Главная страница | Контакты | Случайная страница Автомобили Астрономия Биология География Дом и сад Другие языки Другое Информатика История Культура Литература Логика Математика Медицина Металлургия Механика Образование Охрана труда Педагогика Политика Право Психология Религия Риторика Социология Спорт Строительство Технология Туризм Физика Философия Финансы Химия Черчение Экология Экономика Электроника

Обжиговые печи с верховым пламенем, кипящем слое, Печь Гофмана

В печах КС частицы материала находятся в восходящем потоке газа в “кипящем” или “псевдожидком” состоянии, характеризуемом интенсивным движением (циркуляцией) частиц. В такое состояние зернистый материал переходит при достижении некоторой критической скорости газового потока, определяемой из зависимости между сопротивлением слоя и линейной скоростью газа.

Печи для обжига в кипящем слое имеют самую раз­нообразную конструкцию. Они подразделяются на одно-и многокамерные. Каждая печь состоит из камеры, свода, пода, устройств для загрузки и выгрузки материала и газоходов.

Места загрузки и выгрузки материала могут быть расположены сверху, снизу или сбоку печи, но всегда друг против друга. Наиболее существенной частью печи является под, представляющий собой устройство для равномерного распределения газа (воздуха), поступаю­щего в печь, по нижнему горизонтальному сечению слоя. Каждая рабочая камера печи в горизонтальном сечении может быть выполнена в форме квадрата, прямоуголь­ника, круга и т. д.

Преимущества обжига в КС вытекают из следующих его особенностей:

1) благодаря хорошему контакту частиц с газом химические реакции в КС протекают быстро;

2) подвижность слоя, подобная подвижности жидкости, позволяет легко осуществить непрерывную выгрузку, “вытекание” материала из печи через разгрузочную трубу;

3) КС обладает высокими теплопроводностью и коэффициентами теплопередачи. Это позволяет поддерживать во всей массе слоя заданную температуру. Избыточное тепло из слоя легко отводится с помощью холодильников.

Достоинства обжига в КС: высокопроизводительный процесс, конструкция обжиговых печей проста, процесс легко механизируется и автоматизируется.

12. Задачи обжига сульфидных медных концентратов.

При обжиге медных концентратов преимущественно окисляются сульфиды железа.

Продуктами окислительного обжига медных концентратов являются огарок, газы и пыль.

Основным способом обжига медных концентратов в-настоящее время является обжиг в кипящем слое (КС)

Цель обжига состоит в удалении части серы и окислении некоторого количества железа для перевода их оксидов в шлак при последующей плавке. В шихту обжига, как правило, вводят флюсующие добавки (кварц, известняк) для получения шлака выбранного состава. При

обжиге решаются и другие задачи: получение газов, пригодных для получения серной кислоты, усреднение, разогрев шихты (быстрее плавится).

13. Химизм обжига медных концентратов.

Обжиг медных концентратов осуществляют преимущественно в печах кипящего слоя

загружаемая в печь шихта состоит из медного концентрата, флюсов (измельченных известняка и кварцита) и оборотной пыли. Расход воздуха поддерживают таким, чтобы зерна загружаемой шихты находились во взвешенном состоянии, совершая в потоке воздуха непрерывное возвратно-поступательное движение. Процесс обжига включает стадии: нагрев шихты; термическая диссоциация высших сульфидов; окисление образующихся паров серы до SO₂ с выделением тепла; горение сульфида железа 2FeS + + 3,5O₂ = Fe₂O3 + 2SO₂ с выделением тепла. Этого тепла с избытком хватает для требуемого нагрева шихты (700-850 °С). Температура в печи не должна превышать 850 °С во избежание спекания шихты; чтобы избежать перегрева, в шихту вводят флюсы, иногда в печь вдувают воду или в кипящий слой вводят трубчатые холодильники.

После обжига в шихте остаются сульфиды меди, железа, устойчивые оксиды - Cu₂О, Fe₂О₃, Fe₃О_4, ZnO, PbO, a также флюсы..

халькопирит 2CuFeS₂ → Cu₂S +2FeS +1/2S₂

пирит FeS₂ → FeS + 1/2S2

ковеллин 2CuS → Cu2S + 1/2S2

При температурах 600 - 650 °С образуются сульфаты: MeS + 2O₂ = MeSO4

14. Температурный режим обжига медных концентратов

Плавка в отражательной печи является основным способом переработки медных руд и концентратов

Загруженная шихта поступает в зону высоких температур (1 400—500°) и сразу плавится.

Главные реакции процесса определяются сульфидами Cu₂S, FeS и окислами Fe₂0₃, Cu₂0 и Si0₂, составляющими основную массу шихты.

Окисление сульфидов при обжиге осуществляется при повышенных температурах (700-900 ⁰С). Необходимое для процесса обжига теплота получается за счет экзотермических реакции окисления сульфидов.

Температура шлакообразования около 1 100°, температура образования штейна 800°, поэтому тепловой режим печи определяется в первую очередь условиями шлакообразования.

15. Степень десульфуризации обжига и факторы, влияющие на степень десульфуризации.

Полнота обжига определяется величиной десульфуризации (D), т. е.

отношением количества серы, удаленной в газы, к ее первоначальному со-

держанию в шихте Д = (mSисх – mSкон)
mSисх
mS_исх - количество серы в исходном концентрате,
mS_кон - количество серы в огарке. Десульфуризацию выражают в процентах. При D = 100 %

обожженный материал будет полностью состоять из оксидов и при последующей плавке штейн не получится. Поэтому обжиг проводят частично с тем, чтобы получит штейн, содержащий не менее 25–30 % меди.

В шахтных печах можно перерабатывать только кусковой материал; в этом случае проводят окислительный обжиг со спекание на агломерационных машинах – агломерирующий обжиг. Окислительный обжиг проводят при температурах 800–900 °С. При температурах 600–650 °С в продуктах обжига образуются сульфаты: MeS + 2O₂ = MeSO₄

Эта реакция нежелательна, т. к. приводит к снижению десульфуризации. Верхний предел температуры ограничен условиями образования жидкой фазы, что недопустимо при обжиге в печах кипящего слоя. В общем виде процесс горения сульфидов описывается уравнением

2MeS + 3O₂ = 2МеО + 2SO₂ + Q. Здесь Q – тепловой эффект экзотермической реакции

16. Задачи отражательной плавки медных концентратов.

Цель ОП

1) Основной задачей плавки является разделение исходного материала на штейн и шлак. Штейн представляет собой сплав сульфидов меди и железа с некоторыми примесями. Шлак отражательной плавки - это главным образом сплав различных окислов. Так как плотность штейна составляет примерно 5000кг/м³, а шлака - примерно 3000 кг/м³, то в конце печи шлак располагается сверху, а штейн под ним. В процессе плавки железо окисляется кислородом из окисла меди, а медь переходит в сульфид по следующей реакции: Сu₂О + FеS = Сu₂S + FеО.

2) максимальный перевод в штейн Cu и сопутствующих ценных компонентов (например, Au и Ag),

3) ошлакование пустой породы

17. Состав шихты и химизм плавки.

В состав шихты в качестве основных компонентов входят сульфидные минералы меди и железа, а также оксиды, силикаты, карбонаты и другие породообразующие соединения. Под дей­ствием высоких температур эти материалы нагреваются. Нагрев сопровождается испарением влаги, содержащейся в шихте, раз­ложением минералов и другими физико-химическими превращениями, обусловленными принятой технологией. Когда температура на поверхности загружаемой шихты достигает примерно 915 – 950 ⁰С, начинают плавиться сульфидные соединения, образующие штейн.

Химизм плавки сырых концентратов и огарка несколько отличен.

В первом случае протекают реакции
1) диссоциации сложных соединений,
2) окисления MeS,
3) реакции между MeS и MeO,
4) разложение Fe₃O₄, который поступает с конвертерным шлаком. Д = 50 - 60 %.

2CuFeS₂ → Cu₂S +2FeS +1/2S₂ FeS₂ → FeS + 1/2S₂

2CuS → Cu₂S + 1/2S₂ S + O₂ = SO₂

2MeS + 3O₂ = 2МеО + 2SO2 + Q,

При плавке огарка химизм сводится к взаимодействию между MeS и MeO

Cu₂O + FeS = Cu₂S + FeO 10Fe₂O₃ + FeS = 7Fe₃O₄ + SO₂

Протекает также реакция разрушения магнетита:
FeS + 3Fe₃O₄ + 5SiO₂ = = 5(2FeO ∙ SiO2) + SO₂ Д = 20 - 25%.

18. Зависимость степени десульфуризации от состава шихты.

Сера является самой вредной примесью.поэтому необходимо при обжиге перевести серы в шлак.Основная часть серы удаляется из металла окислительным шлаком

Традиционной является схема:

- сера, находящаяся в металле в виде сульфида железа, в соответствии с законом распределения переходит в шлак, [FeS] = (FeS).

- в шлаке происходит образование более прочного и плохо ра­створимого в металле сульфида кальция по реакции (FeS) + (СаО) = (CaS) + (FeO).

- суммарная (общей) реакция десульфурации [FeS] + (СаО) = (CaS) + (FeO).

Для улучшения десульфурации металла прежде всего необходимо в шлаке повышение содержания свободного СаО, которое возможно повышением основности шлака, и снижение содержания FeO, которое определяется в основном концентрацией углерода в металле.

Кислые шлаки обладают минимальной серопоглотительной способностью,незначительное поглощение серы кислым шлаком происходит не в результате образования простых анионов S₂-, а вследствие того, что сера частично замещает кислород в кремнекислородных анионах:

Основные окислительные шлаки обычного химического состава в несколько раз выше, чем для кислых шлаков. Коэффициент распределения серы между основным окислительным шлаком и металлом в период окислительного рафинирования зависит в основном от содержания в шлаке СаО и SiO₂ или упрощенно - от основности шлака..

С увеличением основности увеличивается и степень десульфурации. Однако при увеличении основности выше 3,5—4,0, как правило, снижается вязкость шлака, а следовательно, и его активность, поэтому при такой основности необходима присадка разжижающих добавок (плавикового шпата) для достижения высокой степени десульфурации.

Наиболее интенсивный переход серы в шлак наблюдается в начале и в конце плавки, когда происходит значительное растворение извести в шлаке (увеличение количества шлака).

Степень десульфуризации в процессе обжига определяется рациональным составом огарка и для заданного сырья обычно является величиной вполне определенной или изменяющейся в очень узких пределах.

19. Состав и свойства шлаков и штейна.

Штейн-сплав сульфидов.главными составляющими медного штейна являются Cu2S и Fes, в расплаве которых растворяются Ni₃S₂,ZnS,PbS,As₂S₃,Fe₃O₄,Au,Ag.чем беднее штейны медью тем больше в них содержится магнетита Fe3O4.плотность штейна определяется плотностью входящих в состав сульфидов. Чистые сульфиды имеют плотности,г/см³:Cu₂S-5,7; Ni₃S_2- 5,3; FeS 4,6.в зависимости от состава плотность штейна колеблется от 4,8 до 5,6 г/см3. В медных штейнах содержится около 25 % серы. заводские медные штейны содержат 20-60% меди.

Поступающие в печь оксиды(SiO₂,Fe₃O₄, CaO, MgO, Al₂O₃)сплавляются взаимно растворяются и образуют сплав оксидов непостоянного состава-шлак.в этом шлаке могут растворены оксиды ценных Ме, а также частично сульфиды что и является одной из причин определяющих потери меди в шлаке. свойства шлака зависят от его состава. Главными составляющими компонетами влияющие на свойства являются FeO, CaO, SiO2.кислые шлаки вязкие и тугоплавкие но зато наиболее легкие и менее других способны растворять в себе сульфиды. Чем выше содержание FeO в шлаке тем ниже его температура жидкоплавкости,ниже вязкость, следовательно шлак требует меньшего перегрева. CaO в небольших количествах уменьшает плотность железистого шлака, а также снижает температуру плавления. состав стараются подобрать в соответствии с составом перерабатываемой шихты.

20.Причины и формы потерь меди при плавке медных концентратов.

Потери тяжелых цветных металлов со шлаками можно разделить на два

вида: электрохимические и механические. Электрохимические потери обусловлены переходом через межфазную границу раздела шлак – штейн (или шлак – металл) ионов тяжелых цветных

металлов и растворением их в шлаке. Так как штейновая (металлическая) и шлаковая фазы остаются электронейтральными, очевидно, что через межфазную границу происходит совместный переход катионов металлов и анионов серы или кислорода. Переход в шлак окислов извлекаемых металлов называют химическими потерями, растворенные в шлаке сульфиды или металлы называют физическими потерями. Механические потери обусловлены запутыванием в шлаке мельчайших капель штейна или металла, которые за время пребывания шлака в печи не

успевают отстояться и перейти в штейновую или металлическую фазу. На величину и форму потерь металлов со шлаком оказывают влияние как технологические факторы (температура печи, состав газовой фазы, качество подготовки шихты и др.), так и физико-химические свойства шлако

штейновых расплавов, зависящие в наибольшей степени от их состава (вязкость, плотность, растворяющая способность шлаков по отношению к сульфидам или металлам, межфазное натяжение).

21. Задачи и принцип конверторной переработки медного штейна.

Цель конвертирования - окисление сульфидов и части примесей, их ошлаковании в присутствии кварцевого флюса и получении черновой меди.

переработка штейна в конверторе протекает в два периода. В конвертор загружают кусковой кварц, заливают расплавленный штейн и продувают его воздухом,).

Образующийся шлак периодически сливают и в конвертор добавляют свежие порции медного штейна и кускового кварца. Температура заливаемого штейна обычно около 1200°С, но за время продувки, за счет большего выделения тепла при окислении сульфидов температура повышается до 1350°С. Продолжительность первого периода зависит от количества меди в штейне и составляет 6—20 ч.

Введение в воздушное дутье добавки кислорода повышает температуру в конверторе и позволяет загружать в него холодный концентрат, заменив им некоторую часть расплавленного штейна.

Первый период заканчивается, когда в продуваемом штейне окислено сернистое железо. После этого тщательно удаляют шлак и продолжают продувку без добавки штейна и кварца. Второй период начинается, когда в конверторе остается только Cu₂S, называемый белым штейном, а на некоторых заводах «белым маттом».

Второй период заканчивается, когда в конверторе весь белый штейн превращается в медь, на что обычно уходит 2—3 ч. В конверторе и во втором периоде образуется небольшое количество богатого медью шлака, который остается в нем после выливки черновой меди и перерабатывается в следующем цикле. Конверторные шлаки первого периода направляют для переработки в отражательные печи.

Черновую медь по окончании процесса наклоном конвертора выливают в ковш и разливают в изложницы. Полученную в конверторе медь называют черновой, т. е. еще не готовой медью, так как в ней содержится 1,0—2,0% железа, цинка, никеля, мышьяка, сурьмы, кислорода, серы и других примесей и растворены благородные металлы, ранее находившиеся в штейне.

22. Поведение сульфидов различных металлов при конвертировании

Конвертирование в металлургии —окислительный процесс переработки штейнов в цветной металлургии или чугуна в черной металлургии, с выводом С, S,Fe и прочих примесей в шлак и газовую фазу и получением файнштейна,, черновой меди, стали. Заключается в продувке расплава воздухом, кислородом или их смесью в специальном агрегате — конверторе, либо в отдельной зоне металлургического агрегата (Печь Ванюкова).

При прохождении струи воздуха через расплав в первую очередь окисляются сульфиды тех металлов, у которых сродство к кислороду больше, чем к сере. В штейнах цветной металлургии таким металлом является железо. Образующиеся жидкие окислы железа шлакуются кремнеземом, добавляемым в конвертер в качестве флюса. Конвертерный шлак, имеющий меньшую плотность, чем штейн, всплывает и периодически удаляется из конвертера.

В медной промышленности процесс К. принято делить на два периода. Первый период заканчивается удалением из штейна всего железа. Оставшийся сульфид меди (белый матт) окисляется во втором периоде кислородом воздуха по реакции: Cu₂S + O₂ = 2Cu + SO₂. Конечным продуктом К. медных штейнов является черновая медь.

В свинцовой промышленности К. подвергаются медно-свинцовые штейны, содержащие до 30% Cu, 10—20% Pb, 5—15% Zn, 20—40% Fe и 18—22% S.

В первом периоде продувки одновременно с сульфидом железа частично окисляются сульфиды цинка и свинца. Конвертирование штейна проводят при температуре 1 200 °С в два периода: сначала ошлакование железа и свинца, затем – получение черновой меди.

В горячий конвертер заливают штейн, продувают его воздухом 5–10 мин. Добавляют кварц из расчета получения шлака с содержанием кремнезема не менее 18–22 %, холодные добавки и продувают штейн еще 45 мин. При этом железо окисляется кислородом воздуха и ошлаковывается с образованием фаялита (2FeO·SiO₂):

2FeS + 3O₂ + SiO₂ = 2FeO·SiO₂ + 2SO₂

Свинец частично окисляется и шлакуется, частично сульфидируется по реакции:

Рb + FeS + 0,5О₂ = PbS + FeO Пока в конвертере есть сульфид железа, основная масса свинца остается в виде сульфида.

В процессе плавки в печи создается восстановительная атмосфера и сульфид свинца, присутствующий в штейне, взаимодействует с оксидом свинца агломерата по реакции PbS + PbO = Pb + SO₂

23. Первый период конвертирования медного штейна (исходные материалы, реакции процесса, температурный режим, роль добавок, поведение примесей)

Первый период (период окисления сульфида железа), называемый набором сульфидной массы, начинается с заливки медного штейна, после чего подают дутье и через горловину или отверстие в торцевой стенке конвертера загружают порцию кварцевого флюса, содержащего 70—80% SiO2. Период длится 6—24 ч в зависимости от содержания меди в штейне. Основными реакциями периода являются окисление сульфида железа: 2FeS + 3O₂ = 2FeO + 2SO₂ и ошлакование образующегося оксида FeO кремнеземом флюса 2FeO + SiO₂ = (FeO)_2SiO2. По мере накопления шлака, состоящего из FeO и SiO₂, его сливают, в конвертер заливают новую порцию медного штейна и, добавляя флюс, продолжают продувку. Длительность таких циклов набора массы составляет 30—50 мин. Температура заливаемого штейна в результате протекания этих экзотермических реакций повышается с 1100—1200 до 1250—1350 °С. Более высокая температура нежелательна, и поэтому при продувке бедных штейнов, содержащих много FeS, добавляют охладители — твердый штейн, сплески Мели, корки из ковшей, медные концентраты. Сульфид меди в течение первого периода конвертирования медного штейна не окисляется, поскольку у железа больше химическое сродство к кислороду, чем у меди. По окончании первого периода и слива последней порции шлака в конвертере остается белый штейн — почти чистая полусернистая медь Cu₂S.

Первый период заключается в получении белого матта (белого штейна) - расплава Cu₂S.

Расплав продувают воздухом в присутствии кварцевого флюса.

2FeS + 3О₂ + SiO₂ == 2FeO•SiO₂ + 2SO₂ + 1030290кДж t = 1200 -1280 °С.

Часть железа переокисляется до магнетита FeO + O₂ = Fe₃O₄ Это приводит к повышенному содержанию в шлаках Cu(1,5 - 3,0 % Cu). Конвертерные шлаки возвращают в оборот
(в плавку на штейн) либо подвергают самостоятельной переработке.

Продукты первого периода:
конвертерный шлак, газы и белый штейн (78 - 80 % Cu)

24. Второй период конвертирования медного штейна

Второй период — получение черновой меди из белого штейна — длится 2—3 ч и заключается в продувке без добавки в конвертер флюса. Он включает окисление Cu₂S и взаимодействие

CuO с Cu₂S.

Cu₂S + 1/2O2 → Cu₂O + SO₂ + 767,45 кДж
Cu₂S + 2Cu₂O → 6Cu + SO₂ -115,79 кДж

Основная реакция периода: Cu₂S + O₂ = 2Cu + SO₂. После полного окисления серы продувку заканчивают, получая черновую медь. Ее сливают из конвертера и либо направляют в рафинировочную печь, либо разливают в слитки, которые затем направляют на специальные рафинировочные заводы. Таким образом, в результате продувки получаются черновой металл, содержащий 96,0-99,4% Cu, 0,01-0,04 % Fe, 0,02—0,1 % S и небольшое количество Ni, Sn, As, Sb, Ag, Au, и конвертерный шлак, содержащий 22-30 % SiO2, 45-0% FeO, около 3% Аl₂O₃ и 1,5-2,5% Cu..

Второй период протекает непрерывно. Он более напряжен в тепловом отношении.
Его проводят без остановок и без добавок каких-либо холодных материалов.

Используют конвертеры емкостью по меди 80 и 100 т.

Содержание SO2 в газах составляет в среднем 4 - 5 %.

25. Задачи электролетического рафинирования

Основная цель - получение меди, удовлетворяющей по электропроводности требованиям международного стандарта (1,724 • 10^-6 Ом • см).

Такая медь содержит 99,96 % Сu, около 0,02 % O2 и 0,02 % нормируемых в сумме девяти примесей. Дополнительная задача - концентрирование Se, Te, Au, Ag в богатый полупродукт - шлам.

Литые аноды и тонкие катодные основы из электролитной меди, титана или нержавеющей стали попеременно завешивают в электролитную ванну. Все аноды соединяются с положительным, а катоды с отрицательным полюсами источника постоянного тока. В ванны подают

электролит в виде раствора сернокислой меди, содержащего свободную серную кислоту. Через эту систему пропускают постоянный ток.

При включении ванн в сеть постоянного тока происходит электрохимическое растворение меди на аноде, перенос катионов через электролит и осаждение ее на катоде. Примеси меди при этом в основном распределяются между шламом (твердым осадком на дне ванн) и электролитом. Электролит содержит сульфат меди (160–200 г/дм³), серную кислоту (135–200 г/дм³), поверхностно–активные добавки для улучшения структуры катодных осадков.

Электролит непрерывно циркулирует по замкнутой схеме со скоростью 15–20 дм³/мин. Перед подачей в ванну его подогревают в теплообменниках паром до температуры 56–50 °С, что способствует снижению электрического сопротивления.

26. Поведение элементов при электролизе меди в зависимости от величины окислительно-восстановительного потенциала и концентрации элемента в растворе. Напряжение разложения.

Рассмотрим поведение примесей при электролизе. Аноды пред­ставляют собой многокомпонентный сплав. Примеси, присутствующие в анодной меди, можно разделить на три группы: менее электроположи­тельные металлы, электроположительные металлы, интерметаллические и химические соединения. За нулевой потенциал в электрохимии принят потенциал выделения водорода. Чем менее электроположительнее ме­талл, тем легче он окисляется (растворяется) на аноде при электролизе и тем труднее восстанавливается на катоде. Для электроположительных металлов - наоборот. Металлы имеют следующие значения потенциалов, В:

Fe -0,4 Sb +0,21 Ag +0,80 Си +0,34 Аи +1,42 Ni -0,25 Bi +0,23

К первой группе металлов можно отнести Fe, Ni, Sb, Bi, As - металлы, потенциал которых менее электроположительнее меди. Ко второй группе - Ag, Au - металлы, потенциал которых электро­положительнее меди. На аноде происходит растворение меди и металлов первой группы:

Cu°- 2е -> Си²⁺ Fe° - 2е -» F^e2+ Ni° - 2e -> Ni²⁺

Sb° - Зе-> Sb³⁺ Bi°-3e->Bi³⁺ As⁰ - 3e -> As³⁺

Примеси второй группы, как более электроположительные, чем медь, окисляться не могут и выпадают в шлам. Туда же попадают примеси третьей группы - интерметаллические и химические соединения

27. Процессы на электродах.

Электродные процессы – процессы, связанные с переносом зарядов через границу между электродом и раствором. Катодные процессы связаны с восстановлением молекул или ионов реагирующего вещества, анодные – с окислением реагирующего вещества и с растворением металла электрода.

ано́д — электрод некоторого прибора, присоединённый к положительному полюсу источника питания.

катод — электрод некоторого прибора, присоединённый к отрицательному полюсу источника тока.

В электрохимии катод — электрод, на котором происходят реакции восстановления. Например, при электролитическомрафинировании металлов (меди, никеля и пр.) на катоде осаждается очищенный металл.

на катоде могут протекать три вида процессов:

1. Восстановление ионов металла: Ме ⁿ⁺ + ne = Me

2. Восстановление молекул воды в нейтральных или щелочных растворах:

2Н₂О + 2е = Н₂ + 2ОН^– Е_Н2О/_Н2 = –0,828 В.

3. Восстановление ионов водорода в кислотных растворах: 2Н⁺ + 2е= Н₂, Е_Н+/_Н2 = 0,000 В.

Т. к. на катоде идет реакция восстановления, т.е прием электронов окислителем, то в первую очередь должны реагировать наиболее сильные окислители. На катоде прежде всего протекает реакция с наиболее положительным потенциалом.

На аноде также могут протекать три вида процессов:

1. Окисление атомов металла: Ме – ne = Me ⁿ⁺

2. Окисление молекул воды в кислотных и нейтральных растворах:

2Н₂О – 4е = О₂ + 4Н⁺ Е_О2/_Н20 = +1,229 В.

3. Окисление гидроксид-ионов в щелочных растворах: 4ОН^– – 4е = О₂ + 2Н₂О, Е_Н+/_Н2 = +0,04 В.

Так как на аноде идет реакция окисления, т.е отдача электронов восстановителем, то в первую очередь должны реагировать наиболее сильные восстановители. На аноде прежде всего протекает реакция с наиболее отрицательным потенциалом.

При электролизе с нерастворимым анодом на электроде будут окисляться простые ионы (S^2–,I^–, Br^–, Cl^–), с выделением простых веществ S, I₂, Br₂, Cl₂. На аноде не окисляются сложные ионы CO₃^2–, NO₃^–, SO₄^2–, PO₄^3–, а также F. В этом случае выделяется кислород либо в результате окисления молекул воды, либо в результате окисления гидроксид-ионов.

28. Состав электролита, изменение состава электролита в процессе электролиза и регенерации электролита.

CuSO₄,Н₂О,H₂S0₄-состав

Электролит содержит
160 - 200 г/дм³ CuSO₄,
135 - 200 г/дм³ H₂SO₄,
ПАВ (столярный клей и тиомочевину)
для улучшения структуры катодных осадков,
расход ПАВ 50 - 60 г/т Cu.

В процессе циркуляции электролита происходит накопление в нем меди и электроотрицательных примесей. С целью поддержания заданного состава электролита часть его выводят на регенерацию.

Медь выделяют электролизом с нерастворимыми (свинцовыми) анодами:
CuSO₄+ Н₂О = Сu+ Н₂SO₄ +1/2O₂
Напряжение на ванне при этом 2,0 - 2,5 В, расход электроэнергии 3200 кВт • ч на 1т Cu

29. Режим электролиза и показатели процесса

Характер протекания электродных процессов при электролизе зависит от многих факторов, важнейшими из которых являются состав электролита, материал электродов и режим электролиза (температура, плотность тока и т.д.).

Различают электролиз расплавов и растворов электролитов.
Электролиз расплавов электролитов. Электролиз расплава соли с использованием инертных электродов показан на следующей схеме: Анод При высоких температурах расплав соли диссоциирует на ионы:MgCI₂---Mg⁺²+2CI^-.
Прохождение электрического тока через расплав обусловлено тремя одновременно протекающими процессами:
направленное движение катионов Мg²⁺ к катоду, а анионов Cl^- - к аноду;
восстановление, происходящее на катоде: Мg²⁺ +2е= Мg
окисление, происходящее на аноде: 2CI^-= CI₂+2е
Суммарное уравнение электролиза после уравнивания числа отдаваемых и присоединенных электронов принимает вид: Мg²⁺+2CI^- = Мg+ CI₂

Характер окислительных процессов зависит также от материала электродов. Различают нерастворимые (инертные) и растворимые (активные) электроды.

Инертные электроды изготавливаются обычно из графита, угля, платины; в процессе электролиза они химически не изменяются, а служат лишь для передачи электронов во внешнюю цель.
При использовании инертных анодов следует учитывать следующее:
В первую очередь окисляются простые анионы в порядке возрастания их Е_о, не превышающих

+ 1,5 В (S^2-, J^-, Br^-, Cl^-).
При электролизе водных растворов, содержащих анионы кислородосодержащих кислот (CO₃^2-, NO₃^-, SO₄^-2, PO₄^3- и др.), на аноде окисляются не эти анионы, а молекулы воды.
Количественные характеристики электролитических процессов устанавливаются двумя законами Фарадея: 1)Масса веществ, выделившихся на электродах при электролизе, прямо пропорциональна количеству электричества, прошедшего через раствор или расплав электролита.
2) При пропускании одинакового количества электричества через растворы или расплавы различных элементов масса веществ, выделяющихся на электродах, пропорциональна молярным массам их эквивалентов.

Показателем эффективности электролиза является выход по току η, %, определяемый как отношение массы вещества, фактически полученной в данных условиях электролиза m _практ, к массе вещества, теоретически вычисленной на основании закона Фарадея m _теор:
.

Выход по току при электроосаждении зависит от концентрации металла и серной кислоты в электролите, плотности тока, температуры, загрязненности электролита примесями и состояния катодной поверхности.

Повышение концентрации цинка в электролите при постоянной концентрации H2SO4 повышает эффективность использования электрического тока. Напротив, обеднение электролита цинком в ходе электролиза приводит к снижению выхода по току, которое становится особенно ощутимым.

Увеличение катодной плотности тока повышает выход по току, несколько компенсируя влияние возрастания кислотности электролита.

Сближение электродов обеспечивает снижение напряжения на ванне и удельного расхода электроэнергии. Поэтому расстояние между электродами стремятся поддерживать минимальным. В настоящее время в зависимости от конструкции ванны и условий электролиза расстояние между осями одноименных электродов составляет 55 – 70 мм.

Повышение плотности тока положительно влияет на выход по току, но напряжение на ванне при этом увеличивается.

30. Поведение примесей меди при электролизе.

1.наиболее электроотрицательные по сравнению с медью (полностью растворяются на аноде и могут попасть в катодную медь(железо,олово,свинец,никель,кобольт.))

2.мышьяк,сурьма висмут,их электродные потенциалы близки к меди и поэтому переходы в катодные осадки наиболее вероятнее.

3.благородные металлы-наиболлее электроположительными и анодно нерастворяются.

4.примеси представленные растворенной меди хим. Соединения типа Cu₂S,CuTe.следовательно эл.хим нейтральны и малой растворимостью в электролите практически полностью переходят в шлам.как и 3 группа.

При получении цинка, медь не только ухудшает качество катодного цинка, но и вызывает резкое снижение выхода по току, когда содержание ее в электролите превышает допустимое.

Медь, осаждаясь вместе с цинком на катоде, вызывает образование черного губчатого осадка и резко снижает выход по току, вследствие коррозии катодного цинка из-за образования короткозамкнутых пар. Очистку растворов от меди ведут при содержании ее в электролите 0,1 мг/дм³. При такой концентрации получают катодный цинк высших марок.

30. Поведение примесей меди при электролизе.(второй вариант)

Основными требованиями, предъявляемыми к электролиту, являются его высокая электропроводность (низкое электрическое сопротивление) и чистота. Однако реальные электролиты, помимо сульфата меди, серной кислоты, воды и необходимых добавок, обязательно содержат растворенные примеси, содержащиеся до этого в анодной- меди. Поведение примесей анодной меди при электролитическом рафинировании определяется их положением в ряду напряжений. По электрохимическим свойствам примеси можно разделить на четыре группы:
I группа — металлы более электроотрицательные, чем медь (Ni, Fe, Zn и др.);
II группа — металлы, близко стоящие в ряду напряжений к-меди (As, Sb, Bi);
III группа — металлы более электроположительные, чем медь (Au, Ag и платиноиды);
IV группа — электрохимически нейтральные в условиях рафи­нирования меди химические соединения (Cu₂S, Cu₂Se, Cu₂Te, AuTe₂,Ag₂Te).
Примеси первой группы, обладающие наиболее электроотрицательным потенциалом, практически полностью переходят в электролит. Исключение составляет лишь никель, около 5% которого из анода осаждается в шлам в виде твердого раствора никеля в меди. Твердые растворы по закону Нернста становятся даже более электроположительными, чем медь, что и является причиной их перехода в шлам.

примеси II группы (As, Sb, Bi), имеющие близкие к меди электродные потенциалы, являются наиболее вредными с точки зре­ния возможности загрязнения катода. Будучи несколько более электроотрицательными по сравнению с медью, они полностью растворяются на аноде с образованием соответствующих суль­фатов, которые накапливаются в электролите. Однако сульфаты этих примесей неустойчивы и в значительной степени подверга­ются гидролизу, образуя основные соли (Sb и Bi) или мышьяко­вистую кислоту (As). Основные соли сурьмы образуют плавающие в электролите хлопья студенистых осадков («плавучий» шлам), которые захватывают частично и мышьяк.Таким образом, примеси II группы распределяются между электролитом, катодной медью и шламом.

Более электроположительные по сравнению с медью примеси (III группа), к которым относятся благородные металлы (главным образом, Au и Ag), в соответствии с положением в ряду напряжений должны переходить в шлам в виде тонкодисперсного остатка. Для уменьшения растворимости серебра и перевода его в шлам в состав электролита вводят небольшое количество иона хлора..

Аналогично электроположительным примесям ведут себя при электролизе меди химические соединения (примеси IV группы). Поэтому при электролизе меди в электродных процессах они не участвуют и по мере растворения анода осыпаются на дно ванны. В виде селенидов и теллуридов переходят в шлам более чем 99% селена и теллура.

Таким образом, в результате электролитического рафинирования анодной меди все содержащиеся в ней примеси распределяются между катодной медью, электролитом и шламом'.

31. Оборудование для электролитического рафинирования меди.

Электролиз ведут в ваннах ящичного типа длиной 3-5,5, шириной 1 и глубиной 1,2-1,3 м, футерованных внутри кислотостойкими материалами (винипласт, стеклопластик и др.). В ванне подвешивают аноды и между ними катоды — пластины из чистой меди

Оригинальный процесс автогенной плавки сульфидных медных и медно-цинковых концентратов, названный авторами данной книги «плавкой в жидкой ванне», начал разрабатываться в Советском Союзе в 1951 г. Дальнейшие разработка и внедрение до 1986 г. велись под общим научным руководством проф. А.В. Ванюкова.

32.состав свинцовых руд и концентратов

Основным сырьем для производства свинца являются сульфид­ные полиметаллические руды, содержащие не более 8-9 % свинца. Руды подвергают обогащению, в результате получают свинцовые сульфидные концентраты, содержащие 30-80 % РЬ, 1-14 % Zn, до 10 % Си, 2-15 % Fe, 9-15 % S, 2-13%Si0₂, до 5 кг/т (Аи + Ag).

Свинцовый агломерат представлен в основном оксидами металлов и компонентами пустой породы (PbO, nPbG-mFe₂0₃, Cu₂0, ZnO, ZnOFe₂0₃, Zn0Si0₂, Si0₂, A1₂0₃, CaO, MgO и т.д.), небольшим количеством сульфидов (ZnS, Cu₂S, FeS, PbS), сульфатами и карбонатами (CaS0₄, ZnS0₄, СаСОз).

33 Задачи обжига свинцового концентрата, способы обжига и показатели обжига.

Свинец можно получить двумя путями: пирометаллургическим и гидрометаллургическим. При пирометаллургическом способе переработки концентратов весь материал, содержащий свинец, подвергают плавке

Обжиг свинцовых концентратов применяют при получении свинца любым методом.

Под обжигом концентратов подразумевается процесс его нагрева до такой температуры, при которой жидкая фаза или полностью отсутствует, или появляется в очень небольшом количестве, а обжигаемый материал претерпевает те или иные физико-химические изменения, полезные для последующих металлургическихопераций.

Цель обжига. Сульфидные свинцовые концентраты обжигают для тогo, чтобы превратить сульфиды свинца и других металлов в окислы. При обжиге стремятся превратить в окись свинца по важности больше сернистого свинца. Окись свинца — легко восстановимая форма при последующей шахтной плавке. Получение в продуктах обжига сульфатов свинца нежелательно, так как они при плавке будут восстанавливаться до сульфидов. Сульфидный свинец переходит в штейн, вследствие чего снижается извлечение свинца в черновой металл. Часто в концентратах в небольшом количестве присутствуют мышьяк и сурьма, связывающие металлы в мышьяковистые и сурьмянистые соединения. Обжиг превращает в окислы и эти соединения.

Агломерирующий обжиг свинцовых концентратов осуществляют на ленточных агломерационных машинах, работающих с просасыванием воздуха через слой шихты или с дутьем снизу.

Свинцовые концентраты содержат большее количество сульфидов и меньшее количество пустой породы и флюсов.

Необходимость удаления серы из свинцовых концентратов и окисления сульфидов металлов до оксидов вызвана тем, что оксид свинца – наиболее легко восстановимое в процессе последующей плавки соединение свинца. Неполное удаление серы из шихты, поступающей на плавку, приводит к потерям свинца с сульфидной фазой и снижению извлечения его в черновой металл. Удаление серы осуществляют путем нагревания концентрата в окислительной атмосфере до температуры 1000–1100^оС. При этом протекают следующие реакции:

PbS + 1,5О₂ = PbО + SО₂ (1.1)

PbS + 2О₂ = PbSО₄ (1.2)

Сульфат свинца в агломерате нежелателен, так как в процессе дальнейшей восстановительной плавки он будет переходить в штейн по реакции:

PbSO₄+ 2CО = PbS + 2CО₂ (1.3)

При температуре свыше 700^оС образовавшийся сульфат свинца диссоциирует:

PbSO₄ = PbО + SО₃ (1.4)

При температуре выше 650^оС образуются сложные соединения свинца:

PbО + SiO₂ = PbO·SiO₂ (1.5)

PbО + Fe₂O₃ = PbO·Fe₂O₃ (1.6)

PbО + CaO = PbO·CaO (1.7)

Образование этих соединений свинца желательно, так как силикаты и ферриты свинца более легкоплавки и при обжиге образуют некоторое количество жидкой фазы, что способствует спеканию шихты и получению крупнокускового материала.

34.Состав шихты, роль флюсов при агломерирующем обжиге, влияние влажности шихты на качество агломерата, состав агломерата.

Свинцовые концентраты, поступающие на металлургические заводы, не имеют постоянного состава. Для того чтобы усреднить состав шихты, необходимо соблюдать два условия: хорошо перемешивать материалы и создавать некоторые запасы усредненной по составу шихты.

Шихта должна удовлетворять определенным требованиям по химическому составу и физическим свойствам (крупность, влажность, газопроницаемость).

Количество сульфидов (или углеродистого топлива для спекания окисленных руд) в шихте должно быть таким, чтобы теплоты, выделяемой при их окислении, было достаточно для поддержания нужной температуры при обжиге и спекании.

Установлено, что 6–8 % сульфидной серы в шихте агломерирующего обжига достаточно для ведения процесса. В редких случаях, когда топлива в виде сульфидов недостаточно, в шихту обжига добавляют в небольшом количестве углеродистое топливо (коксовую мелочь, каменный уголь и т. п.). К такому же приему прибегают и в случае необходимости сохранения сульфидной серы шихты для образования сульфидного расплава при последующей плавке агломерата на медный или медно-никелевый штейн.

Шихта, поступающая на агломерирующий обжиг, должна удовлетворять следующим требованиям:

содержать достаточное количество флюсов для образования при последующей плавке шлака оптимального состава;

количество сульфидов в шихте должно обеспечивать требуемый тепловой баланс и необходимое остаточное содержание серы в готовом агломерате

Поэтому в шихту добавляют флюсы, которые механически разъединяют зерна сульфидных минералов, способствуя их индивидуальному обжигу, а также улучшают отвод выделяющегося избытка тепла при окислении сульфидов – играют роль терморегуляторов. В качестве флюсов в шихту добавляют известняк, кварц, железную руду, оборотные шлаки.

Количество расплавленных компонентов не должно превышать 20–25 %, чтобы не снизить газопроницаемость шихты и не допустить преждевременного оплавления шихты до завершения реакций окисления.

При длительном пребывании материала в агломерационной машине возможно протекания реакции твердофазного взаимодействия сульфида и оксида свинца: PbS + 2PbО = 3Pb_ж + SО₂

Шихта агломерации должна иметь определенный гранулометрический состав: быть не крупнее 6–8 мм для сульфидного и 10–12 мм для окисленного сырья. Для создания хорошей газопроницаемости мелкие (~ 0,1 мм) флотационные концентраты тщательно перемешивают с относительно крупными флюсами, оборотными агломератами, шлаками, предварительно измельченными до крупности 5–6 мм. При наличии в шихте кусков руды или флюсов крупностью 20–30 мм невозможно равномерно распределить шихту по ширине паллеты и обеспечить равномерный просос воздуха.

Перед агломерацией шихту всегда увлажняют. Влажность шихты обратно пропорциональна ее крупности. Содержание влаги в шихте изменяется от 4–6 до 20–22%. Увлажненная шихта более пориста, вследствие чего легче и равномернее проникает воздух для окисления сульфидов или углерода. Вода также защищает шихту от распыления, выполняет роль терморегулятора. Готовая к обжигу шихта должна содержать, %: 6–8 S, 45-50 Pb, 10–20 CaO, 25-35 FeO, 20–25 SiO₂

Требования к шихте, поступающей на обжиг:

Однородная по химическому и гранулометрическому составу;

Содержание серы в исходной шихте 6-8%;

Влажность 6-10%;

Содержание свинца не более 50%;

Содержание расплавленного компонента в шихте 20-25%.

Агломерирующий, или спекающий, обжиг — универсальный метод, применяется почти на всех свинцовых заводах. Проводится на агломерационных машинах при максимальной температуре в обжигаемом слое порядка 900—1000° С. При этой температуре процесса в шихте обжига появляется жидкая фаза, смачивающая и цементирующая продукт обжига. В результате получается механически прочный крупнокусковой агломерат.

Усредненный состав агломерата, %: 40 Pb, 16 FeO, 9 ZnO, 8.5 SiO₂

Получаемый при обжиге агломерат должен обладать следующими качествами:

– высокой прочностью;

– хорошей пористостью (суммарный объем пор – 65–75 %);

– однородностью по химическому и гранулометрическому составу;

– содержание серы – 1,5–2,5 %, свинца – 45–55 %;

– иметь температурный интервал размягчения – 950–1000 С

35. Восстановительная плавка - рудная плавка получения металла за счет восстановления eго оксидов углеродистыми восстановителями и перевода пустой породы в шлак. Этим способом получают многие ме­таллы, например чугун, олово, свинец.

Целью восстановительной плавки является максимальное вос­становление свинца до металла, ошлаковывание пустой породы.

В процессе плавки в шихте происходят сложные физико-химические превращения, которые можно свести к процессам восста­новления, образования штейна и шлакообразования.

При восстановительной плавке агломерата в печь вместе с агло­мератом загружают кокс. Состав газовой фаты в шахтной печи формиру­ется в результате горения кокса в области фурм по реакции:

С + 0₂ - С0₂ + 393,5 кДж

При восстановительной плавке агломерата может происходить восстановление оксидов металлов твердым углеродом по реакции МеО + С = Me + СО

Основным восстановителем при плавке свинцового агломерата является

оксид углерода (СО).Основная реакция плавки (МеО + СО <=> Me + СО₂) обратима. В зависимости от условий, в которых протекает реакция, может происходить либо восстановление оксида металла окси­дом углерода (СО),

Если плавку провести при слабовосстановительной атмосфере и умеренной температуре, то только свинцовые соединения восстанавливаются до металлического свинца, в котором растворяются благородные металлы, медь, мышьяк, превращая свинец в черновой металл.Оксиды других металлов (СвО, MgO) совсем не восстанавливаются, частично восстанавливается Fe₂O₃ до FeO.Все не восстановленные оксиды образуют шлак.

В результате плавки получают два основных продукта; черновой свиней и шлак. Они имеют ограниченную взаимную растворимость и разную плотность (свинец - 11.3;шлак – 3,5) благодаря чему их можно легко разделить.

Если в агломерате осталось много серы,то при плавки образуется сплав сульфидов - штейн. Черновой свинец содержит от 90 до 97 % свинца. a остальное примеси (Си, Sb, As, Sn, Bi, Au, Ag). Восстановительные плавки проводят и шахтных печах,представляющих агрегате вертикальным рабочим пространством.

36. Черновой свинец, получаемый при плавке свинцовых концентратов любым методом, всегда содержит примеси: медь, сурьму, мышьяк, олово, висмут, благородные металлы и другие элементы. Общее содержание примесей достигает 2–10 %. Необходимость очистки (рафинирования) чернового свинца обусловлена, во-первых, тем, что примеси, несмотря на малое содержание их в сплаве, сильно изменяют физические и химические свойства свинца, делая его непригодным для использования в промышленности. Во-вторых, многие примеси в черновом свинце представляют большую ценность для народного хозяйства и должны быть при рафинировании извлечены в отдельный продукт. Иногда общая стоимость примесей в черновом свинце превышает стоимость самого свинца.

Рафинирование чернового свинца от примесей проводят одним из двух методов: пирометаллургическим или электролитическим (в водных растворах)

Электролитическое рафинирование экономически выгодно проводить при небольшом содержании примесей в черновом металле, в основном, от благородных металлов и висмута на небольших по мощности заводах. Из-за малой интенсивности процесса, сложной схемы переработки электролитного шлама, больших капиталовложений, высокой токсичности электролита, при большом содержании в черновом свинце разнообразных примесей электролитическое рафинирование нецелесообразно.

В настоящее время на всех отечественных и большинстве зарубежных заводах используют пирометаллургический метод рафинирования. При огневом (пирометаллургическом) способе очистки чернового металла используют различия физических и химических свойств свинца и элементов-примесей:

растворимость, температура плавления или кипения, окислительную способность или сродство к сере, а также возможность образования соединений, нерастворимых в свинце.

При пирометаллургическом рафинировании из чернового свинца последовательно удаляют следующие металлы:

– медь ликвацией и с помощью обработки расплава элементарной серой;

– теллур с помощью металлического натрия в присутствии едкого натра;

– мышьяк, сурьму и олово в результате окислительных операций;

– серебро и золото с помощью металлического цинка;

– цинк окислением в свинцовой ванне или в щелочном расплаве, вакуумированием и другими способами;

– висмут – удаляют металлическим кальцием, магнием, сурьмой, при этом происходит загрязнение свинца этими металлами;

– кальций, магний и сурьму качественным рафинированием.

На каждой стадии рафинирования образуются съемы (промежуточные продукты), в которые переходят примеси и часть свинца. Их подвергают самостоятельной переработке

Процесс обезмеживания чернового свинца – начальная операция в процессах как пирометаллургического, так и электролитического рафинирования. Многостадийный процесс рафинирования свинца начинается с обезмеживания, так как медь является основной

примесью (содержание ее в черновом свинце достигает 2–3 %), выход промпродуктов с ней наиболее значителен, при этом уходит в оборот основная масса свинца; обезмеживание свинца с переводом меди в промпродукт в некоторой степени затрагивает извлечение в них других металлов; освобождение от меди на начальной стадии процесса позволяет получать на последующих этапах более или менее чистые по меди промпродукты других металлов.

Процесс очистки чернового свинца от меди осуществляют в две стадии: грубое и тонкое обезмеживание.

Грубое (предварительное) обезмеживание основано на малой растворимости меди в свинце, уменьшающееся с понижением температуры расплава.

Уменьшение растворимости меди в свинце при снижении температуры расплава обуславливает выделение кристаллов меди, количество которых увеличивается по мере снижения температуры. Кристаллы меди и ее соединений с другими примесями имеют плотность, меньшую, чем основной расплав, всплывают на поверхность, образуя так называемые медные шликеры.

Шликеры удаляют с поверхности дырчатым железным ковшом (шумовкой). В черновом свинце содержится до 3 кг/т благородных металлов, главным образом серебра. Поэтому операцию очистки свинца от благородных металлов называют обессеребрение. Свинцовые заводы – основные производители серебра. При окислительном плавлении свинец продувают воздухом при 900–960 °С. Весь свинец при этом окисляется, а золото и серебро получают в остатке в виде сплава. А оксид свинца затем восстанавливают до металла.

Остаточное содержание благородных металлов в восстановленном свинце составляет 20 г/т. Процесс сопровождается большими потерями металлов (свинца, золота, серебра), низким качеством очистки и большими эксплуатационными расходами.

Дробная кристаллизация основана на явлении ликвации. При медленном охлаждении свинца в интервале температур 324–304 °С происходит кристаллизация чистого свинца на поверхности расплава, а благородные металлы накапливаются в маточном расплаве. Когда концентрация благородных металлов в маточном расплаве достигает 2 %, производят купелирование.

В очищенном свинце содержится до 16 г/т благородных металлов. Наиболее эффективный способ обессеребрения свинца основан на способности золота и серебра образовывать с металлическим цинком прочные интерметаллические соединения с высокой температурой плавления. Цинк

при этом в свинце почти не растворяется. Плотность образующихся твердых сплавов меньше, чем у свинца, и они всплывают на поверхность свинцовой ванны в виде твердой пены, которую удаляют. Ос Процесс обессеребрения начинается с растворения в свинце богатой по

свинцу оборотной пены, масса которой составляет 10–12 % от массы свинца.

Растворение проводят при температуре 530 °С и интенсивном перемешивании

расплава. После снижения температуры до 510–480 °С снимают всплывшую богатую товарную серебристую пену, которую направляют на специальную переработку.

Затем в котел загружают металлический цинк в виде чушек или оборотных материалов. Удельный расход цинка составляет 10–12 кг на тонну свинца. Процесс проводится при температуре 480–330 °С. Съем пены производится с помощью либо шумовки, либо специального пресса. В зависимости

от температуры съема оборотной пены ее подразделяют на две группы: первая – богатая оборотная пена, снятая в интервале температур 380–450 °С и вторая – бедная пена, снятая в интервале температур 340–330 °С. В полученном после рафинирования свинце остается 1–3 г/т серебра и следы золота.

Рафинирование свинца от меди. Процесс обезмеживания чернового свинца – начальная операция в процессах как пирометаллургического, так и электролитического рафинирования. Многостадийный процесс рафинирования свинца начинается с обезмеживания, так как медь является основной примесью (содержание ее в черновом свинце достигает 2–3 %), выход промпродуктов с ней наиболее значителен, при этом уходит в оборот основная масса свинца; обезмеживание свинца с переводом меди в промпродукт в некоторой степени затрагивает извлечение в них других металлов; освобождение от меди на начальной стадии процесса позволяет получать на последующих этапах более или менее чистые по меди промпродукты других металлов.
Процесс очистки чернового свинца от меди осуществляют в две стадии: грубое и тонкое обезмеживание.
Грубое (предварительное) обезмеживание основано на малой растворимости меди в свинце, уменьшающееся с понижением температуры расплава.
PbS + 2[Cu]Pb = (Cu2S)шт + [Pb]Pb

Тонкое обезмеживание чернового свинца основано на введении в расплав веществ, образующих с примесями тугоплавкие соединения, не растворяющиеся в свинце. Такими веществами могут быть элементарная сера, хлористый алюминий, едкий натр в присутствии сульфидов.
[Pb]Pb + [S]Pb = [PbS]Pb
2[Cu]Pb + [PbS]Pb= Cu2Sтв + [Pb]Pb

37 Особенности гидрометаллургического способа переработки сырья.

Гидрометаллургия – извлечение элементов из полиметаллического сырья с помощью жидкофазных растворителей и последующее выделение их из растворов в форме металлов или моноосадков.

К достоинствам гидрометаллургии относят:

1) избирательное извлечение металлов из забалансового (труднообогатимого, с невысоким их содержанием, труднодоступного) сырья;

2) комплексную переработку сырья с высокой степенью извлечения элементов (в том числе серы и железа) в качественные продукты – как основу безотходной, экологически выдержанной технологии;

3) более компактное производство, проще механизируемое и автоматизируемое, менее трудоемкое и опасное для здоровья трудящихся (нет пыле-образования, обработки большого объема расплавов, токсичных газов).

Основными стадиями гидрометаллургической технологии являются

1. Подготовка сырья. Эта операция способствует более быстрому, полному, селективному выщелачиванию ценного компонента. Известны механические способы (дробление, измельчение) и физико-химические, связанные с изменением фазового состава сырья, (прокалка, обжиг, спекание, гидротермальное активирование и т.д.).

2. Выщелачивание, т.е. перевод металла в водную фазу с последующим отделением нерастворимого остатка методами отстаивания, фильтрации, центрифугирования и промывкой остатка.

3. Подготовка раствора – очистка от посторонних примесей физико-химическими методами:

– осаждение в форме труднорастворимых соединений;

– цементация;

– сорбционное разделение;

– экстракционное разделение.

– концентрирование раствора приемами упаривания, сорбции и экстракции с последующим получением при десорбции и реэкстракции водной фазы.

4. Выделение из раствора ценного элемента в форме металла (электролиз, автоклавное осаждение газом) или соединения (кристаллизация, химическое осаждение, дистилляция).

Гидрометаллургические процессы применяют преимущественно к рудам, в которых преобладают окисленные медные минералы, а в пустой породе отсутствуют минералы, которые реагируют с растворителем, значительно увеличивая его расход. Серебро и золото в раствор не переходят, это является недостатком гидрометаллургических схем переработки медных руд.__

Гидрометаллургией в основном получают медь и никель