Рецензенты: докт. техн. наук С. И. Соболь и кольчугинский тех­никум по обработке цветных металлов 20 страница

Кислый раствор \

Катодный цинк Отработанный электролит

Рис. 129. Упрощенная схема выщелачивания обожженных цинковых кон­центратов

ка и почти полное использование растворителя—' серной кислоты. При непрерывном осуществлении выщелачивания процесс ведут в две (чаще) или в три стадии.

При двустадийном процессе последовательно проводят нейтральное и кислое выщелачивание. При кислом выщела­чивании используют достаточно концентрированный раст­вор серной кислоты — отработанный электролит. На этой стадии наряду с выщелачиванием цинка растворяются и примеси. Кислое выщелачивание заканчивают при достиже­нии концентрации кислоты 2—3 г/л, и этот раствор подают в нейтральную ветвь технологической схемы.

На нейтральной стадии выщелачивания раствор, содер­жащий остаток серной кислоты, растворенный цинк и за­грязняющие примеси, приводят в контакт с горячим огар­ком. Небольшое количество серной кислоты при этом бы­стро нейтрализуется поступающим в избытке обожженным концентратом до рН=5,2-^5,4; примеси железа, мышьяка, сурьмы и др. при этом гидролизуются, выпадают в осадок и переходят в остаток от выщелачивания.

При нейтральном выщелачивании в раствор переходит полностью сульфат цинка ZnS0₄, который хорошо раство­ряется в воде, и небольшая часть оксида цинка. Основные процессы протекают в кислой ветви.

В стадии кислого выщелачивания соединения цинка ра­створяются по реакциям:

ZnO + H₂S0₄ = ZnS0₄ + Н₂0; (109)

ZnO • Si0₂ + H₂S0₄ = ZnS0₄ + H₂SiO_s. (110)

Для растворения сульфида и феррита цинка требуются недостижимые при практическом осуществлении условия — высокая концентрация серной кислоты и температура вы­ше 80—90°С. Поэтому эти соединения практически полно­стью остаются в нерастворенном остатке.

Одновременно с цинком при обработке огарка отрабо­танным электролитом в раствор переходят примеси в виде соответствующих сульфатов: CuS0₄, CdS0₄, FeS0₄₎ Fe₂(S0₄)₃, CoS0₄, NiS0₄, As₂(S0₄)₃, Sb₂(S0₄)₃. Степень за­грязнения растворов зависит от качества и состава перера­батываемых цинковых концентратов.

Для непрерывного выщелачивания используют пачу- ки — чаны с пневматическим перемешиванием (рис. 130). Пачук представляет собой высокий цилиндрический чан и.з сваренных стальных листов. Внутреннюю поверхность ча­нов футеруют кислотоупорными материалами (кирпичом, плиткой и др.). Диаметр чана 3—4 м, высота 6—8 м, ем­кость— до 100 м³. По оси чана установлена центральная, открытая с обоих концов труба — аэролифт. К нижнему концу ее подводится сжатый воздух давлением около 200 кПа. При заполненном пульпой чане сжатый воздух, подни­маясь по центральной трубе, как бы разрыхляет пульпу, уменьшая ее плотность; пульпа вместе с воздухом подни­мается по трубе вверх, а на ее место поступают свежие пор­ции. Из аэролифта пульпа по сливному порогу вновь посту­пает в чан. Таким образом в пачуке создается непрерывная циркуляция пульпы по схеме: чан->аэролифт (с нижнего торца)->сливной порог->чан.

При непрерывном потоке поступающей пульпы ее избы­ток будет постоянно вытекать из чана через выпускной порог пачука.

Недостатком чанов с пневматическим перемешиванием является охлаждение растворов вдуваемым воздухом.

Кислород воздуха, используемого для перемешивания пульпы в пневматических мешалках, в случае необходимо­сти может служить окислительным реагентом.

Рве. 130. Чан для выщелачивания с воздушным перемешиванием (пачук):

/ —воздушное сопло; 2 — азролнфт; 3 — футеровка; 4 —корпус нз железобетона; 5 - - загрузочный желоб; б — вентиляционный люк;? — крышка; 8, 12 — детали крепления аэролифта; 9 — сливной желоб аэролифта; 10 — выпускной желоб; II — змеевик; 13 — крепление сопла; 14 — разгрузочный патрубок

Раствор, получаемый при нейтральном выщелачивании, содержит 100—110 г/л Zn и 1—5 г/л H₂S0₄. Соотношение между количествами раствора и огарка отвечает отноше­нию ж: т= (10-М5): 1.

Нейтральное выщелачивание проводят в трех или четы­рех последовательно соединенных пачуках, через которые пульпа проходит самотеком. Для окисления двухвалентно­го железа в трехвалентное в первый чан загружают марган­цевую руду или пиролюзит Мп0₂. К концу выщелачивания, продолжающегося 2—4 ч, сульфат Fe₂(SC>4)3 гидролизует с образованием нерастворимых гидроксидов и основных со­лей. Вместе с железом соосаждаются мышьяк и сурьма.

Из последнего пачука пульпа поступает в сгустители нейтральной ветви. Осветленный нейтральный раствор из сгустителя направляют на глубокую очистку от примесей и далее — на электролитическое осаждение цинка.

Сгущенный продукт [ж:т=(3-ь4): 1] нейтральной вет­ви направляют в серию пневматических чанов кислого вы­щелачивания. В первый пачук подают отработанный элек­тролит, содержащий около 40 г/л цинка и 120—160 г/л H₂S0₄. К концу выщелачивания концентрация серной кис­лоты снижается до 1—5 г/л. Продолжительность кислого выщелачивания 3—4 ч.

Пульпу кислого выщелачивания из последнего чана на­правляют в сгустители, где продолжается растворение ZnO, происходит отстаивание пульпы, нейтрализация кислоты до pH = 4 -f- 4,5 и гидролитическое осаждение примесей. Слив сгустителей — растворы кислого выщелачивания — посту­пает на нейтральное выщелачивание, а сгущенный продукт обезвоживают фильтрованием.

Вначале сгущенный продукт направляют на рамные ва­куум* фильтры, где его фильтруют и промывают. Кек рам­ных фильтров репульпируют в горячей воде и подвергают повторному фильтрованию на барабанных или дисковых в акуум-фильтр ах.

Фильтраты обеих стадий фильтрования объединяют со сливом кислых сгустителей и направляют на смыв горяче­го огарка печей КС перед нейтральным выщелачиванием.

В кеке кислого выщелачивания, снятом с дисковых фильтров, остается около ’/5 исходного цинка, практически полностью золото и серебро, свинец в форме нераствори­мого в сернокислых растворах PbS04 и около половины ме­ди и кадмия.

Цинковые кеки подвергают дополнительной переработ­ке с целью извлечения из них ценных компонентов. Их мож-

но использовать в качестве шихтового материала на свин­цовых заводах при составлении шихты агломерирующего обжига перед шахтной плавкой на черновой свинец. Само­стоятельную переработку кеков можно осуществить мето­дом вельцевания или дополнительным выщелачиванием крепкими сернокислыми растворами при 80—90 °С. Оба последних метода обеспечивают достаточно высокое извле­чение только цинка и кадмия и частичное некоторых редких металлов. Медь, золото и серебро вновь остаются в отхо­дах этих дополнительных процессов (клинкере или кеке), которые снова требуют дополнительной переработки, чаще всего в свинцовом производстве.

§ 7. Очистка растворов сульфата цинка от примесей

Водные растворы сульфата цинка, полученные нейт­ральным выщелачиванием, загрязнены большим количест­вом примесей, перешедших в них из перерабатываемых ма­териалов. Одни из них отрицательно влияют на последую­щее электролитическое осаждение цинка, другие являются ценными компонентами, которые необходимо извлекать.

Основными примесями цинковых растворов являются железо, алюминий, мышьяк, сурьма, кадмий, германий, медь, кобальт и кремниевая кислота. Очистку растворов от примесей проводят несколькими последовательными опе­рациями: гидролизом, цементацией, добавкой химических реагентов, образующих с примесями труднорастворимые соединения.

Гидролитическое осаждение примесей основано на раз­ложении водой находящейся в растворе соли с образовани­ем нерастворимых гидроксидов. Гидролитическая очистка. происходит в конце стадии нейтрального выщелачивания и заканчивается при сгущении нейтральной пульпы. Гидроли­зом можно выделить железо, мышьяк, сурьму, алюминий и частично медь.

Очистка растворов от железа требует предварительного окисления двухвалентного железа оксидом марганца (Мп0₂) и воздухом до трехвалентого состояния. При рН = = 5,2ч-5,5 Fe2(S0₄)₃ гидролизуется:

2FeS0₄ + Мп0₂ + 2H₂S0₄ = Fe₂(S0₄)₃ + MnS0₄ + 2Н₂0; (111) 4FeS0₄ + 0₂ + 2H₂S0₄ = 2Fe₂(S0₄)₃ + 2H_zO; (112)

Fe₂(S0₄)₃ + 2H₂0 = 2Fe(0H)S0₄ + H₂S0₄. (113)

Реакции (111) и (112) требуют затраты серной кисло­ты, и поэтому железо нужно окислить в начале нейтраль­ного выщелачивания, пока кислота еще не нейтрализована оксидом цинка. Реакция (113) протекает в основном в кон­це выщелачивания, когда раствор становится почти нейт­ральным.

Одновременно с железом происходит гидролитическое осаждение мышьяка и сурьмы до концентраций менее 0,1 мг/л. Совместное их осаждение с железом способствует глу­бокой очистке от данных примесей в результате образова­ния труднорастворимых арсенатов и антимонатов железа (FeAs0₄ и FeSb0₄) и частичной адсорбции соединений мышьяка и сурьмы сильноразвитой поверхностью гидрокси­дов железа.

Алюминий ведет себя аналогично трехвалентному желе­зу и достаточно полно гидролизуется при pH=3,1 -ь4,0.

Гидролиз меди в стадии нейтрального выщелачивания проходит частично. Частично также в этой стадии удаляет­ся германий. Иногда для повышения степени его удаления проводят повторную гидролитическую очистку раствора.

При гидролитической очистке раствора сульфата цинка от примесей металлов происходит нейтрализация и коагу­ляция кремниевой кислоты, что благоприятно сказывается на последующем сгущении пульпы.

Цементацией называют процесс вытеснения из раствора одного металла другим, более электроотрицательным. Ниже приведены нормальные электродные потенциалы катионов некоторых металлов:

Катион Zn^[12]+ Cd²+ Со²+ Ni²+ Ge²+ Cu²+

£'°, В —0,763 —0,403 —0,277 —0,250 —0,13 -f 0,337

Из приведенных данных следует, что многие примеси цинковых растворов могут быть цементированы цинком Однако практически только медь и кадмий легко вытесня­ются цинком; для цементации никеля и кобальта необходи­мо вводить в раствор активирующие вещества.

В качестве активирующей добавки на отечественных за­водах применяют соль Шлиппе — ортосульфоантимонат натрия Na₃SbS4-9H₂0.

Цементационную очистку цинковых растворов от меди и кадмия проводят обязательно в чанах с механическим пе­ремешиванием в одну, две или три стадии в периодическом или непрерывном режимах. На большинстве заводов, для цементации используют цинковую пыль, получаемую кон­денсацией паров дистилляционного цинка при низких тем­пературах или распылением расплавленного цинка струей сжатого воздуха.

При одностадийной цементации получают медно-кадми- евый кек, содержащий, %: 8—12 Cd, 10—20 Си и 35—40 Zn. Такой кек направляют в кадмиевое производство.

Двустадийная цементация позволяет сначала выделить большую часть меди в медный кек (~25% Си и <0,8% Cd), который отправляют на медеплавильные заводы. На следующей стадии получают обогащенный кадмием кек, используемый для производства кадмия.

Вариантом двустадийной технологии, широко применяе­мой на зарубежных заводах, являются выделение на первой стадии медно-кадмиевого кека и осаждение никеля и ко­бальта на второй стадии после введения в раствор активи­рующих добавок.

Трехстадийная цементационная очистка, освоенная на Алмалыкском и Челябинском цинковых заводах, сокраща­ет выход медно-кадмиевых кеков, увеличивает в них содер­жание кадмия, повышает чистоту электролита и улучшает технико-экономические показатели переделов очистки раст­воров, электролиза и переработки медно-кадмиевых кеков.

По этой технологии на первой стадии получают медный кек, направляемый в медное производство. Во второй ста­дии осаждают остатки меди, большую часть кадмия и не­большое количество никеля и кобальта. Эти кеки являются сырьем для получения кадмия. Третью стадию цементации проводят с целью глубокой очистки растворов от кадмия, никеля, кобальта, германия и других примесей.

Химическую очистку растворов сульфата цинка обычно проводят для выделения кобальта в самостоятельный ко­бальтовый кек после цементации меди и кадмия или для пе­риодической очистки от хлора и фтора по мере их накопле­ния в электролите.

На отечественных заводах химическое выделение ко­бальта проводят с помощью ксантогената натрия; кобальт при этом осаждается в виде труднорастворимого ксантоге­ната кобальта Со(С₂-Н₂ОС5₂)з.

Зарубежные заводы для извлечения кобальта из раст­воров нейтрального выщелачивания или из кобальтсодер­жащих растворов переработки медно-кадмиевых кеков ис­пользуют его осаждение в виде труднорастворимых солей а-нитрозо- (3-нафтолом (СюНбЫООН).

Для очистки от хлора применяют обработку растворов цементной медью или сернокислым серебром, что ведет к образованию нерастворимых хлоридов одновалентной меди или серебра.

Удовлетворительных способов очистки растворов от фто­ра не найдено. Чаще всего его осаждают в виде CaF2-

Некоторые примеси, например марганец, натрий и дру­гие элементы, постепенно накапливаются в растворах суль­фата цинка. Присутствие этих примесей в больших количе­ствах (суммарно более 15—30 г/'л) неблагоприятно сказы­вается на осаждении цинка электролизом и затрудняет сгу­щение и фильтрование пульп.

Для очистки от этой группы примесей часть электроли­та выводят из технологического цикла и путем выпарива­ния кристаллизуют из него различные товарные соли, на­пример цинковый купорос для обогатительных фабрик.

Очищенный от примесей нейтральный раствор сульфата цинка (120—160 г/л Zn), поступающий на электролиз, дол­жен содержать, мг/л, не более: 0,2Cu; 40Fe; ЗСо; 2Ni; 3Cd; по 0,01 As, Sb и Ge и 150 Cl^-.

§ 8. Электролитическое осаждение цинка из растворов

Нейтральный электролит, очищенный от примесей, не­прерывно поступает в электролизные ванны, из которых от­водится такой же объем отработанного электролита соста­ва: около 40 г/л Zn и до 160 г/л H₂S0₄. В результате этого процесс электролитического осаждения цинка фактически происходит из электролита, содержащего 50—60 г/л Zn и 100—120 г/л H2SO4. Вследствие электролитической диссоци­ации в таком растворе образуются следующие ионы:

(114)

(115)

(116)

ZnS0₄^Zn²⁺ + SOJ-; H₂S0₄^2H+ + S02-; Н₂0:?Н+ + ОН-.

Катодный процесс восстановления цинка из его суль­фатного раствора выражается следующей реакцией:

Zn²⁺ + SOl~ + 2е = Zn + SO4^-; Е° _n*_+/zn = — 0,763В. (117)

Конкурирующей электродной реакцией на катоде явля­ется разряд ионов водорода:

(118)

Н+ + е = 0,5Н₂; 4+/^ = 0,0В.

Наиболее вероятным анодным процессом в условиях электролитического осаждения цинка является процесс электрохимического разложения воды по реакции

Н₂0 - 2е = 0,50₂ + 2Н+. (119)

Таким образом, суммарный процесс в электролизной ванне характеризуется убылью в раствор ионов цинка в результате осаждения его на катоде, выделением на аноде газообразного кислорода и, как следствие этого, образо­ванием серной кислоты: 2H⁺-f-SOf~=H2S04.

Теоретически при электролизе на катоде в первую оче­редь должны разряжаться ионы водорода. Однако на цин­ке (цинковом катоде) при повышенной плотности тока, вы­сокой чистоте электролита, низкой его температуре и добав­ке в электролит поверхностно-активных веществ создается высокое перенапряжение водорода (не менее 0,7 В). В ре­зультате этого потенциал, при котором разряд ионов водо­рода Н⁺ приобретает значительное развитие, становится более электроотрицательным, близким или даже меньшим, чем надо для разряда ионов Zn²⁺.

При очистке нейтральных растворов не удается полно­стью удалить все примеси и они могут существенно влиять на результаты электролиза.

Рассмотрим поведение примесей при электролитичес­ком осаждении цинка из сернокислых растворов. По свое­му электрохимическому поведению в процессе электролиза примеси в цинковых растворах можно разделить на четыре группы:

1) катионы металлов, более электроположительные, чем цинк;

2) катионы металлов, более электроотрицательные, чем цинк;

3) анионы;

4) органические примеси.

Наиболее серьезные затруднения при электролитичес­ком выделении цинка вызывают металлы первой группы. Они способны восстанавливаться на катоде и загрязнять катодный цинк. Единственным путем предотвращения по­падания этих примесей в катодный осадок является глубо­кая очистка цинковых растворов.

Накопление в растворе более электроотрицательных, чем цинк, катионов (Na+, Mg²+ и Мп²+) выше суммарной концентрации около 30 г/л снижает растворимость в элек­тролите сернокислого цинка и неблагоприятно сказывается на подготовке растворов к электролизу. Вследствие повы­шения вязкости растворов при значительном количестве этих примесей замедляется скорость осветления растворов при сгущении пульп.

При наличии в электролите анионов С1~ возможно их окисление на аноде с образованием газообразного хлора, который загрязняет атмосферу цеха и вызывает коррозию анода. В присутствии катионов Мп²⁺ газообразный хлор не выделяется в результате его взаимодействия по реакции

Mn²+ + CI₂ + 2Н₂0 = Мп0₂ + НС1 + 2Н+. (120)

Таким образом, присутствие в электролите около 3 г/л Мп считается полезным.

Органические примеси, переходящие в электролит из деревянных деталей аппаратуры, фильтровальной ткани, реагентов и других источников, приводят к получению хруп­ких катодных осадков цинка.

Электролитическое осаждение цинка из сульфатных растворов осуществляют в ваннах ящичного типа, по конст­рукции во многом схожих с ваннами, используемыми при электролитическом рафинировании и осаждении меди.

На современных заводах чаще всего применяют желе­зобетонные ванны, внутренние стенки которых футеруют листовым свинцом, полихлорвинилом или винипластом. Длина ванн 2,5—4 м, ширина 0,85—0,9 м, глубина 1,3— 1,4 м. В них завешивают от 28 до 32 катодов и 29—33 анода.

Аноды отливают из свинца с добавкой 1 % серебра, по­вышающего их коррозионную стойкость. Поверхность ано­дов может быть рифленой или гладкой; Прокатанные ано­ды толщиной 5 мм в два-три раза жестче, чем литые тол­щиной 8 мм, а срок службы их в два раза больше (до 4 лет). Анодную штангу из освинцованной медной шины при­варивают к аноду водородной сваркой.

Катоды выполняют из листового алюминия толщиной

3— 4 мм. Длина и ширина катодов на 20—30 мм больше, чем у анодов, что уменьшает дендритообразование на краях катодов. На кромки катодных листов надевают деревянные или резиновые рейки. Это предотвращает срастание катод­ных осадков, образующихся на противоположных плоско­стях катода. Катодную штангу из алюминия с медным кон­тактом на одном конце приваривают к катодному листу.

Ванны располагают в цехе рядами по 20—30 шт. Меж­ду ваннами имеются' проходы для обслуживания. Применя­ют две схемы компоновки и ошиновки ванн (рис.-131). Схема II более удобна для обслуживания каждой ванны со
стороны проходов, что позволяет механизировать выемку и транспортировку электродов^ На новых заводах предпочте­ние отдают схеме спаренных электролизных ванн.

В процессе электролиза цинка выделяется значительное количество тепла, которого выделится тем больше, чем вы­ше будет плотность тока. Для поддержания оптимальной температуры электролита (33—38°С) необходимо электро-

Проход

Проход

проход

Проход

Рис. 131. Схемы компоновки и ошиновки ванн (/, II) при электролитичес­ком осаждении циика

лит охлаждать. Охлаждение электролита на практике мо­жет быть централизованным (вне ванн) или индивидуаль­ным — непосредственно в ваннах с помощью водоохлажда­емых трубчатых змеевиков. Змеевики_:холодильники уста­навливают на одном из торцов каждой ванны.

Питание нейтральным раствором каждой из ванн, ском­понованных по схеме II, осуществляется со стороны торца, где установлен змеевик. Одновременно с противоположного торца из каждой ванны с той же скоростью отводят отра­ботанный электролит.

Выделяющийся на аноде кислород хорошо перемешивает сернокислый электролит, но несколько его разбрызгивает. Чтобы оздоровить атмосферу в цехе, на поверхности элек­тролита в ваннах создают слой пены, поглощающей брызги электролита. Для этого в раствор вводят экстракт мыльного корня или лакрицы.

Обслуживание ванн при электролизе цинка сводится к указанным ниже операциям:

1) контроль за составом и температурой электролита;

2) периодическая сдирка катодного цинка;

3) контроль за состоянием ванн, контактов и змеевиков и их обслуживание;

4) регулирование скорости циркуляции электролита;

5) периодическая очистка ванн и анодов от шлама.

Сдирку катодного цинка производят обычно один раз в сутки, для чего из ванн одновременно вынимают по 5—10 катодов. Если сдирку цинкового осадка производят на ме­сте, то ванны в этот момент работают на повышенной плот­ности тока. При централизованной сдирке (в торце цеха) на место вынутых катодов сразу устанавливают новые. В настоящее время на цинковых электролитных заводах ручную сдирку цинка заменяют механизированной на като­досдирочных машинах.

Электролитическое осаждение цинка из сульфатных ра­створов проводят при катодных плотностях тока 400—700 А/м². Отечественные заводы обычно работают на плотно­сти тока 550—650 А/м². Для получения гладких катодных осадков в электролит в качестве поверхностно-активной добавки вводят столярный клей. Выход по току в цинковом производстве обычно равен 88—92%; около 5% электро­энергии расходуется на разряд на катоде ионов водорода.

Общее напряжение на ванне Е„ при электролизе цинка определяется уравнением

Е_в = (Е_а — Е_к) + Е_зл + Е_К0К + Е_шл, (121)

где (Е_а—Е_к) — напряжение разложения Z11SO4, выражен­ное через разность потенциалов анода и катода; Е_эл, E_KOt> и Е_шя — потери напряжения соответственно в электролите, контактах и в анодном шламе.

Теоретическое напряжение разложения сульфата цинка составляет 2,45 В (—0,76 В на катоде и +1.69 В на аноде). На практике Е_ъ—3,3+3,4 В.

Расход электроэнергии (постоянного тока) при получе­нии электролитного цинка колеблется от 2900 до 3200 кВтХ Хч/т цинка.

Электролитический способ получения цинка позволяет получать металл высокой чистоты, содержащий не менее 99,99 % Zn; по ГОСТ 3640—79 это соответствует маркам ЦВ (>99,99 % Zn), ЦВ1 (>99,992% Zn) и ЦВ0 (>99,995,% Zn). Для получения высших марок товарного металла элек­тролитический цинк очищают вакуумной перегонкой.

Основными направлениями дальнейшего совершенство­вания процесса электролитического осаждения цинка явля­ются:

1) повышение чистоты нейтрального раствора;

2) наметившаяся в 70-х годах тенденция к снижению плотности тока; -

3) совершенствование конструкции электролизных ванн с целью увеличения их производительности;

if

Рис. 132. Поточный плавильно-лнтейный комплекс для переплавки катодного цинка:

1 — разливочная машина; 2 — разливочный черпак; 3 — индукционная печь; 4 — устройство для подъема и загрузки катодного

4) механизация и автоматизация процесса в целом и в первую очередь операции сдирки катодного цинка.

Снижение плотности тока при электролизе цинка спо­собствует стабилизации процессов, улучшению условий тру­да и получению катодных осадков высокого качества, удов­летворяющих требованиям автоматизированной сдирки.

Заслуживает внимания в этом отношении промышлен­ный опыт завода «Бален» (Бельгия), где электролиз цинка осуществляют при плотности тока 400 А/м² в крупногаба­ритных ваннах длиной 4550 мм, шириной 2150 мм и глуби­ной 2150 мм. Рабочая площадь катодов, помещаемых в та­кие ванны, составляет 2,6м² (1,ЗХ2м),что более чем в два раза превышает площадь обычных катодов (1,2 м²).

На заводе «Бален» успешно осуществлена механизиро­ванная и автоматизированная сдирка катодного цинка, уп­равляемая ЭВМ. Освоение автоматизированной линии поз­волило повысить производительность труда в три раза.

Катодный цинк непригоден для непосредственного ис­пользования и его переплавляют в чушки определенной фор­мы и массы. Переплавку катодного цинка в печах ведут с добавкой на 1 т цинка 0,5—0,6 кг/т хлористого алюминия — флюса, разрушающего оксидную пленку на поверхности ка­тодных листов и способствующего слиянию корольков рас­плавленного металла. При наличии на поверхности капель оксидных пленок они не сливаются друг с другом и обра­зуют порошкообразные дроссы.

На современных цинковых заводах переплавку цинка проводят в индукционных печах. Производительность та­ких печей составляет от 100—120 (при емкости печи 20 т)] до 350—500 т/сут. Выход чушкового свинца достигает 98-^ 98,5 %; в дроссы и пыль переходит до 2 % цинка.

Разливку цинка обычно ведут на карусельных разли­вочных машинах, хотя более целесообразно использовать прямолинейные разливочные машины. Такие машины уста­новлены на ряде отечественных и зарубежных заводов.

В настоящее время созданы практически полностью ме­ханизированные поточные плавильно-литейные комплексы (рис. 132), работающие по схеме: загрузка катодов в печь — плавка в индукционной печи— разливка — штабели­рование чушек — погрузка на транспортные средства.

Раздел МЕТАЛЛУРГИЯ III БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ

Глава 11

МЕТАЛЛУРГИЯ ЗОЛОТА

§ 1. Общие сведения о свойствах и применении благородных металлов

К благородным металлам относятся золото, серебро и шесть металлов платиновой группы, — платина, палладий, осмий, иридий, рутений и родий. Золото, серебро и платина известны и потребляются человеком с глубокой древности, хотя платина как элемент была исследована толь­ко в 1782 г. Остальные благородные металлы были открыты в XVIII— XIX вв.

Благородные металлы по сравнению с другими металлами имеют более высокую химическую устойчивость в различных средах и в пер­вую очередь в отношении образования кислородных соединений. Не­смотря на малое распространение в природе н сравнительно высокую стоимость, благородные металлы и их сплавы имеют широкое приме­нение в современной технике и в быту. Это связано с разнообразием их физико-химических и механических свойств, а также_ с некоторыми их особыми свойствами.

В Периодической системе элементов Д. И. Менделеева золото и серебро размещаются в I группе, а платиноиды — в VIII, образуя вместе с железом, кобальтом и никелем три триады (Fe, Ru, Os; Со, Rh; Ir; Ni, Pd, Pt). Все благородные металлы являются переходными элементами и в периодической системе расположены последовательно двумя рядами в 5-м и 6-м периодах с № 44 по 47 (Ru, Rh, Pd, Ag) и с № 76 по 79 (Os, Ir, Pt, Au).

Золото и серебро являются сравнительно легкоплавкими металла­ми. Этим двум металлам свойственна высокая пластичность. Теплопро­водность и электропроводность серебра выше, чем у всех других ве­ществ, а золото по этим характеристикам занимает третье место после серебра и меди.

Для металлов платиновой группы характерны высокие температу­ры плавления и кипения, высокие механические свойства н в первую’ очередь твердость. Так. осмий, иридий и рутений по твердости близки к закаленной сталн.

Температуры плавления и кипения благородных металлов характе­ризуются следующими величинами, °С:

Ru	Rh	Pd	Ag	Os	ir	Pt '	Au
			960,5 2700	2450 1773,5 1063

По плотности благородные металлы можно условно разбить на две подгруппы в строгом соответствии с их положением в Периодической системе элементов. Металлы, расположенные в 6-м периоде, почти в два раза тяжелее металлов 5-го периода. Это характеризуется следую­щими данными о плотности, кг/м³: 12200 Ru; 12450 Rh; 12160 Pd; 10490 Ag; 22500 Os; 22420 Ir; 21450 Pt; 19300 Au.

Для благородных металлов характерна высокая стойкость по отно­шению к химическим реактивам, которая, однако, проявляется по-раз­ному.

г

В порядке возрастания химической устойчивости благородные ме­таллы могут быть расположены в следующем порядке: серебро, палла­дий и осмий (наименее устойчивы), платина и золото (устойчивы), ру­тений и родий (весьма устойчивы) и иридий (наиболее устойчив).

Дата добавления: 2015-08-29