Рецензенты: докт. техн. наук С. И. Соболь и кольчугинский тех­никум по обработке цветных металлов 18 страница

Плавка в короткобарабанной печи проводится периоди­чески. В качестве топлива применяют угольную пыль или природный газ. Общая продолжительность плавки 3—4 ч. Недостатки способа: периодичность процесса, невысокая производительность печи, низкое прямое извлечение свин­ца в черновой металл (85—88 %).

На заводе «Реншер» (Швеция) успешно применяют ре­акционную плавку богатых свинцовых концентратов, (75 % РЬ) в электропечах. Технология предусматривает непо­средственную плавку подсушенного до 2 % влаги концен­трата с необходимыми флюсующими добавками во взве­шенном состоянии под сводом печи. Концентрат вдувают в печь с помощью форсунок при регулируемом расходе воз­духа. За время, которое материал находится во взвешен­ном состоянии, происходит окисление части сульфидов. Ос­новные реакции завершаются в ванне расплава. Процесс характеризуется высокими технико-экономическими пока­зателями.

В Советском Союзе отработан в полупромышленном масштабе новый способ переработки свинцовых и свинцо­во-цинковых концентратов, получивший название КИВЦЭТ- ЦС (кислородно-взвешенная — циклонно-электротермиче­ская плавка цинка и свинца).

Процесс КИВЦЭТ-ЦС включает следующие последова­тельно проводимые в одном аппарате стадии: обжиг и ре­акционную плавку исходного сырья в атмосфере техноло­гического кислорода; углетермическое восстановление цин-

ка из шлакового расплава; возгонку и конденсацию цинка и очистку технологических газов (рис. 114).

Продуктами кивцэтного процесса являются черновой свинец, черновой цинк, штейн (иногда), шлак, оборотная пыль и газы, содержащие 40—50 % SO2. В случае необхо­димости конденсацию паров цинка можно исключить и по­лучать возгоны оксида цинка, отправляемые для дальней­шей переработки на цинковые заводы.

Рис. 114. Плавильный агрегат КИВЦЭТ-ЦС:

/ — бункер для шнхты; 2 — циклонная горелка; 3— фа- «• кел; 4 — обжигово-плавильная камера; 5 — шлак; 6 *— штейн; 7— черновой свинец; 8 — переточный канал; 9 —• электротермическая печь; 10 — конденсатор; 11 -т черно­вой цинк; 12 — газоход; 13 — электроды; 14 — газоохла- днтельный стояк; 15 — электрофильтр

§ 7. Пирометаллургическое рафинирование чернового свинца

Черновой свинец содержит 2—10 % примесей. В числе примесей могут быть медь, сурьма, мышьяк, висмут, золо-

то, серебро и др. Некоторые примеси в свинце исключают возможность его использования по назначению, а другие, например серебро, золото и висмут, представляют самосто­ятельную большую ценность. По этим причинам черновой свинец обязательно рафинируют. В соответствии с ГОСТ 3778—77 высшая марка свинца СО должна содержать не более 0,008 % суммы примесей.

Рафинирование чернового свинца можно проводить пи- рометаллургическим (огневым) и электролитическим спо­собами. Электролиз экономически оправдан только при небольшом содержании в свинце примесей и поэтому при­меняется редко (в Советском Союзе совсем не применя­ется).

Пирометаллургическое рафинирование чернового свин­ца. предусматривает последовательное выделение примесей с учетом химических свойств примесей или их соединений. На каждой стадии рафинирования образуются съемы (про­межуточные продукты), в которые переходят примеси и часть свинца. Съемы подвергают дополнительной перера­ботке.

Технология огневого рафинирования чернового свинца включает следующие стадии: обезмеживание (очистку от меди); обестеллуривание; удаление мышьяка, сурьмы и олова; обессеребрение (извлечение серебра и золота); обес- цинкование; обезвисмучивание; качественное (окончатель­ное) рафинирование от кальция, магния, сурьмы и иногда цинка.

Продолжительность всего цикла рафинирования зави­сит от многих факторов И составляет до 100 ч.

Обезмеживание — наиболее трудоемкая рафинировоч­ная операция, обязательная как для пирометаллургическо- го, так и для электролитического способа.

Очистку чернового свинца от меди проводят в два прие­ма, отличающихся по своей физико-химической основе. Сначала удаляют большую часть меди грубым обезмежи- ванием, а затем проводят тонкое обезмеживание.

Грубое обезмеживание основано на явлении снижения растворимости меди в свинце с 4—5 при 700—750 °С до со­тых долей процента при температуре около 330°С. При охлаждении свинца выпадают кристаллы меди, которые как более легкие всплывают (ликвируют) на поверхность расплава. При удалении медных съемов (шликеров) меха­нически захватывается большое количество свинца. Чтобы уменьшить переход свинца в шликеры, грубое обезмежива­ние осуществляют в два приема. Сначала свинец охлажда­ют до 550—600 °С и снимают «сухие» шликеры (10—30 % Си и 50—70 % РЬ), которые направляют на отдельную или совместную с другими промпродуктами переработку. При дальнейшем охлаждении до 335—340 °С образуются «жир­ные» шликеры (3—5 % Си и 80—90 % РЬ). Их перераба­тывают на первой стадии обезмеживания для вытаплива­ния свинца и перевода меди в сухие шликеры.

В результате грубого обезмеживания содержание меди снижается до 0,1—0,2 %•

Тонкое обезмеживание чернового свинца основано на большом сродстве меди к сере. При вмешивании серы или богатого свинцового сульфидного концентрата в расплавт ленный свинед при 335—345 °С образуется нерастворимый в нем сульфид меди CU2S, который всплывает на поверх­ность и образует сульфидные съемы. Сульфидированием медь удаляют до остаточного содержания 0,005—0,0005 %.

Грубое обезмеживание проводят периодически или не­прерывно, а тонкое — только периодически.

Для периодического рафинирования применяют сталь­ные рафинировочные котлы, вмещающие 150, 260 и 370 т свинца (рис. 115). Котел устанавливается внутри огнеупор­ной кладки и обогревается электронагревателями или с по­мощью устройств для сжигания топлива. Для перемешива­ния свинца или вмешивания в него реагентов используют съемные мешалки. Перекачку свинца из котла в котел осу­ществляют с помощью переносных, погружаемых в расплав стальных центробежных насосов. Для снятия шликеров служат дырчатые ложки (шумовки). Шликеры для извлече­ния из них Меди и свинца перерабатывают плавкой в не­больших электрических или пламенных печах с содой и же­лезным скрапом.

Непрерывное грубое обезмеживание основано на лик­вации меди из нижних, более холодных слоев глубокой (до

1,7 м) свинцовой ванны в верхние, где происходит ее суль- фидирование и перевод в штейн. В качестве сульфидиза- тора используют богатый свинцовый концентрат.

Для непрерывного обезмеживания используют отража­тельные или электрические печи специальной конструкции. Температуру в нижней части печи (у лещади) поддержи­вают около 400—500°С, а в верхних слоях расплава 1000—1100°С. Сульфидирование меди сернистым свинцом проводят в присутствии соды и восстановителя:

2Cu + PbS =- Cu₂S*+ Pb; (89)

4Na₂C0₃ + 4PbS = 3Na₂S + Na₂S0₄ + 4Pb + 4C0₂. (90)

Рис. 115. Котел для рафинирования свинца:

1 — привод мешалкн; 2 — мешалка; 3 — стальное опорное кольцо; 4 — рабочая площадка; 5 — кирпичная кладка; 5 —доииые опоры; 7 —топка; в —газоход

Образующийся при этом легкоплавкий штейн, содержит около 15 % РЬ и 50 % Си. Сода и сульфат натрия необхо­димы для ошлакования пустой породы концентрата.

Черновой свинец из печей непрерывного действия с со­держанием 0,3—0,6 % Си выпускают через сифон в котел- миксер. В котле-миксере он охлаждается до 340—345 °С и дополнительно обезмеживается до 0,1 % Си. Далее свинец поступает на тонкое обезмеживание.

Обестеллуривание введено как самостоятельная опера­ция с целью перевода теллура в промежуточный продукт, удобный для его извлечения. Оно основано на способности теллура образовывать нерастворимый в свинце теллурид натрия Na₂Te с температурой плавления 953 °С.

Очистку от теллура ведут при 400—450 °С путем вмеши­вания в течение 10—15 мин в расплавленный свинец свин­цово-натриевого сплава и едкого натра, который является хорошим растворителем ЫагТе. По окончании перемешива­ния массу выдерживают примерно 10 мин с целью отстаи­вания и затем с поверхности снимают плав, содержащий 15—30 % Те и до 1 % Se. После вытапливания свинца по­лучают обогащенный теллуром плав, который перерабаты­вают гидрометаллургическим методом.

Очистка от мышьяка, сурьмы и олова основана на боль­шем сродстве этих примесей к кислороду по сравнению со свинцом.

В промышленности применяют два метода окислитель­ного рафинирования свинца — продувкой свинцовой ванны воздухом в отражательных печах и окислением селитрой в присутствии едкого натра, (щелочное рафинирование). На отечественных заводах применяют только второй способ, как менее вредный и обеспечивающий более высокое пря­мое извлечение свинца.

При щелочном рафинировании удаление примесей про­исходит по реакциям:

2As + 2NaN0₃ + 4NaOH = 2Na₃As0₄ + N₂ + 2H₂0; (91) 2Sb + 2NaN0₃ + 4NaOH - 2Na₃Sb0₄ + N₂ + 2H₂0; (92) 5Sn + 4NaN0₃ + 6NaOH = 5Na₂SnO_s + 2N₂ + 3H₂0. (93)

Окислителем в данных реакциях является кислород, ко­торый образуется при разложении селитры выше 308 °С по реакции 2NaN0₃=Na20+N2+2,502.

Образующийся при щелочном рафинировании плюмбит натрия Na₂Pb0₂ также участвует в окислении примесей и способствует этому процессу. Арсенаты, антимонаты и стан- наты натрия нерастворимы в свинце и образуют с едким натром щелочной плав.

Щелочное рафинирование проводят в обычных рафини­ровочных котлах с использованием специального аппарата, устройство и схема работы которого показаны на рис. 116.

Аппарат снабжен насосом для перекачки свинца из кот­ла в реактор на слой щелочного плава. Для создания наи­большей реакционной поверхности струю металла разби­вают на мелкие капли. Пройдя через слой солевого распла­ва, свинец поступает в котел через открытый клапан, откуда вновь подается в реактор.

По мере насыщения щелочного плава образующимися солями он густеет, что снижает эффективность рафиниро­вания и усиливает захват капель свинца. После насыще­ния плава примесями до 20—24 % его заменяют на новый. Для этого нижний клапан закрывают и продолжают пере­качивать в реактор тяжелый свинец, который выдавливает плав в ковш. После заполнения реактора свежей порцией

Рис. 116. Аппарат для щелочного ра­финирования свинца:

/ — свинец; 2 — реактор; 3 — щелочной плав; 4 — бункер для селитры; 5 — на­сос с приводом; 6 — клапан

реагентов циркуляцию свин­ца продолжают. Продолжи­тельность операции состав- чи. В черновом свинце после вергают гидрометаллурги­ческой переработке с целью извлечения ценных компо­нентов и регенерации щело­чи.

В черновом свинце после щелочного.. рафинирования остается до 0,02 % сурьмы -и не более чем по 0,01 % мышьяка и олова. Разрабо­таны процесс и аппарат для вепрерывного щелочного ра­финирования по принципу противотока.

Обессеребрение на всех заводах проводится путем обработки свинца цинком, который ограниченно раст­ворим в свинце и не взаимо­действует с ним. Благородные металлы (золото и серебро), содержащиеся в черновом свинце в количестве до 3 кг/т, наоборот, взаимодействуют с цинком с образованием туго­плавких интерметаллических соединений AuZn₃ и AgZn₃, почти нерастворимых в свинце. Как более легкие, эти сое­динения всплывают на поверхность, образуя цинковую (се­ребристую) пену.

Богатая пена первых съемов содержит до 10 % Au-f- +Ag, около 25 % Zn, остальное — свинец. Для удаления цинка ее подвергают дистилляции (возгонке) с получени­ем в остатке сплава свинца с серебром и золотом. Послед­ние съемы стадии, обессеребрения дают бедную пену, обо­гащенную металлическим, цинком. Ее используют в качест­ве оборотного цинксодержащего реагента в начале обес­серебрения следующей партии свинца.

Весь цикл обессеребрения проводят в одном котле в те­чение 18—20 ч. В конце операции свинец содержит 3— 10 г/т серебра, следы золота и до 0,7 % цинка.

Сплав свинца с благородными металлами окисляют (купелируют) в небольших отражательных печах путем об­дувания поверхности сплава воздухом. При этом свинец, окисляется до глета РЬО и стекает в приемник, а в печи остается серебряно-золотой сплав, называемый сплавом доре. Сплав отправляют на аффинажные заводы для раз­деления золота и серебра.

Процесс обессеребрения чернового свинца осуществим, и в непрерывном варианте. Его проводят в вертикальных, котлах высотой 5—7 м. Котел вначале заполняют обессе­ребренным свинцом, поверх которого расположен слой расплавленного цинка (до 1 м). Черновой свинец подают в верхнюю часть котла, где он при 600—650 °С насыщается цинком и медленно опускается вниз, в зону более низких температур (около 330 °С), откуда непрерывно выводится через сифон.

При движении расплава вниз из него непрерывно вы­деляются и ликвируют в цинковый слой интерметалличес­кие соединения серебра и золота с цинком. По мере насы­щения цинксеребряный сплав частично или полностью вы­тесняют повышением уровня свинца.

Непрерывное обессеребрение (как и обезмеживание) более производительно, повышает извлечение свинца и бла­городных металлов, улучшает качество товарной пены,, практически полностью -устраняет затраты ручного труда,, но осуществимо лишь на крупных предприятиях с большим потоком свинца.

Обесцинкование свинца, содержащего после выделения благородных металлов 0,6—0,7 % Zn, можно проводить, окислительным, хлорным, щелочным или вакуумным спо­собами. Окислительное рафинирование, основанное на пе­реводе цинка в съемы в виде оксида, в настоящее время почти не применяется.

При хлорном рафинировании расплавленный свинец об­рабатывают газообразным хлором с целью перевода цин­ка в летучий хлорид ZnCb. Недостатки хлорного спосо­ба — токсичность хлора и хлоридов, интенсивная коррозия аппаратуры, сложность получения товарного хлористого цинка и небольшой спрос на него — ограничивают промыш­ленное применений метода.

Щелочное рафинирование свинца от цинка технологи­чески аналогично очистке его от мышьяка, сурьмы и оло-

ра. На отечественных заводах этот метод используют для очистки от цинка на стадии качественного рафинирования.

Вакуумное рафинирование в связи с возможностью бы­строй регенерации металлического цинка для стадии обес­серебрения и хороших условий труда в настоящее время применяют на большинстве свинцовых заводов. Процесс основан на значительном различии в летучести свинца и цинка. При 600 °С давление паров цинка над сплавом при­мерно в 1000 раз выше, чем у свинца.

Вакуумное обесцинкование проводят при 600—620 °С и остаточном давлении 4—7 Па. Вакуумирование свинца осуществляют в специальных аппаратах, устанавливаемых яа обычных рафинировочных котлах. Применяемые аппа­раты (рис. 117) представляют собой открытую с одного

Рис. 117. Аппарат для вакуумного обесцинковання свинца:

1—котел; 2 — насос для перекачивания свинца; 3 — внутренняя труба;

4 — стальной цнлнндр; j — разбрызгиватель свинца; 6 — водоохлаждаемый конденсатор.

торца камеру, заключенную между внутренней трубой и наружным цилиндром. Второй верхний торец аппарата вы­полнен в виде водоохлаждаемого кессона, служащего для конденсации отогнанного цинка.

Перед началом операции рафинировочный котел запол няют свинцом и сначала нагревают расплав. После уста новки аппарата для ва^уумирования из него откачивают воздух. Для создания большей активной поверхности жид­кого свинца он подается в вакуумное пространство насо­сом и разбрызгивается. Цинк при этом испаряется и в виде друзы (гроздевидной массы) осаждается на холодных стен­ках конденсатора.

Процесс продолжается 12—15 ч, в том числе собственно- дистилляция 4—5 ч. По окончании операции аппарат сни­мают и из него удаляют осадок цинка. Конденсат содержит 80—90 % Zn и 10—20 % РЬ. В свинце остается 0,05— 0,005 Zn.

В черновом свинце содержится до 0,4—0,5 °/о висмута, резко ухудшающего коррозионную стойкость свинца и име­ющего самостоятельную ценность. Для очистки свинца от висмута и его извлечения в настоящее время наибольшее распространение получил способ обезвисмучивания с по­мощью кальция и Магния. При вмешивании этих металлов, в свинец они образуют с висмутом малорастворимые в. свинце интерметаллические соединения Bi₂Ca₃, Bi₂M'g₃ и BiCaMg₂. При одновременном введении в свинец с каль­цием и магнием сурьмы обеспечивается более глубокое обезвисмучивание (до 0,005 % Bi и менее) вследствие об­разования еще менее растворимого в свинце сложного сое­динения BiCa₅Mg₁₀Sb2.

Висмутовые съемы (дроссы) снимают в течение всей операции обезвисмучивания. Богатые дроссы, содержащие 3—5 % Bi,' являются сырьем для получения висмута, а более бедные направляют в оборот в голову про­цесса.

Качественное рафинирование — последняя операция очистки свинца — проводится с целью удаления остатков, примесей-реагентов, используемых в предыдущих стадияхг Са, Mg, Sb и Zn. Чаще всего для осуществления этого про­цесса применяют щелочное рафинирование.

Щелочное рафинирование с целью получения сыпучих твёрдых плавов ведут при небольшом расходе щелочи, за­гружаемой вместе с селитрой на поверхность свинцовойг вашшпри работающей мешалке.

Растворенные в свинце примеси окисляются селитрой и частично кислородом воздуха с образованием СаО, MgO, Na₃Sb04 и Na₂Zn0₂. Эти соединения вместе с оксидами свинца (РЬО и РЬ₃0₄) образуют сыпучие твердые съемы, содержащие 45—5£ % РЬ. Эти плавы направляют в голову технологической схемы получения чернового свинца — на агломерацию или в шахтные печи.

Очищенный от всех примесей мягкий свинец разливают на карусельных или ленточных разливочных машинах в слитки (чушки) массой 30—40 кг.

§ 8. Электролитическое рафинирование чернового свинца

Методом электролиза в настоящее время рафинируют около 20 % производимого в мире свинца. Доля электро­литного свинца все время возрастает. Это стимулируется возможностью получения свинца высокой чистоты в одну- две стадии. Сдерживают широкое распространение этого метода малая интенсивность процесса, сложная схема пе­реработки анодных шламов и трудности подбора электро­лита для его осуществления.

Процесс электролитического рафинирования заключа­ется в электрохимическом растворении анодов, отлитых из предварительно обезмеженного огневым способом свинца, и осаждении чистого свинца на катоде:

РЬ — 2е->РЬ‘²+ (анодный процесс); (94)

РЬ²+ + 2е->-РЬ (катодный процесс). (95)

Примеси чернового свинца остаются на аноде в виде губчатого осадка шлама (Си, Sb, Bi, As, Ag) или перехо­дят в электролит (As, Sb). Мышьяк и сурьма могут частич­но переходить в катодный свинец.

Катодные листы (основы) в настоящее время отливают при помощи водоохлаждаемого барабана, погруженного в ванну расплавленного свинца.

Для электролитического рафинирования свинца непри­менимы из-за малой растворимости его солей наиболее дешевые электролиты на основе серной и соляной кислот. Наибольшее применение в настоящее время получил крем­нефтористоводородный электролит, представляющий собой водный раствор кремнефтористого свинца PbSiF₆ (70— 90 г/л РЬ) и кремнефтористоводородной кислоты H2SiF6 (100 г/л).

Электролиз проводят в железобетонных ваннах с кш лотоупорной футеровкой из винипласта или керамики объ­емом до 6 м³. В ванны завешивают от 24 до 40 анодов и на один больше катодов. Аноды растворяют в течение 6— 12 сут, извлекая их каждые 3—6 сут для очистки от шла­ма. Продолжительность наращивания катодов чаще всего

2— 3 сут.

Электролиз свинца ведут при плотности тока 160— 220 А/м². Напряжение в ванне по мере растворения анодов

. Производство металлического цинка в Европе было на­чато в середине XVIII в., когда научились получать этот металл в закрытых сосудах (ретортах) без доступа воздуха.

В настоящее время по выпуску и потреблению цинк за­нимает среди цветных металлов третье место — после алю­миния и меди.

На территории нашей страны до Великой Октябрьской социалистической революции работал только один неболь­шой цинковый завод на Северном Кавказе. С 1929 г., когда был пущен цинковый завод «Укрцинк», началось интенсив­ное развитие отечественной цинковой промышленности. Сейчас производство цинка в Советском Союзе является крупномасштабной отраслью металлургической промыш­ленности. Основные районы размещения цинковой промыш­ленности — Казахстан, Урал, Средняя Азия и Северный Кавказ.

В капиталистических странах производство цинка в наибольших количествах организовано в Японии, США, Канаде, ФРГ, Австралии, Бельгии и Франции.

§ 2. Сырье для получения цинка и способы его переработки

Основным источником получения цинка являются суль­фидные медно-свинцово-цинковые, медно-цинковые и свин- цово-цинковые руды.

В сульфидных рудах цинк обычно присутствует в виде следующих минералов: сфалерита ZnS, вуртцита ZnS и марматита nZnS-mFeS. Спутниками цинка в полиметалли­ческих рудах являются минералы и элементы, рассмотрен­ные в гл. 9, посвященной металлургии свинца. Можно счи­тать, что цинк извлекается в значительной степени из тех же руд, что и свинец.

В окисленных зонах месторождений цинксодержащих руд основными кислородсодержащими минералами цинка являются: смитсонит ZnCOs, цинкит ZnO и каламин 2ZnO ^Юг-НгО. Окисленные цинковые руды в настоящее время имеют подчиненное значение.

В сульфидных полиметаллических рудах содержание цинка обычно составляет 1—3 %. Эти руды имеют слож­ный состав. В настоящее время из них извлекают до 17 элементов. Все это обусловливает необходимость проведе­ния предварительного обогащения руд по селективной схе­ме с получением нескольких концентратов (цинкового, медного, свинцового, пиритного).

Цинковые концентраты селективного флотационного 1 обогащения полиметаллических руд содержат, %: 48—6(Г| Zn; 1,5—2,5 Pb; 1—3 Си; до 0,25 Cd; 3—10 Fe; 30—38 S; 1 до 10 пустой породы (Si0₂, СаО, А1₂0₃ и др.). |

Цинковые концентраты — комплексное, дорогостоящее I сырье. Из них нужно извлекать цинк, свинец, медь, кадмий, 1 серу, золото, серебро, ртуть, галий, индий, таллий, селен, J теллур. I

Иногда при обогащении труднообогатимых медно-цин- 1 ковых руд получают промежуточные продукты (концентра. 1 ты), содержащие 12—18 % Zn и 4—8 % Си. Переработка 1 таких материалов затруднена как на цинковых, так и на 3 медных заводах. -1

Переработку цинковых концентратов в настоящее вре-1 мя осуществляют двумя методами: пирометаллургическим 1 (дистилляционным) и гидрометаллургическим. I

В основе пирометаллургического способа лежит процесс | восстановления оксида цинка при 1000—1100°С, т. е при! температуре выше точки кипения металлического цинка,! что обеспечивает выделение его в момент образования в 1 парообразном состоянии и возгонку (дистилляцию) в виде 1 паров: 1

ZnO + С ^ Zn_nap + СО; ZnO + СО ^ Zn_nap + С0₂. (96)1

Пары цинка в дальнейшем конденсируют. Получение! жидкого цинка дистилляцией возможно только в условиях! сильно восстановительной атмосферы и полной герметиза-1 ции применяемой аппаратуры. 1

В связи с тем что цинковый концентрат представляет* собой сульфидный материал, а восстановление цинка воз-1 можно только из его оксида, дистилляции предшествует! окислительный обжиг с полным удалением серы.. 1

Возможны несколько вариантов аппаратурного офор-1 мления пирометаллургического способа получения цинка:! в горизонтальных и вертикальных ретортах, в шахтных и,Я электрических печах. Химизм процесса во всех случаях* одинаков. 'щ

Получающийся пирометаллургическим способом цинк! обязательно содержит большое количество металлов-при-Я месей (Pb, Cd, Fe, Си и др.), возгоняемых вместе с ним* или попадающих в него из выносимой газами пыли. Поэто«г|1 му дйстилляционный цинк как и всякий черновой металле нуждается в рафинировании. 1

Принципиальная технологическая схема пирометаллур-1 гического способа получения цинка приведена на рис. 118.3

Пирометаллургический способ применяют с момента возникновения цинкового производства. Доля выпуска цин­ка этим способом из года в год сокращается и в настоя­щее время составляет не более 20 %. Все новые цинковые заводы построены и будут строиться с применением гид­рометаллургической технологии.

Сульфидный цинковый концентрат

I

Агломерирующий оВжие

Газы

Г

Агломерат

I

Г

В производство Кокс

Дистилляция

1 1

Пусьера

Черновой цинк Риймовка

I

На изблечение кадмия

Рафинирование ВельцеВание

1 I I

ТоВарный цинк Клинкер Возгони

Рнс. 118. Принципиальная технологическая схема переработки сульфид­ных цинковых концентратов пнрометаллургнческнм способом

Гидрометаллургический способ, примененный впервые в промышленном масштабе в 1915 г., является в настоящее время основным. Широкое распространение гидрометаллур­гий при производстве цинка обусловлено ее значительными преимуществами по сравнению с дистилляцией. К ним от­носятся:

1) более высокое извлечение цинка и сопутствующих эле­ментов;

2) более высокая комплексность использования сырья;

3) высокое качество цинка;

4) высокая механизация трудоемких процессов.

Принципиальная технологическая схема получения цинка гидрометаллургическим способом приведена на рис. 119. По этому способу цинк выщелачивают (растворяют) раствором серной кислоты из предварительно обожженно­го концентрата (огарка). При выщелачивании цинк пере­ходит в раствор в виде сернокислого цинка по реакции

ZnO + H₂S0₄ = ZnS0₄ + Н₂ О. (97)

При выщелачивании цинкового огарка в раствор частич­но переходят содержащиеся в нем компоненты (медь, кад-

Сулыридный цинковый концентрат ♦

¹ Окислительный оджиг

f *

Газы и пыль Огарок

t

Пшеулавлцдание

f----------------- \

Газы Пыль

\ \------------------------------

if

9 произведет до 'H₂S0₄

ВыщелачиВание

f)

Цинковый кек Раствор

t i

На дополнительную Ошта от примесей переработку j

Электролитическое осаждение цинка |: ]

Катодный цинк Отработанный | электролит

Переплавка и разлиднй 1

I

Чушковой цинк

Рис. И9. Принципиальная технологическая схема переработки суль­фидных цинковых концентратов гидрометаллургическим способом

мий, железо, мышьяк и др.). Качество получаемого элек­тролитическим осаждением цинка зависит от чистоты раст­вора; чем чище поступает на электролиз раствор, тем бо­лее чистым получается товарный цинк. Поэтому перед элек­тролизом раствор тщательно очищают от примесей.

Процесс электролитического осаждения цинка из очи­щенного раствора (электролита) протекает по следующей суммарной реакции:

(98)

ZnS0₄ + Н₂0 = Zn + H₂S0₄ + 0,50₂.

Цинк при электролизе осаждается на катоде, а на ано­де регенерируется серная кислота, необходимая для выще­лачивания свежих порций огарка, и выделяется кислород. Катодные осадки цинка переплавляют и разливают в слитки.

Кек (нерастворенный остаток), получаемый после вы­щелачивания, подвергают дополнительной переработке с целью доизвлечения из него цинка и других ценных ком­понентов.

§ 3. Обжиг цинковых концентратов

Как следует из рис. 118 и 119, как пиро-, так и гидро­металлургический способы получения цинка требуют про­ведения предварительного окислительного обжига исход­ных цинковых концентратов. Однако, поскольку оба эти способа принципиально отличаются друг от друга, обжигом решаются различные задачи.

Перед дистилляцией сульфид цинка нужно как можно полнее окислить до оксида по реакции 2ZnS+30₂—2ZnO-j- +2SO2, а обжигаемый материал превратить в кусковой пористый продукт. Образование сульфата цинка недопусти­мо, так как в восстановительной атмосфере процесса ди­стилляции он вновь будет переходить в трудновосстанови­мый сульфид:

(99)

ZnS0₄ + 4С0 = ZnS + 4С0₂.

При обжиге концентратов, направляемых на дистилля­цию, необходимо также, как можно полнее, удалить неко­торые сопутствующие элементы. Достаточно полно при об­жиге возгоняются таллий, селен, теллур, германий и индий. Для увеличения полноты отгонки свинца и кадмия в виде летучих хлоридов в шихту обжига иногда вводят хлористые соли.

Дата добавления: 2015-08-29