Рецензенты: докт. техн. наук С. И. Соболь и кольчугинский тех­никум по обработке цветных металлов 15 страница

Для конвертирования никелевых штейнов используют горизонтальные конвертеры емкостью 20 и 30 т,'конструк­ция которых была описана в гл. 7. Продукты процесса — никелевый файнштейн, конвертерный шлак и сернистые газы.

Никелевый файнштейн обычно содержит, %: 76—78 Ni;

19— 21 S; 0,2—0,4 Fe; 0,3—0,5 Со и до 2 Си. Более полное удаление из файнштейна железа и кобальта на стадии конвертирования нецелесообразно, так как это приведет к началу интенсивного окисления никеля и увеличению его перехода в шлак.

Средний состав конвертерных шлаков следующий, %: 0,7—1,2 Ni; 0,2—0,5 Со; 27—30 Si0₂; 49—53 Fe; до 3,0 MgO,

Такие шлаки в настоящее время обязательно обедняются методом перемешивания с бедным штейном в специальных конвертерах или электропечным способом.

В результате обеднения конвертерных шлаков получа­ют отвальные шлаки, содержащие 0,14 % Ni и 0,05 % Со, и кобальтовый штейн (автоклавную массу), который со­держит 4—5 % Со и 24—30 % Ni. Штейн направляют в ко­бальтовое производство для извлечения кобальта и никеля.

Переработка никелевого файнштейна на огневой никель

Технология получения огневого никеля из файнштейна включает стадии окислительного обжига (с промежуточ­ным обезмеживанием огарка) и восстановительную плавку закиси никеля на металл. -

Цель окислительного обжига файнштейна — удаление из него серы до содержания не' выше 0,02 % и перевод ни­келя в №0.

Глубокое удаление серы требует высоких температур, а сульфид никеля Ni₃S₂ легкоплавок (/_Пл = 788°С). Это вы­нуждает проводить окисление файнштейна в две стадии. Вначале обжиг проводят в печах КС с целью удаления се­ры до 1 —1,5 %. Для повышения тугоплавкости шихты из­мельченный файнштейн смешивают с оборотной нылью. Это вместе с разобщенностью частиц, витающих в кипящем слое, позволяет вести первую стадию при 950—1000 °С. Окисление файнштейна протекает по реакции

2Ni₃S₂ + 70₂ = 6NiO + 4S0₂. (67)

Печи КС с площадью пода 7—8 м² для первой стадии обжига никелевого файнштейна имеют ряд конструктивных особенностей (рис. 96). Они, во-первых, имеют увеличен­ной диаметр вверху, что снижает скорость газов на выхо­де из печи и уменьшает пылевынос богатого никелем огар­ка. Кроме того, разгрузка огарка производится не через сливной порог, а с уровня пода и регулируется стопорным или дисковым затвором.

К горячему огарку (700—800 °С) по выходе из печи подмешивают 10—15 % природного сильвинита (NaCl, КС1) и смесь подвергают сульфатхлорирующему обжигу в трубчатом реакторе-холодильнике. Процесс идет за счет физического тепла 9гарка. При, обжиге хлористый натрий разлагается по реакции

2NaCl + S0₂ + 0₂ = Na₂S0₄ + Cl₂. (68)

Продукты этой реакции способствуют переводу меди в
форму водорастворимых хлоридов и сульфатов. Никель и кобальт при этом остаются в оксидном состоянии.

Из реактора огарок направляют на обезмеживание, за­ключающееся в выщелачивании меди горячей подкислен­ной водой методом просачивания. После выщелачивания

Рис. 96. Печь КС для обжига файн- штейна:

1 ~ под; 2 — загрузочное устройст­во; 3 — кожух; 4 — футеровка; 5 — сопло; 6 — воздухораспределитель­ная коробка; 7 — разгрузочное уст­ройство

огарок с остаточным содержа­нием 0,3—0,4 % Си направля­ют на окончательный обжиг в трубчатую вращающуюся печь (рис. 97). Печь отапливается природным газом или мазу­том, которые с целью создания в печи окислительной атмосфе­ры сжигают с большим избыт­ком воздуха.

Огарок из бункера пита­телем подается в хвостовую часть печи с температурой около 800 °С. Далее он движет­ся навстречу топочным газам, содержащим 8—10 % кислоро­да и нагретым до 1200— 1300 °С. Высокая температура и присутствие в газах кислорода приводит к почти полному оки­слению серы (до 0,02 % и ме­нее). Расход топлива на вто­рой обжиг достигает 40 % от массы огарка. Полученная в трубчатых печах закись нике­ля в среднем содержит, '%: 78 Ni; 0,4 Си; 0,4—0,5 Со; 0,3—0,4 Fe.

Из обжиговой печи закись никеля с температурой 900— 1000 °С по течке ссыпается в трубчатый реактор, куда вво­дят также 4—8 % нефтяного кокса. За счет физического теп­ла огарка в холодильнике по реакции NiO+C=Ni+CO закись никеля частично (до 40—50 %) восстанавливается и из реактора выходит метал­лизированный огарок с содержанием никеля 22—86%, что ускоряет и удешевляет его дальнейшую переработку в- электропечах.

Процесс восстановительной электроплавки осуществля­ют в дуговых электрических печах за счет тепла, выделяю­щегося при горении дуги между угольными (графитовыми) электродами и металлом. Для получения никеля из окис­ленных руд применяют трехэлектродные круглые печи ем­костью 4,5—10 т (рис. 98). Они работают периодически с продолжительностью цикла от 6 до 8 ч.

Технологический процесс электроплавки закиси никеля состоит из ряда операций:

Рнс. 97. Установка для второй стадии обжига никелевого огарка:

/ — трубчатая печь; 2 — бункер с питателем; 3 — топочная камера; 4 — пыле­вая камера; 5 — трубчатый холодильник

1) шихтовки закиси никеля с восстановителем;

2) загрузки шихты и ее расплавления;

3) доводки металла;

4) выпуска и грануляции никеля.

Во время приготовления шихты закись никеля смеши­вают в заданной пропорции с твердым восстановителем, чаще всего нефтяным коксом, содержащим 0,2—0,5 % S.

При расплавлении шихты происходит восстановление закиси никеля до металла и одновременно его науглеро­живание за счет растворения углерода и образующегося карбида Ni₃C. При содержании углерода около 2,2 % тем­пература плавления металла снижается до 1315 °С. Это сокращает время расплавления шихты и снижает расход электроэнергии.

В конце плавки избыток углерода удаляют путем довод­ки металла забрэсыванием в печь закиси никеля. При этом происходит взаимодействие.карбида никеля с NiO по ре­акции: №₃С+2№0=5№4-С0г.

При доводке с целью предотвращения вторичного окис­ления никеля кислородом печной атмосферы в печи наво­дят известковый шлак. Этот шлак позволяет также очис­тить металл от серы за счет взаимодействия по реакции Ni₃S₂+2CaO+2C=3Ni+2CaS+2CO.

Образующийся сульфид кальция не растворяется в ни­келе и переходит в шлак. После снятия шлака металл раз­ливают, наклоняя печь в сторону разливочного желоба.

Готовый металл льют в грануляционные бассейны с проточной холодной водой, на дне которых установлена дырчатая металлическая корзина. Полученные гранулы ни-

/ — кожух; 2 — графитовый электрод; 3— каретка; 4— стальной трос; 5 — зубчатая пластина; 6 — зубчатый сектор; 7 — щнт управ­ления; 8 — контроллер; 9 — рабочее окно; 10 — трубы водяного охлаждения кессона рабочего окна; И — свод

келя извлекают из бассейна, сушат, упаковывают в фа­нерные бочки и отправляют потребителю.

Огневой никель по ГОСТ 849—70 должен содержать суммарно никеля и кобальта не менее 98,6 % (Н-3) и ко­бальта не более 0,7 %.

Рассмотренная технологическая схема хорошо освоена на практике. Это, пожалуй, ее единственное достоинство. Главные ее недостатки заключаются в сложности (много- стадийности) технологии, высоком расходе дорогостояще­го и дефицитного кокса, низком извлечении никеля и осо­бенно кобальта и, наконец, к полной потере всего железа руды.

Производство ферроникеля

Устранение большинства недостатков традиционной технологии переработки окисленных никелевых руд дости­гается при их переработке на ферроникель — сплав железа с никелем, в который переходит и кобальт. Этот способ в последние годы получает все большее распространение и относится к восстановительным процессам.

При плавке на ферроникель достигается значительное упрощение технологической схемы переработки окисленных никелевых руд, существенное повышение извлечения нике­ля и кобальта, улучшение использования вещественного состава руды, а также экономия топлива.

Плавку на ферроникель в основном ведут в руднотер­мических печах. Главные преимущества электроплавки — возможность использования руд с тугоплавкой, магнезиаль­но-силикатной пустой породой, получение достаточно высо­кого извлечения металлов, небольшой расход низкосортно­го восстановителя и высокая комплексность использования сырья.

Ферроникель можно применять непосредственно в черной металлургии при получении легированных сталей или пере­рабатывать на. марочные сорта никеля и кобальта.

Переработка окисленных никелевых руд на ферроникель электротермическим способом в промышленном масштабе осуществлена в СССР, Новой Каледонии, США, Японии и Бразилии. В Советском Союзе по такой технологии работа­ет Побужский никелевый завод.

Технологическая схема получения ферроникеля включа­ет агломерацию или сушку или прокаливание руды с частич­ным восстановлением оксидов железа и никеля до металла в трубчатых вращающихся печах, плавку огарка, нагрето­го до 700—900 °С, на ферроникель в руднотермических пе­чах с восстановителем, рафинирование и обогащение пер­вичного ферроникеля в конвертере с получением товарного продукта.

При электроплавке оксиды никеля восстанавливаются углеродом по реакции NiO-)-C = Ni-|-CO. Одновременно с

никелем восстанавливаются кобальт, железо, хром и крем­ний. В результате плавки получают ферроникель, за­грязненный в основном кремнием, серой и углеро­дом.

Состав получаемого чернового ферроникеля определя­ется составом исходной руды и степенью восстановления железа. Так, в Новой Каледонии при электроплавке окис­ленных руд, содержащих около 3 % Ni, получают феррони­кель с содержанием 23—24 % Ni+Co. При переработке бедной окисленной никелевой руды (0,8—0,9 % Ni^ на По-

Рис. 99. Схема работы вер гикальиого конвертера

бужском заводе оказалось целесо­образным получать сплав с 5—10 % Ni+Co. Получающиеся при этом шлаки содержат, %: 0,04—0,07 Ni; 0,004—0,02 Со; 48—52 Si0₂; 12—

14 FeO; 20—30 (CaO-j-MgO). Изв­лечение никеля при плавке состав­ляет 95—97 %, кобальта 85—90 %• При использовании в черной ме­таллургии черновой сплав рафини­руют в конвертере с получением ферроникеля с содержанием крем­ния, углерода, серы и фосфора не более 0,03 % каждого.

Для селективного извлечения ни­келя и кобальта в самостоятельные продукты ферроникель обогащают. Для этого черновой сплав подвергают окислительной про­дувке в конвертерах с целью перевода части железа в шлак, который можно использовать в качестве сырья для домен­ного производства.

Обогащение ферроникеля за счет окисления железа на Побужском заводе ведут в вертикальных конвертерах (рис. 99) путем продувки расплава технологическим кисло­родом (99,2—99,6 % 0₂) с помощью вертикальных фурм (сопел).

Товарный ферроникель с содержанием 19—25 % Ni и 1—1,2 % Со разливают в слитки массой по 45—50 кг. Из­влечение никеля и кобальта при рафинировании составляет около 95—96 %. Одним из возможных способов извлечения никеля и кобальта из такого ферроникеля является его пе­реработка в качестве холодных присадок при конвертиро­вании штейнов на файнштейн. Файнштейн и кобальтсодер­жащие конвертерные шлаки перерабатывают по описанной выше технологии.

/

§ 5. Получение никеля

из сульфидных медно-никелевых руд

Плавка на штейн

Исходным сырьем при плавке на штейн при переработке сульфидного медно-никелевого сырья могут служить бога­тые руды, никелевые или медно-никелевые концентраты (см. рис. 92). Плавку такого сырья можно вести в шахтных пе­чах по методу полупиритной плавки, в отражательных или электрических печах и практически любым автогенным про­цессом.

Шахтная плавка сохранилась до настоящего времени только на заводе «Конистон» (Канада). Отражательную плавку для переработки никелевых концентратов с содержа­нием 5—8 % Ni, 1—2 % Си и 5—10 % MgO используют на канадском заводе «Коппер-Клифф». Перед плавкой кон­центраты обжигают в печах КС. Плавку ведут на штейны, содержащие около 16 % Ni-f-Cu.

Основным способом плавки, сульфидных медно-никеле­вых руд и концентратов в Советском Союзе является плав­ка в руднотермических печах. Плавку в электрических пе­чах применяют также на двух заводах в Канаде. На Но­рильском ГМК недавно в промышленном масштабе была освоена плавка никелевых концентратов во взвешенном сос­тоянии на подогретом, обогащенном кислородом дутье.

Все перечисленные выше способы плавки были уже опи­саны при рассмотрении металлургии меди. В данной главе основное внимание уделено руднотермической плавке.

Плавка в электрических печах требует тщательной под­готовки шихты, заключающейся в первую очередь в ее ус­реднении и сушке. Плавка влажной шихты в электропечах недопустима, так как при контакте влаги с расплавленными сульфидами происходит разложение воды со взрывом. Тех­нология подготовки шихты к электроплавке определяется видом исходного сырья.

Сульфидные медно-никелевые руды с содержанием ни­келя более 1,5 % обычно плавят без обогащения. Их под­готовка к плавке сводится к дроблению, сушке и шихтовке. Флотационные концентраты перед электроплавкой укруп­няют методами агломерирующего обжига или окатывания с последующим окислительным обжигом.

Предварительную сушку рудных материалов проводят перед плавкой руДы или для подсушки концентратов перед окатыванием в трубчатых сушильных печах.

Агломерирующий обжиг как метод окускования мелкой
шихты применяют на Норильском ГМК. Шихта для агломе­рации состоит из концентратов, оборотного агломерата и каменноугольной мелочи. Цель агломерации — окускование шихты за счет ее спекания и удаление части серы.

Для окислительного обжига со спеканием применяют ленточные агломерационные машины с площадью всасыва­ния 50 и 75 м².

Основными элементарными стадиями агломерирующего обжига являются: сушка шихты; термическое разложение высших сульфидов (пирротина, халькопирита и пентланди- та); окисление части сульфидов железа; расплавление лег­коплавких компонентов шихты за счет тепла от окисления сульфидов и углеродистых материалов; спекание шихты при охлаждении расплавленной фазы.

Агломерат является хорошо термически подготовленным для электроплавки материалом.

Более прогрессивным способом укрупнения медно-нике­левых концентратов является их окатывание в гранулы ди- ₇ аметром 8—15 мм на чаше-

________ ' вых грануляторах с после-

) _ дующим термическим упроч-

I

В атмояреру^

Рнс. 100. Схема рециркуляции газов при термической обработке окатышей и а ленточной конвейерной машине:

1 I г I j I ^ нением на ленточной кон- ^ I i i i I I i i i I I 1 I I вейерной машине.

1 — зона сушки; 2 — зова обжига; 3 — зона охлаждения; 4 — загрузка сырых окатышей; 5 — готовые окатышн; 6 — вентиляторы; 7 — оборотные газы

Перед окатыванием кон­центрат подсушивают и в случае необходимости ших­туют с оборотными и други­ми материалами. Сырые окатыши имеют недостаточ­ную механическую проч­ность и легко разрушаются при транспортировке и пе­регрузках.

Термическую обработку окатышей для их упрочне­ния производят на ленточ­ных конвейерных машинах, отличающихся от обычных агло­мерационных машин только системой газового тракта. Рабо­чая площадь используемых машин равна 18, 21 и 72 м?.

Термическая обработка включает три последовательные стадии: сушку, окислительный обжиг и охлаждение гранул, для чего по длине ленты конвейерной машины создаются три соответствующие зоны. Максимальные температуры (1050°С) достигаются в зоне окислительного обжига. Ра­бота конвейерных машин организована с рециркуляцией
части газов (рис. 100), что повышает степень использова­ния тепла отходящих газов. При таком методе подготовки шихты степень десульфуризации можно регулировать в, пределах от 30 до 50-—55 % путем изменения температуры в зоне обжига и скорости движения ленты.

Для электроплавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов используют руднотермические печи. По хи­мизму электроплавка сульфидного сырья является почти полным аналогом отражательной плавки. Однако ме­ханизм "плавления шихты этих двух видов плавки разли­чен.

Ванна расплавов руднотермической печи состоит из двух слоев. Высота верхнего шлакового слоя составляет 1700— 1900 мм, а нижнего штейнового 600—800 мм. Исходная твер­дая шихта погружена в шлаковый слой ванны в виде кони­ческих куч — откосов; часть шихты «растекается» по поверх­ности шлака. Плавление пихты осуществляется за счет тепла, выделяемого непосредственно в шлаковом расплаве при пропускании через него электрического тока. Ток в ра­бочее пространство печи подводится с помощью трех или шести угольных электродов, концы которых погружены на 300—500 мм в слой шлакового расплава.

В шлаковой ванне электрическая энергия преобразуется в тепловую двумя путями. Значительная часть тепла (40— 80 %) выделяется в переходном контакте электрод — шлак, где вследствие образования тонкого газового слоя возника­ют мелкие точечные.микродуги, а остальная часть — в шла­ковом расплаве, являющемся проводником тока с высоким электрическим сопротивлением.

В результате тепловыделений шлаковый расплав разо­гревается. Максимальный перегрев шлака происходит вбли­зи электродов. Здесь же шлак наиболее насыщен газовыми пузырьками. В результате этого возникает разность в плот­ностях слоев шлака, прилегающих к электродам и отдален­ных от них. Более легкие массы перегретого шлака непре­рывно поднимаются вверх и растекаются по зеркалу ванны во все стороны от электродов (рис. 101, а). Встречая на своем пути плавающую шихту, потоки шлака отдают ей из­быток своего тепла и подплавляют шихтовую кучу с по­верхности, погруженной в шлак. Массы частично охлаж­денного шлака основной ванны и образовавшегося при плав­лении шихты расплава опускаются вниз и замыкают циркуляцию шлакового расплава (рис. 101, б). В подэлект- родном слое шлака, где конвекция почти отсутствует, завер­шается разделение штейна и шлака.

Таким образом, циркуляционное движение шлака — важнейший рабочий процесс в руднотермических печах — обеспечивает достаточно хороший массо- и теплообмен в ванне. Это позволяет разогревать шлак до 1450°С и выше, что дает возможность перерабатывать в электропечах ту­гоплавкие шихты, а плавку вести на шлаки с повышенным содержанием оксида магния (до 24 %).

	л\ L

а о

Рис. 101. Схема циркуляции шлака в рудиотермической печи: а — движение шлака при отсутствии шихты; б — влияние шихты на движение шлака при различном положении шихтовых куч

Жидкими продуктами электроплавки являются медно­никелевый штейн и шлак. Штейны плавки сульфидных руд и концентратов обычно содержат, %: 7—16 Ni; 7—12 Си; 0,3—0,5 Со; 47—55 Fe; 23—27 S. Штейны из печи выпуска­ют при 1100—1150°С.

Шлаки руднотермических печей представляют собой сплавы оксидов кремния (Si0₂), железа (FeO), магния (MgO) и алюминия (А1₂0₃). Высокие температуры процес­са электроправки, циркуляция шлакового расплава и при­сутствие в печах восстановителя обеспечивают получение шлаков, которые по содержанию извлекаемых металлов значительно беднее шлаков других традиционных методов плавки на штейн. Шлаки руДнотермических печей содержат, %: 0,07—0,11 Ni; 0,06—0,10 Си; 0,03—0,04 Со; 41—45 Si0₂; 24—30 FeO; 10—22 MgO; 5—12 А1₂0₃; 3—5 СаО.

Кроме штейна и шлака, при плавке образуются газы. Они состоят из азота, кислорода, диоксидов серы и углеро­да (SO2 и С0₂) и паров воды. Объем отходящих газов элект­роплавки по сравнению с отражательной плавкой, где их основу составляют топочные газы, во много раз меньше. Они образуются в основном в результате термической диссоциа-

ции высших сульфидов и карбонатов и горения углеродистых материалов шихты и электродов. Взаимодействие между высшими оксидами железа и сульфидами при электроплав­ке носит подчиненный характер, так как РезС>4 быстро вос­станавливается добавляемым в шихту углеродистым восста­новителем — коксовой или угольной мелочью. По этой при­чине десульфуризация при электроплавке руд и окатышей ^ составляет '-всего 15—20%, а агломерата 2—5% и газы бедны по содержанию 50г.

Теоретическое количество технологических газов элект­роплавки составляет не более 120 м³ на 1 т рудной шихты. На практике за счет подсосов воздуха через неплотности в своде печи объем газов увеличивается до 1100—1200 м³/т шихты. Однако объем их и в этом случае примерно в 10 раз меньше, чем при плавке в отражательных печах.

Технологические газы, образующиеся преимущественно в шлаковом расплаве, выделяясь из него, отдают часть сво­его тепла плавающей на поверхности шихте и разбавляют­ся подсасываемым холодным воздухом. В результате этого температура отходящих газов не превышает 500—600 °С.

Относительно небольшой объем отходящих газов, низ­кая их температура и более рациональный метод нагрева шихты и расплавов обусловливают высокий коэффициент использования тепла в руднотермических печах (до 85%).

Малый объем отходящих газов и небольшое количество мелочи в шихте определяют сравнительно небольшой пыле- вынос при электроплавке — всего 0,4—0,5 % от массы твер­дой шихты.

Для плавки сульфидных медно-никелевых руд и концен­тратов применяют прямоугольные руднотермические печи с тремя или преимущественно шестью электродами (см. рис. 71). Трехэлектродные печи работают только на комби­нате «Североникель». Они имеют площадь пода 58 м³ (11,2X5,2 м), удельную мощность — около 520 кВ-А/м².

Площадь пода шестиэлектродных печей при Длине 20,5— 27,5 м и ширине 5,5—6,7 м составляет 113—184 м². Удель­ная мощность таких печей колеблется от 98 до 324 кВ-А/м².

Современные мощные печи оборудованы самообжигаю- щимися электродами, представляющими собой железный кожух диаметром 1200 мм, заполненный электродной (угле­родистой) брикетированной массой. По мере сгорания и опускания электрода кожух наращивают, а электродная масса, нагреваясь, спекается и превращается в монолит.

Шихту в печь загружают через боковые и центральные загрузочные отверстия в своде, чаще всего «на электроды»,

где температура выше, а циркуляция шлака наиболее ин­тенсивна.

Штейн выпускают через шпуровые отверстия, располо­женные на одной из торцовых стен печи. В связи с отсутст­вием в руднотермических печах отстойной зоны и наличием на поверхности шлаковой ванны плавающей шихты выпуск шлака также осуществляют через шпуры, расположенные на противоположной стороне печи на расстоянии 1350—1750 мм от подины (550—900 мм от зеркала расплавленной ван­ны).

600—900

25—30

8—10

570—820

94—97

94—96

75-80

Работа руднотермических печей при плавке медно-нике­левого сырья характеризуется следующими технико-эконо­мическими показателями:

Суточная производительность печи по шихте, т..

Проплав иа 1000 кВ-А установочной мощности,

т/сут.......................................................................................

Удельный проплав, т/(м²-сут)..............................................

Расход электроэнергии иа 1 т шихты, кВт-ч...

Извлечение в штейн, %:

никеля...............................................................................

меди...................................................................................

кобальта............................................................................

Конвертирование медно-никелевых штейнов

Для конвертирования медно-никелевых штейиов исполь­зуют горизонтальные конвертеры емкостью 75—100 т.

В связи с тем что никель, получаемый из сульфидных руд, обязательно подвергается электролитическому рафини­рованию, при котором можно наиболее рационально из­влечь кобальт, при конвертировании медно-никелевых штей­нов стремятся кобальт полнее оставить в файнштейне.

Присутствующие в медно-никелевых штейнах основные металлы по убыли сродства к кислороду располагаются в ряд Fe-*-Co->-Ni->-Cu. Следовательно, для того чтобы ко­бальт сохранить в файнштейне, процесс конвертирования нужно вести с неполным окислением железа. В противном случае кобальт преимущественно будет переходить в кон­вертерный шлак.

Продувку медно-никелевых штейнов в конвертерах обыч­но заканчивают получением файнштейна, содержащего, %: 35—42 Ni; 25—30 Си; 0,7—1,3 Со; 3—4 Fe; 23—24 S.

При этом получают конвертерные шлаки с 2—2,5 % суммы никеля, меди и кобальта. С целью обеднения кон­вертерные шлаки подвергают дополнительной переработке в электрических печах в присутствии восстановителя и бед­ной извлекающей фазы (рудного штейна). Продуктами

обеднительной плавки являются штейн, направляемый на конвертирование, и отвальный шлак.

Разделение меди и никеля

Медно-никелевый файнштейн представляет собой в ос­новном сплав сульфидов Ni₃S₂ и Cu₂S, содержащий кобальт, платиноиды и небольшое количество железа. Если такой файнштейн по аналогии с никелевым файнштейном сразу подвергнуть окислительному обжигу с последующей восста­новительной плавкой огарка на металл, то это приведет к получению очень сложного по составу металлического спла­ва, разделение которого на самостоятельные металлы тех­нически невозможно. Поэтому медно-никелевые файнштены вначале направляют на разделение меди и никеля.

Разделение меди и никеля можно осуществить несколь­кими методами. Наибольшее распространение получил фло­тационный метод, при котором никель концентрируют в бо­гатом никелевом концентрате, а медь — в медном.

Перед флотационным разделением файнштейн необхо­димо медленно охладить в течение 40—80 ч с тем, чтобы обеспечить хорошее механическое вскрытие кристалличес­ких фаз при последующем его дроблении и измельчении.

Медленно охлажденный файнштейн состоит из обособ­ленных кристаллов трех видов: сульфидов меди и нике­ля и металлического сплава. Последний представляет со­бой твердый раствор никеля и меди переменного состава. В нем концентрируется до 80 % платиновых металлов, со­держащихся в файнштейне. Металлический сплав можно перед флотацией выделить магнитной сепарацией и напра­вить на самостоятельную переработку. В Советском Союзе магнитную фракцию не выделяют и она полностью пере­ходит в никелевый концентрат.

Флотацию ведут в сильно щелочной среде. Пенный про­дукт— богатый медный концентрат — после перечисток на­правляют в медное производство, где его расплавляют в отражательных или электрических печах, а расплав кон­вертируют до получения черновой меди. В медном концен­трате содержится 68—73 % Си и до 5 % Ni.

. Вторым продуктом флотационного разделения явля­ется богатый никелевый концентрат («хвосты» флотации), который содержит, %: 68—72Ni; 3—4 Си; до 1 Со; 2—3Fe; 22—23,5 S, а также большую часть платиновых металлов.

Другим применяемым в современной практике способом разделения меди и никеля является карбонильный процесс. Его используют для переработки медно-никелевых файн- штейнов, восстановленной закнси никеля и рафинирования чернового никеля.

Карбонильное разделение меди и никеля основано на способности никеля образовывать при взаимодействии с СО карбонил — соединение металла с СО. Вместе с нике­лем образуют карбонилы железо и кобальт; медь карбо­нилов не образует.

Карбонил никеля Ni(CO)₄ плавится при температуре —25 °С и кипит при 43 °С. Температура кипения карбонила железа 105°С. Карбонил кобальта плавится при 51 °С с разложением. При нагревании до температуры выше 180°С пары карбонила никеля разлагаются. Тогда сущность кар­бонильного процесса можно описать уравнением:

Ni+4CO Ni(CO)₄.

180—200°С ' '

При атмосферном давлении образование карбонилов идет очень медленно. Равновесие этой реакции можно сдви­нуть вправо, т. е. ускорить процесс, проводя его под дав­лением 17—23 МПа и при температуре 190—220 °С.

По этому способу в стальной реактор («бомбу») загру­жают перерабатываемый материал, включая дробленый передутый (металлизированный) файнштейн с пониженным содержанием серы. Карбонил никеля, загрязненный карбо­нилом железа, возгоняется, а вся медь, платиноиды и ко­бальт остаются в остатке.

Технический карбонил никеля для очистки от железа подвергают фракционной перегонке (ректификации). Очи­щенный карбонил направляют в башню разложения, обо­греваемую до 200—220°С. Продуктом разложения могут* быть карбонильный порошок или дробь диаметром до 10—

Дата добавления: 2015-08-29