Металлургия цветных металлов

Московский Государственный Институт Стали и Сплавов
(Технологический Университет)
Кафедра металлургии цветных и благородных металлов
Курсовая работа на тему:
Металлургия цветных металлов
Выполнил: студент группы
Руководитель:
Комков А.А.
---=== Москва 2000 ===---
Содержание
1. Введение…………………………………………………..3
2. Описание технологии получения катодной меди………4
3. Выбор технологии плавки на штейне…………………...8
4. Теоретические основы процесса Ванюкова…………….10
5. Расчет материального и теплового баланса…………….13
6. Заключение……………………………………………….28
Введение
Металлургия меди, а также других тяжелых цветных металлов является ведущим звеном отечественной цветной металлургии. На долю тяжелых цветных металлов в РФ приходится значительная часть валовой продукции отрасли. Значение меди из года в год возрастает, особенно в связи с бурным развитием энергетики, электроники, машиностроения, авиационной, космической и атомной техники. Дальнейшее развитие и технический уровень медного и никелевого производств во многом определяют технический прогресс многих отраслей народного хозяйства нашей страны, в том числе микропроцессорной техники. Для получения меди используются всевозможные способы плавок, например, плавка медных концентратов в электрических, отражательных, шахтных печах, при использовании процесса конвертирования медных штейнов, благодаря автогенным плавкам во взвешенном состоянии, на штейне и др. На сегодняшний день существует несколько основных процессов автогенных плавок : процесс «Норанда», «Уоркра», «Мицубиси» и Ванюкова. К сожалению, разработка новый конструкций печей и различных процессов требует значительных капиталовложений, а свободный средств у Российских предприятий недостаточно. В данной курсовой работе будет рассмотрена технология А.В. Ванюкова или ПЖВ.
Технология получения катодной меди
Электролитическое рафинирование меди преследует две цели: 1) получение меди высокой чистоты (99,90—99,99% Си), удовлетворяющей требованиям большинства потребителей; 2) извлечение попутно с рафинированием благородных и других ценных компонентов (Se, Те, Ni, Bi и др.). Следует отметить, что чем выше в исходной меди содержание благородных металлов, тем ниже будет себестоимость электролитной меди. Именно поэтому при конвертировании медных штейнов стремятся использовать в качестве флюса золотосодержащие кварциты. Для осуществления электролитического рафинирования меди аноды, отлитые после огневого рафинирования, помещают в электролизные ванны, заполненные сернокислым электролитом. Между анодами в ваннах располагаются тонкие медные листы — катодные основы. 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. В результате электролитического рафинирования получают катодную медь; шлам, содержащий благородные металлы; селен; теллур и загрязненный электролит, часть которого иногда используют для получения медного и никелевого купоросов. Кроме того, вследствие неполного электрохимического растворения анодов получают анодные остатки (анодный скрап).
Электролитическое рафинирование меди основано на различии ее электрохимических свойств и содержащихся в ней примесей. В таблице приведены нормальные электродные потенциалы меди и наиболее часто встречающихся в ней примесей. Медь относится к группе электроположительных металлов, ее нормальный потенциал +0,34 В, что позволяет осуществлять процесс электролиза в водных растворах (обычно в сернокислых).
На катоде протекают те же электрохимические реакции, но в обратном направлении. Соотношение между одновалентной и двухвалентной медью в растворе определяется равновесием реакции диспропорционирования. Следовательно, в состоянии равновесия концентрация в растворе ионов Сu+ примерно в тысячу раз меньше, чем концентрация ионов Си2+. Тем не менее реакция имеет существенное значение для электролиза. Она в частности определяет переход меди в шлам. В начальный момент вблизи анода в растворе соотношение двух- и одновалентной меди соответствует константе равновесия. Однако вследствие большего заряда и меньшего ионного радиуса скорость перемещения двухвалентных ионов к катоду превышает скорость переноса ионов одновалентных. В результате этого в прианодном слое концентрация ионов Си2+ становится выше равновесной и реакция начинает идти в сторону образования тонкого порошка меди, выпадающего в шлам. Как указывалось выше, электролитическое рафинирование осуществляют в сернокислых растворах. Электроположительный потенциал меди позволяет выделить медь на катоде из кислых растворов без опасения выделения водорода. Введение в электролит наряду с медным купоросом свободной серной кислоты существенно повышает электропроводность раствора. Объясняется это большей подвижностью ионов водорода по сравнению с подвижностью крупных катионов и сложных анионных комплексов. Для улучшения качества катодной поверхности в электролиты для рафинирования меди на всех заводах обязательно вводят разнообразные поверхностно-активные (коллоидные) добавки: клей (чаще столярный), желатин, сульфитный щелок. В процессе электролиза на поверхности катода могут образовываться дендриты, что уменьшает в данном месте расстояние между катодом и анодом. Уменьшение межэлектродного расстояния ведет к уменьшению электрического сопротивления, а следовательно, к местному увеличению плотности тока. Последнее в свою очередь обусловливает ускоренное осаждение меди на дендрите и ускоренный его рост. Начавшийся рост дендрита в конечном итоге может привести к короткому замыканию между катодом и анодом. При наличии дендритов сильно развитая поверхность катода удерживает большое количество электролита и плохо промывается, что не только ухудшает качество товарных катодов, но и может вызвать брак катодной меди по составу. Одно из объяснений механизма действия поверхностно-активных веществ заключается в том, что они адсорбируются на наиболее активных частях поверхности и при этом вызывают местное повышение электрического сопротивления, что и препятствует росту дендрита. В результате поверхность катодов получается более ровной, а катодный осадок более плотным. После выравнивания катодной поверхности коллоидная добавка десорбирует в электролит.
Растворы коллоидных добавок непрерывно вводят в циркулирующий электролит. Вид и расход поверхностно-активных веществ различны для каждого предприятия. Обычно применяют одновременно две добавки. На 1 т получаемой катодной меди расходуют 15—40 г клея, 15—20 г желатина, 20—60 г сульфитных щелоков или 60—100 г тиомочевины.
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. Особо по сравнению с перечисленными группами примесей-ведут себя свинец и олово, которые по электрохимическим свойствам относятся к примесям I группы, но по своему поведению в процессе электролиза могут быть отнесены к примесям III и IV групп. Свинец и олово образуют нерастворимые в сернокислом растворе сульфат свинца PbS04 и метаоловянную кислоту H2SnO3. Электроотрицательные примеси на катоде в условиях электролиза меди практически не осаждаются и постепенно накапливаются в электролите. При большой концентрации в электролите металлов первой группы электролиз может существенно расстроиться. Накопление в электролите сульфатов железа, никеля и цинка снижает концентрацию в электролите сульфата меди. Кроме того, участие электроотрицательных металлов в переносе тока через электролит усиливает концентрационную поляризацию у катода. Электроотрицательные металлы могут попадать в катодную медь в основном в виде межкристаллических включений . раствора или основных солей, особенно при их значительной концентрации в электролите. В практике электролитического рафинирования меди не рекомендуется допускать их концентрацию в растворе свыше следующих значений, г/л: 20 Ni; 25 Zn; 5 Fe. 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. В катодные осадки примеси мышьяка, сурьмы и висмута могут попадать как электрохимическим, так и механическим путем в результате адсорбции тонкодисперсных частичек «плавучего» шлама. Таким образом, примеси II группы распределяются между электролитом, катодной медью и шламом. Предельно допустимые концентрации примесей II группы в электролите составляют, г/л: 9 As; 5 Sb и 1,5 Bi. 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. Это подтверждается практикой электролитического рафинирования меди. Переход золота в шлам составляет более 99,5% от его содержания в анодах, а серебра — более 98%. Несколько меньший переход серебра в шлам по сравнению с золотом связан с тем, что серебро способно в небольшом количестве растворяться в электролите и затем из раствора выделяться на катоде. Для уменьшения растворимости серебра и перевода его в шлам в состав электролита вводят небольшое количество иона хлора. Несмотря на практически полный переход золота и серебра в шлам, они все же в небольшом количестве попадают в катодные осадки. Объясняется это механическим захватом взмученного шлама и отчасти явлением катофореза. На механический перенос шлама на катод влияют применяемая плотность тока и взаимосвязанная с ней скорость циркуляции электролита. С увеличением скорости циркуляции вследствие взмучивания шлама переход золота и серебра на катод возрастает. При выборе плотности тока и способа циркуляции электролита необходимо учитывать содержание благородных металлов в анодах. В случае их повышенного содержания плотность тока должна быть меньше. Снижению переноса шлама на катод способствует также наличие в ванне зоны отстаивания (область от нижнего конца катода до дна ванны). На многих заводах электролит перед его возвращением в ванну в цикле циркуляции подвергают фильтрованию, что уменьшает потери шлама и обеспечивает получение более чистой меди. Аналогично электроположительным примесям ведут себя при электролизе меди химические соединения (примеси IV группы). Хотя в принципе химические соединения и могут окисляться на аноде и восстанавливаться на катоде, что используют в специальных процессах, в условиях электролитического рафинирования меди анодного потенциала недостаточно для их окисления. 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'. Основными характеристиками, определяющими параметры и показатели электролитического рафинирования меди, являются плотность тока, выход металла по току, напряжение на ванне, удельный расход электроэнергии. Плотность тока является важнейшим параметром процесса электролиза. Она выражается в амперах на единицу поверхности электрода (D=I/S). В металлургии меди ее принято выражать в амперах на квадратный метр площади катодов. По закону Фарадея на каждый 1 А • ч электричества осаждается 1 электрохимический эквивалент металла. Для меди он равен 1,1857 г/А • ч. Следовательно, с увеличением плотности тока интенсивность (производительность) процесса электролиза возрастает. Величина плотности тока, при которой проводят процесс электролитического рафинирования, определяет все его основные технико-экономические показатели: напряжение на ванне, выход по току, расход электроэнергии, а также капитальные и эксплуатационные затраты. С увеличением плотности тока при прочих равных условиях увеличивается производительность цеха, уменьшаются число потребных ванн, затраты на капитальное строительство и рабочую силу, но возрастают затраты на электроэнергию. Следует отметить, однако, что с увеличением плотности тока увеличиваются потери благородных металлов за счет большего взмучивания шлама и захвата его растущим катодным осадком. В настоящее время применение особых режимов электролиза (реверсивного тока, измененной системы циркуляции электролита и др.) позволяет довести плотность тока до 500 А/м2 и более.
Электрохимический эквивалент меди составляет 1,1857 г/А • ч. Однако практически при электролизе для выделения 1 г-экв металла расходуется электричества больше. Это кажущееся противоречие объясняется тем, что часть электрического тока расходуется на побочные электрохимические процессы и утечку тока. Степень использования тока на основной электрохимический процесс называется выходом металла по току.
В практике электрометаллургии цветных металлов в большинстве случаев приходится иметь дело с катодным выходом по току, так как масса катодного осадка определяет конечный выход товарной продукции. Преднамеренный повышенный перевод меди в электролит за счет химического растворения часто обусловливают конъюнктурными соображениями. Избыточная медь может быть выделена из электролита в виде медного купороса при его регенерации. В тех случаях, когда потребность в медном купоросе, используемом в основном для борьбы с болезнями и вредителями сельскохозяйственных растений, очень велика (например, в НРБ), допускается работа электролизных цехов с повышенной температурой электролита.
Выбор технологии плавки на штейне
Почти столетие в металлургии меди и около полувека в металлургии никеля (в Канаде) «господствует» отражательная плавка. Свое широкое распространение она получила благодаря освоенности плавки применительно к переработке различных видов мелких рудных материалов, главным образом флотационных концентратов, простоте организации процесса почти в любых условиях металлургического производства. Основными причинами острой необходимости замены отражательной плавки стали высокие требования к предотвращению загрязнения окружающей среды выбросами оксидов серы. В условиях отражательной плавки, характеризующейся образованием огромных количеств очень бедных по SO2 газов, их обезвреживание требует больших капитальных затрат и обходится дорого в эксплуатации. В связи с этим, а также в связи с необходимостью активного использования теплотворной способности сульфидов и ряда других рассмотренных выше факторов были разработаны и освоены новые способы плавки медного сырья. Главным образом это — автогенные процессы, совмещающие в себе обжиг, плавку и конвертирование. В этих процессах большая часть серы переходит в отходящие газы с достаточно высоким и постоянным содержанием SO2. Ниже приведены сравнительные основные технико-экономические показатели применяемых в настоящее время в медной промышленности пирометаллургических процессов. Уже в начальной стадии освоения процесса плавки в жидкой ванне достигнута удельная производительность, превышающая более чем в 15 раз производительность отражательной печи при плавке сырой шихты, и в 6—8 раз производительность КВП и финской технологии. Возможно широкое управление составом штейна и получение на богатых штейнах относительно бедных отвальных шлаков. Процесс характеризуется низким пылеуносом и получением возгонов, богатых по содержанию ценных компонентов. Для осуществления процесса создана надежная и долговечная аппаратура. Процесс не требует сложной подготовки сырья и пригоден для переработки как кусковой руды, так и концентратов различного состава. По своим показателям он превосходит все известные в мировой практике процессы. Процесс следует считать в основном освоенным и заслуживающим широкого и быстрого внедрения в отечественной медной и никелевой промышленности. Помимо основного использования для плавки сульфидных концентратов на штейн, плавка в жидкой ванне пригодна для более широкого применения. При внедрении процесса в жидкой ванне необходимо учитывать его возможности, пути и направления развития, которые будут осуществляться уже в недалеком будущем. К перспективным направлениям относятся прежде всего прямое получение черновой меди и глубокое обеднение шлаков, прямое получение медно- никелевого файнштейна, плавка коллективных медно-цинковых концентратов, комплексная переработка отвальных шлаков. Заслуживает внимания также использование принципов плавки в жидкой ванне для переработки окисленных никелевых и железных руд.
Сравнительные технико-экономические показатели некоторых видов плавки сульфидных медных концентратов
|Показатель|ПЖВ |КФП |Финская|КИ ВЦЭТ|Норанда|Мицубис|Отражат| | | | | | | |и |ельная | | | | | | | | |плавка | | | | | | | | |сырой | | | | | | | | |шихты | |Удельный |60—80| | | | | | | |проплав, | |10—13 |9—12 |3—5 |10—11 |До 20 |4—5 | |т/(м2 • | | | | | | | | |сут) | | | | | | | | |Содержание| | | | | | | | |меди, %: | | | | | | | | |в штейне |45—55|37—40 |60 |40—50 |70-75 |65 |20—30 | |в шлаке | | | | | | | | |(без обед |0,5—0| | | | | | | |нения) |,6 |До 1,2 |1—1,5 |0,3—0,6|5 |0,5 |0,4—0,5| |Содержание| | | | | | | | |Si02 в | | | | | | | | |шлаке, % |30—32|28—34 |29—30 |30—34 |22 |30—35 |34—42 | |Влажность |6—8 |