего электро­лита.

Вторая схема регенерации электролита очень громозд­ка и оправдывает себя только при попутном получении медного и никелевого купороса.

Получающиеся при электролитическом рафинировании шламы перерабатывают для извлечения благородных ме­таллов, селена и теллура. Стоимость компонентов шлама окупает в большинстве случаев все затраты на рафиниро­вание меди.

Катодная медь — основной продукт электролиза — не всегда пригодна для непосредственного использования, особенно в электротехнической промышленности. Поэтому ее расплавляют и разливают в слитки. Раньше переплав­ку проводили повсеместно в отражательных печах по ме­тоду, близкому к огневому рафинированию черновой меди, с получением слитков стандартной формы — вайербарсов.

В последние годы в связи с повышением требований к качеству меди, особенно по содержанию в ней кислорода, начали применять автоматизированные плавильно-литей- ные или плавильно-литейно-прокатные комплексы непре­рывного действия, позволяющие получать вайербарсы не­прерывного литья или медную катанку диаметром 8—12 мм. При этом получают бескислородную медь высо­кой чистоты.

Важными направлениями дальнейшего развития элек­трохимических процессов в металлургии меди являются производство медного порошка и фольги.

Получение медных порошков основано на проведении электролиза при высокой плотности тока (до 2000 А/м²) и низком содержании меди в электролите (10—13 г/л). В этих условиях разряд ионов меди на катоде проис­ходит с большими скоростями по сравнению со скоростью их поступления в прикатодное пространство и формирова­ние компактного катодного осадка невозможно — получа­ется порошкообразный осадок.

Электролитическую медную фольгу получают путем электрохимического осаждения меди на барабанном вра­щающемся катоде. Электролит для получения фольги со­держит 45—60 г/л Си и 40—60 г/л H2SO4. Электролиз ве­дут при 35—50 °С с интенсивным перемешиванием элек­тролита сжатым воздухом при плотности тока 1800— 3000 А/м².

§ 11. 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 около 12—15%. В Советском Союзе, 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 сложностью 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 двух­основных 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 рапространенный 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 этих соединений.

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:

1) выщелачивание в кучах;

2) подземное выщелачивание;

3) выщелачивание путем просачивания раствора через слой рудного материала (перколяция);

4) выщелачивание в чанах с механическим перемеши­ванием (агитация);

5) автоклавное выщелачивание (под давлением).

Поскольку в отечественной медной промышленности

гидрометаллургические процессы не нашли широкого при­менения и используются только два первых метода, в дан­ном разделе рассматриваются только эти методы. Осталь­ные методы описаны в других главах учебника при рас­смотрении методов получения никеля, цинка, алюминия и др.

Кучное выщелачивание применяют для извлечения ме­ди на месте из вскрышных пород (отвалов) старых и новых карьеров и бедных крупнокусковых руд, содержащих 0,1— 0,3 % Си. Основным растворителем служит разбавленный кислый раствор сульфата трехвалентного железа, образу­ющийся при воздействии кислорода воздуха и воды на пи­рит:

2FeS₂ + 2Н_аО + 70₂ = 2FeS0₄ + 2H₂S0₄; (49)

4FeS0₄ + 2H₂S0₄ + 0₂ = 2Fe₂(S0₄)₃ + 2H₂0. (50)

CuFeS₂ + 2Fe₂(S0₄)₃ + 2H₂0 + 30₂ = CuS0₄ +

+ 2H₂S0₄ + 5FeS0₄. (51)

Рис. 89. Схема кучного выщелачи­вания:

1 — выщелачивающий раствор; 2 — выщелачиваемый материал; 3 — раствор

Рис. 90. Схема подземного выщела­чивания:

1 — раствор; 2 — водонепроницаемый слой; 3 — линзы рудных тел;

4 — водопроницаемый слой; 5 — скважниы; 6 — выщелачивающий раствор

При кучном выщелачивании кусковую руду в виде ку­чи (рис. 89) объемом до 6000 тыс. т укладывают на водо­непроницаемое основание, подготовленное специально или представляющее собой площадку из скального грунта. Ос­нование должно иметь односторонний уклон для организо­
ванного сбора растворов в специальных бассейнах (отстой­никах).

Вода и оборотные растворы после выделения меди пери­одически подаются на орошение кучи сверху и медленно протекают через нее на основание, растворяя при этом медь. Растворы, Полученные при кучном выщелачивании, содержат 0,3—3,0 г/л Си.

Выщелачивание в кучах при незначительных капиталь­ных и эксплуатационных затратах позволяет обрабатывать огромные массы забалансового сырья и получать ощути­мые количества дополнительной меди. В Советском Союзе кучное выщелачивание используют для извлечения меди из карьерных отвалов на Балхашском ГМК. Предполага­ется применить этот способ к бедным рудам некоторых месторождений Средней Азии.

Подземное выщелачивание, как естественный процесс, происходит на всех эксплуатируемых шахтным способом месторождениях сульфидных медных руд. Оно может быть организовано искусственно на отработанных или законсер­вированных шахтах для извлечения меди из оставшихся целиков и обрушенных горных пород.

Подземное выщелачивание может производиться реч­ной водой, оборотными растворами и рудничными водами. Для облегчения доступа растворителя к рудным телам пробуривают скважины (рис. 90).

Процесс идет очень медленно и продолжается годами. Растворы подземного выщелачивания с содержанием 1,8—

2,5 г/л Си собирают в нижних выработках и откачивают на поверхность. Стоимость меди, полученной этим методом, состоит главным образом из затрат на бурение скважин, перекачку растворов и выделение меди из растворов.

В последние годы для интенсификации процесса выще­лачивания растворами сульфата трехвалентного железа все шире используют определенные виды широко распрост­раненных в природе бактерий. В самом процессе выщела­чивания бактерии не участвуют и действуют как катали­затор, ускоряющий образование сульфата трехвалентного железа согласно уравнению

4FeS0₄ + 2H₂S0₄ + 0₂ + бактерии = 2Fe2(S0₄)₃ + 2Н₂0. (52)

Исследования показали, что при наличии бактерий трех­валентного железа образуется в 100—120 раз больше, чем в их отсутствие.

Выделение меди из очень бедных растворов кучного и подземного выщелачивания 0,3—3 г/л Си возможно мето­дами цементации, сорбции и экстракции.

В основе процесса цементации меди лежит реакция ее вытеснения из раствора электроотрицательным металлом (железом, цинком, никелем и др.).

CuS0₄ + Me = Си + MeS0₄. (53)

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 около 0,05 г/л Си направляют на выщелачивание. Извлече­ние меди при цементации составляет 90—98 %. Расход же­леза на цементацию 1 т меди -колеблется от 1,5 до 2,5 т.

Основными недостатками цементационного осаждения меди являются:

1) необходимость расходования серной кислоты при ре­генерации оборотных растворов, содержащих FeS0₄;

2) 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.

Глава 8

МЕТАЛЛУРГИЯ НИКЕЛЯ § 1. Никель и его применение

Никель — единственный «молодой» металл из 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 никель был обнаружен в составе монетных сплавов; применявшихся еще в III столетии до н.э. До 1875 г. он считался ювелирным металлом, стоил дорого и производи­ли его в очень небольших количествах. Мировое производ­ство, никеля в 1875 г. составляло всего около 500 т, а затем начало быстро расти.

В России первое месторождение никелевых руд было открыто на Урале в 1854 г. На базе этих руд вначале уда­лось получить никелевый чугун (20% Ni), а затем и ме­таллический никель; в период с 1874 по 1878 г. было полу­чено около 17 т никеля. Промышленное производство ни­келя на территории царской России так и не было органи­зовано.

Производство никеля при Советской власти было нача­то только в годы первой пятилетки. Первенцем отечествен­ной никелевой промышленности был Уфалейский никеле­вый завод, введенный в строй в конце 1983 г. В настоящее время эта подотрасль цветной металлургии в Советском Союзе представлена несколькими никелевыми комбина­тами.

Широкое развитие никелевой промышленности за рубе­жом связано с открытием во второй половине прошлого сто­летия больших месторождений окисленных никелевых руд в Новой Каледонии и сульфидных медно-никелевых руд в Канаде.

■ В капиталистическом мире производство никеля сосре­доточено в руках нескольких монополий. Крупнейшая из них — Интернациональная никелевая компания (ИНКО). Она производит около 50 % общего выпуска никеля за ру­бежом. Основные предприятия этой компании расположе­ны в Канаде и перерабатывают сульфидные медно-никеле­вые руды.

На базе окисленных никелевых руд никель производит­ся в Японии, Новой Каледонии, Австралии, США, на Кубе и Филиппинах.

В периодической системе элементов Д. И. Менделеева никель расположен в VIII группе 4-го периода под номе­ром 28, образуя вместе с кобальтом и железом триаду. В наиболее устойчивых химических соединениях никель двухвалентен, хотя встречается иногда и в трехвалентном состоянии.

Чистый никель — металл светло-серебристого цвета. Его поверхность характеризуется очень высокой отражаю­щей способностью. Никель обладает достаточно высокими прочностью и пластичностью. Он хорошо обрабатывается как в горячем, так и в холодном состояниях, легко прока­тывается в листы толщиной до 0,02 мм и протягивается в проволоку диаметром до 0,01 мм. До температуры 357,6 °С никель магнитен.

В химическом отношении никель малоактивный металл. Он имеет высокую коррозионную стойкость в атмосфере воздуха, устойчив к воздействию воды и многих агрессив­ных сред, например щелочей. Заметное окисление никеля на воздухе наблюдается при температурах выше 700— 800°С. Серная и соляная кислоты растворяют никель мед­ленно, а в азотной он растворяется легко. Органические кислоты воздействуют на никель только после длительного соприкосновения с ним.

С кислородом никель образует два основных оксида: NiO и Ni₂0₃. Последний при нагреве разлагается с образо­ванием Ni₃0₄ (или Ni0-Ni₂0₃).

Никель имеет большое сродство к сере, образуя два достоверно установленных сульфида составов NiS и Ni₃S2, встречающиеся в природе. Наиболее устойчивым является Ni₃S₂, имеющий температуру плавления 788 °С. Высший сульфид никеля NiS при нагреве разлагается по реакции 3NiS=Ni₃S₂+7₂S₂.

В металлургии важное значение имеют карбид никеля (Ni₃C) и карбонил [Ni(CO)₄],

С металлами никель образует многочисленные сплавы, из которых наибольший интерес представляют сплавы с же­лезом, кобальтом, медью, цинком, хромом и молибденом. В настоящее время известно более 3000 сплавов, содержа­щих никель. Присутствие никеля в сплавах придает им разнообразные ценные свойства, удовлетворяющие самым высоким требованиям современной техники: жаропрочность, кислотостойкость, вязкость, улучшенные магнитные свой­ства, красивый внешний вид и др. Важную роль никель играет в получении конструкционных, нержавеющих и жа­ропрочных сталей. В последние годы большое значение
приобрели жаропрочные литые сплавы на никелевой осно­ве, используемые во многих областях техники.

В чистом виде никель используют в качестве защитных и декоративных покрытий на железе и других металлах' для изготовления аппаратов и посуды с высокой коррози­онной стойкостью, прцборов радиоэлектроники, в качестве катализатора и т. д. Находят применение и некоторые со­ли никеля.

Структура потребления никеля в промышленно разви­тых странах выражается следующими цифрами, %:

30—50

10—15

16—20

10—18

10—12

8—10

Нержавеющие и жаропрочные

стали....................................................

Конструкционные стали.... Сплавы на никелевой основе..

Никелирование....................................

Чугунное и стальное литье... Прочие потребители

§ 2. Сырье для получения никеля

В настоящее время никелевые заводы перерабатывают в основном два типа руд, резко различающихся по химичес­кому составу и свойствам: окисленные никелевые и суль­фидные медно-никелевые. Значение этих руд для никелевой промышленности в нашей стране и за рубежом различно. В Советском Союзе из года в год возрастает доля никеля, получаемого из сульфидных руд, а в зарубежных странах, наоборот, все большее значение приобретают окисленные руды.

Окисленные никелевые руды представляют собой гор­ные породы вторичного происхождения, состоящие в основ­ном из гидратированных магнезиальных силикатов, алю­мосиликатов и оксида железа. Никелевые минералы в них составляют незначительную часть рудной массы. Наиболее часто никель находится в виде бунзеита (NiO), гарниерита [(Ni, Mg)-БЮз-яНгО] или ревденскита [3(Ni, Mg)OX X2Si0₂-2H₂0]. Кроме никеля полезным компонентом этих руд является кобальт, содержание которого обычно в 15— 25 раз меньше содержания никеля. Иногда в окисленных рудах присутствует в небольших количествах медь (0,01 —

0,02 %).

Пустая порода, составляющая основную массу руды, представлена глиной (каолинит) (Al₃0₃-2Si0₂-2H₂0), тальком (3Mg0-4Si0₂-H₂0), другими силикатами, бурым железняком (Fe₂0₃-nH₂0), кварцем и известняком.

Окисленные никелевые руды отличаются исключитель­ным непостоянством состава по содержанию как ценных компонентов, так и пустой породы. Эти колебания состава наблюдаются даже в массиве одного месторождения. Воз­можные пределы концентраций компонентов руды харак­теризуются следующими цифрами, %; 0,7—4 Ni; 0,04— 0,16 Со; 15—75 Si0₂; 5—65 FesOs; 2—25 А1₂0₃; 1—4 Сг₂0₃; 2—25 MgO; 0,5-—2 СаО; до 10—15 % конституцион­ной влаги.

По внешнему виду окисленные никелевые руды похожи на глину. Для них характерны пористое, рыхлое строение, малая прочность кусков, высокая гигроскопичность (до 40 %). Рациональных методов обогащения таких руд до сих пор не найдено, и они после соответствующей подго­товки непосредственно поступают в металлургическую пе­реработку.

В Советском Союзе промышленные месторождения окисленных никелевых руд расположены на Урале и на Украине, за рубежом — в Новой Каледонии, на Кубе, Фи­липпинах, в США, Бразилии, Индонезии, Австралии 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 (FeySg).

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 извлекают 14 (включая серу) ценных компонентов.

Химический состав сульфидных медно-никелевых руд следующий, %: 0,3—5,5 Ni; 0,2—1,9 Си; 0,02—0,2 Со; 30— 40 Fe; 17—28 S; 10—30 Si0₂; 1—10 MgO; 5—8 А1₂0₃. По структуре медно-никелевые руды могут быть сплошными, жильными и вкрапленными. Чаще 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 Советском Союзе месторождения сульфидных медио- никелевых руд находятся в северных районах страны — на Таймырском и Кольском полуостровах. За рубежом запасы медно-никелевых руд сосредоточены 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 кон-. центрат. Возможность проведения магнитной сепарации обусловлена относительно высокой магнитной восприимчи­востью пирротина.

Дата добавления: 2015-08-29