производство никеля

СОДЕРЖАНИЕ 1. Введение характеристика никеля, сфера его применения . 2. Сырье для получения никеля. 3. Получение огневого никеля из окисленных руд. Плавка на штейн. 3.1 Конвертирование никелевых штейнов. 3.2 Переработка никелевого файнштейна на огневой никель. 3.3 Производство ферроникеля. 4. Получение никеля из сульфидных медно-никелевых руд.

Плавка на штейн. 4.1 Конвертирование медно-никелевых штейнов. 4.2 Разделение меди и никеля. 4.3 Получение чернового никеля из богатых никелевых концентратов. 5. Электролитическое рафинирование никеля. 6. Гидрометаллургия никеля. МЕТАЛЛУРГИЯ НИКЕЛЯ. 1.Введение. Никель и его применение Никель единственный молодой металл из тяжелых цветных металлов, получивший широкое применение только

в конце XIX в. Впервые как химический элемент никель был открыт в 1751 г. и выделен в чистом виде в 1804 г. Однако он был обнаружен в составе монетных сплавов, применявшихся еще в III столетии до н.э. До 1875 г. никель считался ювелирным металлом, стоил дорого и производили его в очень небольших количествах. Мировое производство никеля в 1875 г. составляло всего 500 т, а затем начало быстро расти.В России первое месторождение никелевых руд было открыто на

Урале в 1854 г. На базе этих руд вначале удалось получить никелевый чугун 20 Ni , а затем и металлический никель в период с 1874 по 1878 г. было получено 17т Ni. Промышленное производство никеля на территории царской России не было организовано. Первенцем отечественной никелевой промышленности был Уфалейский никелевый завод, введенный в строй в конце 1933 г.

В настоящее время эта подотрасль цветной металлургии в странах СНГ представлена несколькими никелевыми комбинатами. Широкое развитие никелевой промышленности за рубежом связано с открытием во второй половине прошлого столетия больших месторождений окисленных никелевых руд в Новой Каледонии и сульфидных медно-никелевых руд в

Канаде. В капиталистическом мире производство никеля сосредоточено в руках нескольких монополий. Крупнейшая из них - Интернациональная никелевая компания ИНКО . Ока производит 50 общего выпуска никеля за рубежом. Основные предприятия этой компании расположены в Канаде и перерабатывают сульфидные медно-никелевые руды. На базе окисленных никелевых руд никель производится в

Японии, Новой Каледонии, Австралии, США, на Кубе и Филиппинах. В периодической системе элементов Д.И.Менделеева никель расположен в VIII группе 4-го периода под номером 28, образуя вместе с железом и кобальтом триаду. В наиболее устойчивых химических соединениях никель двухвалентен, хотя встречается в ряде случаев и в трехвалентном состоянии. Чистый никель металл светло-серебристого цвета.

Его поверхность характеризуется очень высокой отражающей способностью. Никель обладает достаточно высокими прочностью и пластичностью. Он хорошо обрабатывается как в горячем, так и в холодном состояниях, легко прокатывается в листы толщиной до 0,02 мм и протягивается в проволоку диаметром до 0,01 мм. До температуры 357,6 С никель магнитен. Характерные свойства никеля приведены в табл.

1 и 2. В химическом отношении никель малоактивный металл. Он имеет высокую коррозионную стойкость в атмосфере воздуха, устойчив к воздействию воды и многих агрессивных сред например, щелочей . Заметное окисление никеля на воздухе наблюдается при температурах выше 700 800 С. Серная и соляная кислоты растворяют никель медленно, а в азотной он растворяется легко. Органические кислоты воздействуют на никель только после длительного соприкосновения с ним.

С кислородом никель образует два основных оксида NiO и Ni203. Последний при нагреве разлагается с образованием Ni3O4 NiO Ni203 . Никель имеет большое сродство к сере, образуя два достоверно установленных сульфида составов NiS и Ni3S2, встречающиеся в природе. Наиболее устойчивым является Ni3S2, имеющий температуру плавления 788 С. Высший сульфид никеля

NiS при нагреве разлагается по реакции 3NiS Ni3S2 1 2S2. В металлургии важное практическое значение имеют карбид никеля Ni3C и карбонил Ni C0 4 . С металлами никель образует многочисленные сплавы, из которых наибольший интерес представляют сплавы с железом, кобальтом, медью, цинком, хромом и молибденом. В настоящее время известно более 3000 сплавов, содержащих никель.

Присутствие никеля в сплавах придает им разнообразные ценные свойства, удовлеворяющие самым высоким требованиям современной техники жаропрочность, кислотостойкость, вязкость, улучшенные магнитные свойства, красивый внешний вид и др. Важную роль никель играет в получении конструкционных, нержавеющих и жаропрочных сталей. В последние годы большое значение приобрели жаропрочные литые сплавы на никелевой основе, используемые во многих областях техники. В чистом виде никель используют в качестве защитных и декоративных покрытий

на железе и других металлах, для изготовления аппаратов и посуды с высокой коррозионной стойкостью, приборов радиоэлектроники, в качестве катализатора и т.д. Находят применение и некоторые соли никеля. Структура потребления никеля в промышленно развитых странах выражается следующими цифрами, Нержавеющие и жаропрочные стали 50 Конструкционные стали 15 Сплавы на никелевой основе 16 20

Никелирование 18 Чугунное и стальное литье 12 Прочие потребители 2. Сырье для получения никеля В настоящее время никелевые заводы перерабатывают в основном два типа руд, резко различающихся по химическому составу и свойствам окисленные никелевые и сульфидные медно-никелевые. Значение ,этих руд для отечественной никелевой промышленности и за рубежом различно.

В России из года в год возрастает доля никеля, получаемого из сульфидных руд, а в зарубежных странах, наоборот, все большее значение приобретают окисленные руды. Окисленные никелевые руды представляют собой горные породы вторичного происхождения, состоящие в основном из гидратированных магнезиальных силикатов, алюмосиликатов и оксида железа. Никелевые минералы в них составляют незначительную часть рудной массы.

Наиболее часто никель находится в виде бунзеита NiO , гарниерита Ni, Mg O SiO3 n Н20 или ревденскита 3 Ni, Mg O 2SiO2 2Н2О . Кроме никеля полезным компонентом этих руд является кобальт, содержание которого обычно в 15 25 раз меньше содержания никеля. Иногда в окисленных рудах присутствует в небольших количествах медь 0,01 0,02 . Пустая порода, составляющая основную массу руды, представлена глиной каолинит

А1203 2SiO2 2Н2О, тальком 3MgO 4SiO2 Н20, другими силикатами, бурым железняком Fe203-nH20, кварцем и известняком. Окисленные никелевые руды отличаются исключительным непостоянством состава по содержанию как ценных компонентов, так и пустой породы. Эти колебания состава наблюдаются даже в массиве одного месторождения. Возможные пределы концентраций компонентов руды характеризуются следующими цифрами,

Ni.0,7 4 Со 0,04 0,16 SiO2 15 75 Fe2O3 5 65 А1203 2 25 Сг2О3 1 4 MgO 2 25 СаО 0,5 2 конституционная влага до 10 15. По внешнему виду окисленные никелевые руды похожи на глину. Для них характерны пористое, рыхлое строение, малая прочность кусков, высокая гигроскопичность до 40 . Рациональных методов обогащения таких руд до сих пор не найдено, и они после соответствующей подготовки

непосредственно поступают в металлургическую переработку. В СНГ промышленные месторождения окисленных никелевых руд расположены на Урале и на Украине, за рубежом - в Новой Каледонии, на Кубе, Филиппинах, в США, Бразилии, Индонезии, Австралии и Греции. В сульфидных рудах никель присутствует главным образом в виде пентландита

Ni, Fe S , представляющего изоморфную смесь сульфидов никеля и железа переменного соотношения, и частично в форме твердого раствора в пирротине Fe7S8 . Основным спутником никеля в сульфидных рудах является медь, содержащаяся главным образом в халькопирите CuFeS2 . Из-за высокого содержания меди эти руды называют медноникелевыми. Кроме никеля и меди, в медно-никелевых рудах обязательно присутствуют кобальт, металлы платиновой группы

платина, палладий, родий, рутений, осмий и иридий , золото, серебро, селен и теллур, а также сера и железо. Таким образом, сульфидные медно-никелевые руды являются полиметаллическим сырьем очень сложного химического состава. При их металлургической переработке в настоящее время извлекают 14 включая серу ценных компонентов. Химический состав сульфидных медно-никелевых руд следующий, Ni 0,3 5,5 Си 0,2 1,9 Со 0,02 0,2 Fe 30 40 S 17 28

SiO2 10 30 MgO 1 10 А12О3 5 8. По структуре медно-никелевые руды могут быть сплошными, жильными и вкрапленными. Чаще встречаются два последних типа руд. В зависимости от глубины залегания руду добывают как открытым, так и подземным способом. В отличие от окисленных никелевых руд сульфидные медно-никелевые руды характеризуются высокой механической прочностью, негигроскопичны и могут подвергаться обогащению. Следует отметить, что обогащению обычно подлежат только сравнительно бедные руды не более 1,5 2,5

Ni . Богатые руды после соответствующей подготовки направляют на плавку. В нашей стране месторождения сульфидных медно-никелевых руд находятся в северных районах страны - на полуострове Таймыр и Кольском полуострове. За рубежом запасы медно-никелевых руд сосредоточены в Канаде и Австралии. Основным способом обогащения сульфидных медно-никелевых руд является флотация. Иногда флотационному обогащению предшествует магнитная сепарация, направленная на выделение пирротина

в самостоятельный концентрат. Возможность проведения магнитной сепарации обусловлена относительно высокой магнитной восприимчивостью пирротина. Выделение пирротинового концентрата при обогащении руды улучшает качество первичного никелевого концентрата вследствие вывода из него значительной части железа и серы и упрощает его последующую металлургическую переработку. Однако при получении пирротинового концентрата, содержащего до 1,5

Ni, возникает необходимость в обязательной его переработке с целью извлечения никеля, серы и платиноидов. Флотационное обогащение медно-никелевых руд может быть коллективным и селективным. При коллективной флотации за счет отделения пустой породы получают медно-никелевый концентрат. Однако и селективная флотация не обеспечивает полного разделения меди и никеля особенно по выделению никеля . Продуктами селекции в этом случае будут являться медный концентрат с относительно небольшим

содержанием никеля и никелево-медный концентрат, отличающийся от руды более высоким отношением Ni Си. На практике такой концентрат обычно называют просто никелевым. Таким образом, в зависимости от принятой схемы обогащения сульфидных медно-никелевых руд можно получать коллективные медно-никелевые, медные, никелевые и пирротиновые концентраты, состав которых приведен в табл. 1. Таблица 1. Состав продуктов обогащения медно-никелевых руд

Как следует из приведенных данных, соотношение никеля и меди в медно-никелевых и никелевых концентратах изменяется примерно от 2 1 до 1 2. Такие концентраты можно перерабатывать по одной и той же технологии. Медные концентраты с соотношением меди и никеля, равным 20 1, перерабатывают на медеплавильных заводах . Кроме окисленных никелевых и сульфидных медно-никелевых руд, сырьем для получения никеля могут служить мышьяковистые руды, добываемые в Бирме и в Канаде.

Современное состояние производства никеля. Для извлечения никеля из всех видов рудного сырья используют как пиро так и гидрометаллургические процессы и технологические схемы. Наряду с этим в современной металлургии никеля с момента ее возникновения существуют два четко разделенных в промышленных условиях технологических направления, что связано с переработкой двух основных типов никелевых руд. На это оказывают влияние не только различия химического состава перерабатываемых руд

и их физико-химических свойств, но и конечные цели переработки. В технологических схемах переработки окисленных никелевых и сульфидных медно-никелевых руд много кажущейся общности например, применяют одинаковые процессы и аппараты, получают однотипные продукты и полупродукты . Однако в целом они во многом не схожи друг с другом. Переработка окисленных никелевых руд несколько проще и заканчивается получением, как правило, так называемого

огневого никеля, отправляемого потребителю в основном в черную металлургию без дополнительного рафинирования. Никель в этом случае очищают от некоторых примесей Fe, Сu, Со и S в течение всей многостадийной технологии. Огневой никель по ГОСТ 849-70 отвечает маркам Н-3 и Н-4. Технологические схемы переработки сульфидных медно-никелевых руд требуют обязательного разделения

меди и никеля и заканчиваются обязательным электролитическим рафинированием чернового металла. Это позволяет не только получать никель высших марок вплоть до марки Н-0 с содержаниием никеля не менее 99,99 , но и обеспечивает попутное высокое извлечение еще 14 ценных компонентов, содержащихся в перерабатываемом рудном сырье. При рассмотрении наиболее распространенных в производстве никеля технологических схем рис.

1, 2 обращает на себя внимание следующее подготовка окисленных и сульфидных руд к плавке на штейн существенно различается Рис.1. Принципиальная технологическая схема переработки окисленных никелевых руд пирометаллургическим способом 1,2- варианты подготовки никелевой руды к плавке. обязательными процессами для обеих технологических схем являются плавка на штейн, конвертирование штейнов, окислительный обжиг никелевого файнштейна или богатого никелевого концентрата и восстановительная плавка оксида никеля на огневой металл для образования

штейна при плавке окисленных никелевых руд, не содержащих в своем составе серы, в шихту вводится сульфидизатор - серусодержащий материал гипс или пирит при переработке сульфидных медно-никелевых руд обязательно проводят операции разделения меди и никеля и электролитического рафинирования чернового металла никель, полученный из сульфидных руд, отличается большей чистотой по сравнению с товарным огневым никелем Рис.2. Принципиальная технологическая схема переработки сульфидных медно-никелевых руд пирометаллургическим

способом. При переработке никелевых руд в обоих случаях обязательным является попутное извлечение кобальта кобальт из технологической цепочки выводится при переработке окисленных руд с конвертерными шлаками, а из сульфидных руд - при электролитическом рафинировании чернового никеля. Попутное извлечение кобальта при металлургической переработке никелевых руд было впервые осуществлено на Уфалейском никелевом заводе ныне комбинате и является характерной особенностью современной никелевой

промышленности. Из отечественного никелевого рудного сырья получают более 80 общего выпуска кобальта в стране. Технология переработки окисленных никелевых руд см. рис. 1 характеризуется сложностью, высоким расходом дорогостоящего и дефицитного кокса, высокими потерями никеля и особенно кобальта. Упрощение технологической схемы, сокращение энергетических затрат и повышенное извлечение никеля с попутным извлечением большей части железа достигается при плавке окисленных никелевых

руд на ферроникель. На ряде заводов для переработки окисленных Куба , а также сульфидных руд Россия и Канада применяют гидрометаллургическую технологию. Обладая рядом преимуществ при переработке бедных руд выше извлечение основных металлов , эти схемы в то же время очень громоздки, сложны и применимы для ограниченного состава руд. Вследствие больших различий технологические схемы переработки окисленных никелевых и сульфидных медно-

никелевых руд рассматриваются отдельно. 3. Получение огневого никеля из окисленных руд Плавка на штейн. Плавка на штейн окисленных никелевых руд повсеместно проводится в шахтных печах, которые требуют прочной кусковой, желательно пористой шихты. Этим требованиям природные окисленные никелевые руды не удовлетворяют, и перед плавкой их подвергают окускованию методом брикетирования или агломерации.

Брикетирование проводят на валковых прессах в брикеты яйцеобразной формы массой 0,2 0,3 кг каждый. Перед брикетированием руду измельчают на молотковых дробилках и подсушивают. Связующим материалом служит глина, содержащаяся в самой руде. В состав шихты для брикетирования вводят сульфидизатор. Готовые брикеты сушат теплотой отходящих газов шахтных печей.

Брикетирование без связующего - сравнительно дешевая и простая операция. Однако получающиеся брикеты имеют недостаточную прочность, совершенно негазопроницаемы и содержат влагу. Их плавка требует повышенного расхода топлива и характеризуется меньшей удельной производительностью. Агломерация спекание - более дорогой и сложный метод подготовки руды по сравнению с брикетированием. Однако с технологической точки зрения он является более совершенным процессом.

Агломерация позволяет получать хорошо термически подготовленный пористый материал с достаточно высокой механической прочностью. Для агломерации окисленных никелевых руд используют ленточные агломерационные машины с площадью всасывания 50 и 75 м2. Во время приготовления шихты к руде добавляют оборотный агломерат и коксик мелкий кокс , расход которых от массы руды соответственно составляет 18 20 и 8 10 . Крупность руды и оборота 20 30 мм, коксика 5 мм. При смешении шихты ее увлажняют до оптимальной влажности 21 23

. Агломерат или брикеты являются рудной составляющей шихты при плавке на штейн. Цель шахтной плавки окисленных никелевых руд - максимальное извлечение никеля и кобальта в штейн и ошлакование пустой породы. Образование штейна из оксидного материала происходит в результате восстановления и сульфидирования никеля, кобальта и частично железа, содержащихся в руде в форме оксидов и силикатов. По этой причине плавка окисленных никелевых руд в шахтных печах получила название восстановительно-

сульфидизирующей плавки. Шихта для такой плавки состоит из брикетов или агломерата, оборотов, флюсов и сульфидизатора. Так как окисленные никелевые руды являются силикатными, то в качестве флюса при плавке используют основной флюс - известняк. Сульфидизаторами железа и никеля служат гипс или пирит, а топливом - кокс. Гипс при плавке в отличие от пирита является одновременно флюсующим материалом, так как в конечном итоге практически полностью в форме оксида кальция

СаО переходит в шлак. Плавка проводится в восстановительной атмосфере, что необходимо для восстановления высших оксидов железа и гипса при его наличии в шихте . При этом часть оксидов железа и никеля могут восстанавливаться до свободных металлов, которые растворяются в штейне. Процессы восстановления при плавке окисленных никелевых руд сопровождаются одновременным образованием сульфидов. Восстановительно-сульфидирующая плавка окисленных никелевых руд в шахтных печах характеризуется

протеканием следующих основных физико-химических процессов сжигания топлива восстановления и сульфидирования оксидов штейно-и шлакообразования разделения жидких продуктов плавки -штейна и шлака. Процесс горения топлива является едва ли не одним из самых главных факторов, определяющих многие технологические параметры работы шахтных печей при плавке никелевых руд. Качество сжигания топлива определяет температуру в печах, восстановительную способность топочных газов,

производительность печей, расход топлива, извлечение металлов в штейн и т.д. При плавке в шахтных печах в качестве топлива используется самый дорогой и дефицитный вид топлива - кокс. Горение углерода кокса происходит за счет кислорода, подаваемого в печи через фурмы с воздухом или дутьем, обогащенным кислородом. Вблизи фурм имеется большой избыток кислорода и кокс сгорает по реакции до С02. По мере удаления от фурм концентрация кислорода в дутье непрерывно уменьшается, горение

углерода становится неполным и протекает по реакции 1 С 1 20, СО 172200 кДж. Зона шахтной печи, в которой в газовой фазе присутствует свободный кислород, называется кислородной зоной. При шахтной плавке она простирается от фурм вверх и вглубь печи на 500 600 мм. Образующиеся при горении кокса горячие газы поднимаются вверх, пронизывают и нагревают опускающуюся вниз шихту и вступают с ней в химическое взаимодействие.

В первую очередь это взаимодействие приводит к образованию новых количеств СО восстановителя по реакции С02 С ? 2СО. 2 В результате протекания реакций 1 и 2 в области фурм концентрация СО в газовой фазе в центре печи достигает 20 25 . Распределение газового потока в столбе шихты зависит от качества шихтовых материалов крупности и прочности кусков и равномерности их гранулометрического состава в горизонтальных сечениях шахты печи. Наилучшим считается равномерное распределение газов по

всему сечению печи, что на практике достигается очень редко. Для работы шахтных печей никелевой плавки типичен периферийный ход, когда горячие газы разделя ются на две струи, поднимающиеся вблизи боковых стен печи. Возможен также центральный ход шахтных печей. Для периферийного хода шахтных печей характерно распределение температур, приведенное на рис. 3, где четко просматриваются две высокотемпературные зоны, отвечающие

движению двух струй горячих газов. В фокусе печи развиваются максимальные температуры, достигающие 1600 1700 С. На выходе из печи газы содержат 10 . 16 С02 и 8 16 СО и имеют температуру 500 600 0С. Второй вид химических взаимодействий направлен на образование штейна и шлака. Процессы штейно- и шлакообразования тесно связаны с протеканием реакций восстановления оксидов шихты и сульфидирования железа, никеля и кобальта.

Реакции восстановления протекают при взаимодействии газовой фазы, содержащей значительные количества СО, и твердого углерода кокса с брикетами или агломератом и получающимися при плавке расплавами. Результатом восстановления является образование низших оксидов железа и металлической фазы по реакциям Ni0 C0 Ni C02 3 NiSi03 C0 Ni C02 Si02 4 Fe203 C0 2Fe0 C02 5 Рис.3. Распределение температур в шахтной печи никелевой плавки на воздушном дутье а и при 24,5

О2 б . Химизм сульфидирования более сложен и различен при использовании гипса и пирита. Химизм сульфидирования никеля пиритом относительно прост. В процессе сульфидирования в этом случае участвуют продукты разложения пирита по реакции 4 - сульфид железа FeS и элементарная сера. Процесс в основном протекает по реакциям NiO FeS ? NiS FeO 7 3NiO 2FeS Fe Ni3S2 3FeO. 8 Равновесие реакций 7 и 8 в условиях плавки практически

полностью смещено вправо, т.е. в сторону образования сульфидов никеля главным образом Ni3S2 . Это связано с тем, что никель по сравнению с железом имеет большее сродство к сере и меньшее к кислороду. Получившаяся в результате восстановления и сульфидирования сульфидно-металлическая фаза Ni3S2, FeS, CoS, Ni, Fe , сплавляясь, образует никелевый штейн. Использование пирита в качестве сульфидизатора позволяет регулировать состав штейнов и получать их

с меньшим количеством ферроникеля, т.е. более сернистыми. К обеднению штейнов никелем ведет введение в шихту больших количеств пирита, вследствие чего в штейн переходит больше FeS. Расход пирита сульфидизатора при плавке определяется требованиями к составу получаемого штейна, приводящему к минимальным потерям никеля со шлаками, и величиной степени десульфуризации. Химизм сульфидирования гипсом CaS04 2Н2О, который является одним из наиболее прочных сульфатов, более

сложен. Его нагрев вначале сопровождается удалением влаги. Полное обезвоживание гипса происходит при нагревании до температуры 900 С. Сульфат кальция практически не разлагается до температуры 1200 С. В отсутствие кислорода его термическое разложение происходит по реакции CaS04-CaO S02 l 202. 9 Разложению гипса в шахтных печах способствуют также восстановительная атмосфера

и его взаимодействие с оксидами и сульфидом кальция по реакциям Образующиеся по реакциям 39 и 40 серусодержащие газы и частично сульфид кальция сульфидируют металлы руды по реакциям Использование гипса в качестве сульфидизатора при плавке требует более восстановительной атмосферы в печи, что приводит к образованию больших количеств свободных металлов. При этом избыток вводимого в шихту гипса не влияет на состав и выход получающегося штейна, так как

в конечном итоге он весь превращается в оксид кальция, который полностью переходит в шлак. Использование гипса в качестве сульфидизатора и одновременно известкового флюса экономически невыгодно из-за его значительно более высокой стоимости. Никелевый штейн представляет собой сплав сульфидов никеля и железа, в котором растворены свободные металлы - никель и железо ферроникель . Такой штейн называют металлизованным он характеризуется переменным содержанием серы.

Обычно заводской штейн содержит, Ni 15 18 Fe 60 63 Со 0,4 0,6 S 16 20 и прочие 1 2. Получение более богатого никелем штейна нежелательно, так как это ведет к увеличению потерь никеля в шлаках. Выход штейна при плавке окисленных никелевых руд небольшой и составляет 3 8 от массы руды. Образование шлака происходит в результате взаимодействия оксидов пустой породы с оксидами железа, образующимися при восстановлении и сульфидировании и их плавлении.

Выход шлака при плавке окисленных никелевых руд достигает иногда 120 130 обычно 95 105 от массы переработанного рудного сырья. Это обусловлено необходимостью вводить в шихту в качестве флюса большие количества известняка до 30 от массы руды , особенно при переработке высококремнистых руд. Следовательно, плавка окисленных никелевых руд на штейн фактически является плавкой на шлак. По этой причине правильный выбор состава шлака определяет многие технико-экономические показатели плавки

и особенно потери никеля со шлаками. Оптимальными при плавке на никелевый штейн считаются шлаки, содержащие, Si02 44 46 FeO 18 22 CaO 15 18 MgO 8 12 Al2O3 4 10. Содержание никеля в шлаках зависит в значительной степени от содержания оксида железа в шлаке и никеля в штейне. Чем больше будет в шлаке FeO и чем богаче никелем будет получающийся штейн, тем больше никеля перейдет в шлак. Практически установленное правило, согласно которому процентное соотношение никеля

в штейне и в шлаке коэффициент распределения равно примерно 100 10, хорошо соблюдается для заводских условий. При плавке на штейн с 15 18 Ni шлаки обычно содержат 0,12 0,2 Ni. Это отвечает прямому извлечению никеля в штейн в пределах 70 85 , а в шлак до 25 от его содержания в руде. Количество уносимой газами пыли зависит от расхода воздуха, физического состояния шихты и высоты ее загрузки в шахте печи высоты сыпи . В среднем при плавке агломерата пыле-вынос составляет около 15

, а при плавке брикетов 5 10 . Пыль по химическому составу почти не отличается от шихты и после улавливания направляется в оборот. Шахтные печи никелевой плавки рис. 4 имеют те же конструктивные элементы, что и другие шахтные печи заводов цветной металлургии. Применяемые в никелевой промышленности шахтные печи в области фурм имеют площадь поперечного сечения 13,5 25 м2, длину до 15 м, ширину в области фурм 1,4 1,6 м и высоту шахты 4,5 6 м.

Поперечный профиль печей характеризуется либо параллельностью боковых стен, либо расширением их книзу. Шахтные печи для плавки окисленных никелевых руд отличаются большим объемом внутреннего горна и отсутствием водяного охлаждения его стенок. При охлаждении расплава во внутреннем горне он зарастает в результате выделения кристаллизации тугоплавкого ферроникеля. До недавнего времени стены шахтных печей на никелевых заводах изготавливали из водоохлаждаемых кессонов,

а шатер на колошнике выполняли в виде огнеупорной кладки в металлическом каркасе или также из кессонов. Кессоны шахтных печей представляли собой сварные коробчатые конструкции из листовой стали с патрубками для ввода и вывода охлаждающей воды. Перепад температуры входящей и выходящей воды обычно составлял 5 15 0С. В этих условиях каждый литр кг воды отбирал максимально 4,18-15 63 кДж теплоты 4,18 - теплоемкость воды, кДжДкг С . В настоящее время применяют более эффективный способ отвода избыточной теплоты - испарительное

охлаждение. Сущность способа состоит в использовании скрытой теплоты испарения воды 2253 кДж кг , т.е. замене холодной воды на кипящую. Если принять во внимание, что температура поступающей воды обычно составляет около 30 С, то для ее нагрева до температуры кипения потребуется еще до 290 кДж теплоты. Таким образом, при испарительном охлаждении каждый килограмм воды будет отбирать от охлаждаемых элементов около 2550 кДж теплоты, т.е. почти в 40 раз больше, чем при использовании кессонов.

Во столько же раз уменьшается расход охлаждающей воды. Полученный при испарительном охлаждении пар можно использовать для хозяйственных и технологических нужд, тогда как при кессонном охлаждении теплота нагретой в кессонах примерно на 10 С воды полностью и безвозвратно терялась при ее охлаждении на воздухе. Охлаждающие элементы испарительного охлаждения представляют собой сваренные из труб кессоны, объединенные

двумя коллекторами нижним - для подвода воды и верхним - для отвода пара рис. 5 . Для испарительного охлаждения пригодна только химически очищенная вода. Рис.5. Боковой кессон испарительного охлаждения 1 - люк для чистки кессона 2 -фурменный патрубок 3-подвод воды 4 - коллектор отводящий пароводяную смесь 5 планка крепления труб 6 трубы испарительного кессона 7 - коллектор подогретой воды 8 - патрубок для отвода воды 9 - подфурменный кессон 10, 11 отводящий и

подводящий патрубки соответственно Разделение жидких продуктов плавки - никелевого штейна и шлака - можно проводить как во внутреннем горне, так и с использованием внешних отстойников. В первом случае печь оборудуется шпуром для периодического выпуска штейна и шлаковой леткой почти непрерывного действия, расположенных на противоположных сторонах печи. При использовании наружного отстойного горна см. рис.

4 штейн и шлак совместно поступают в него по закрытому наклонному каналу. Нижняя часть горна заполнена штейном до уровня, показанного на рис. 4 штриховой линией. Шлак в этом случае, всплывая на поверхность расплава, проходит через слой штейна, подогревает его и обедняется в результате захвата взвешенных в шлаке сульфидных включений штейновым расплавом. Отстойный горн оборудован шпуром и леткой.

Плавка окисленных никелевых руд в шахтных печах на штейн характеризуется следующими основными технико-экономическими показателями в числителе-плавка агломерата, в знаменателе - брикетов Интенсификации процесса шахтной плавки и снижению расхода кокса способствуют подогрев дутья и обогащение воздуха кислородом. При плавке агломерированной шихты нагрев дутья до 300 С ведет к экономии топлива на 15,2 , а при 400 С - на 23,3 и к росту проплава соответственно на 10 и 15,3

. Обогащение дутья кислородом до содержания 25 позволяет повысить проплав печи на 22,2 , а расход кокса уменьшить на 17 . 3.1 Конвертирование никелевых штейнов. Никелевые штейны состоят почти полностью из сульфидов никеля, кобальта и железа или свободных металлов. Цель процесса конвертирования - получить никелевый файнштейн за счет окисления железа и серы, связанной с ним. При этом одновременно ставится задача максимального окисления кобальта и перевода его в конвертерный

шлак. Необходимость извлечения кобальта в конвертерный шлак обусловлена тем, что если его не отделить от никеля на этой стадии технологии, то он весь перейдет в огневой никель, являющийся товарным продуктом, и будет потерян. Получение кобальта как самостоятельного товарного продукта в этом случае становится невозможным. Присутствующие в никелевых штейнах металлы имеют различную химическую активность. Их сродство к кислороду убывает в ряду Fe ? Co? Ni.

Следовательно, при продувке штейна в конвертере в присутствии кварцевого флюса в первую очередь будут окисляться и ошлаковываться свободное железо 6Fe ЗО2 3SiO2 3 2FeO SiO2 1876000 кДж 12 и его сульфид. Установлено, что реакция начинается только после окисления большей части свободного железа. Из сопоставления реакций следует, что на одинаковый объем вдуваемого в конвертер кислорода на первой стадии выделяется почти в 2 раза больше теплоты, требуется в 3 раза больше кварцевого

флюса и образуется в 3 раза больше конвертерного шлака. Особенности первой стадии процесса учитывают на практике и используют для попутной переработки значительных количеств холодных материалов, включая оборотные продукты и никельсодержащие лом и отходы вторичное сырье . Окисление кобальта ускоряется по мере удаления из расплава железа. Особенно интенсивно оно идет в конце процесса конвертирования, и конвертерные шлаки последних сливов

будут всегда богаче кобальтом. Для конвертирования никелевых штейнов используют горизонтальные конвертеры вместимостью 20 и 30 т. Продукты процесса - никелевый файнштейн, конвертерный шлак и сернистые газы. Никелевый файнштейн обычно содержит, Ni 76 78 S 19 21 Fe 0,2 0,4 Со 0,3 0,5 и Си 2. Более полное удаление из файнштейна железа и кобальта на стадии конвертирования нецелесообразно, так как это приведет к началу интенсивного окисления никеля и увеличению его перехода

в шлак. Средний состав конвертерных шлаков следующий, Ni 0,7 1,2 Со 0,2 0,5 SiO2 27 30 Fe 49 53 MgO до 3. Такие шлаки в настоящее время обязательно обедняются методом перемешивания с бедным штейном в специальных конвертерах или электропечным способом. В результате обеднения конвертерных шлаков получают отвальные шлаки, содержащие 0,14 Ni и 0,05 Со, и кобальтовый штейн автоклавную массу , который содержит 4 5

Со и 24 30 Ni. Штейн направляют в кобальтовое производство для извлечения кобальта и никеля. 3.2 Переработка никелевого файнштейна на огневой никель. Технология получения огневого никеля из файнштейна включает две стадии окислительного обжига с промежуточным обезмеживанием огарка и восстановительную плавку оксида никеля на металл. Цель окислительного обжига файнштейна - удаление из него серы до содержания менее 0,02 и перевод никеля

в NiO. Глубокое удаление серы требует высоких температур, а сульфид никеля Ni3S2 легкоплавок tпл 788 С . Это и вынуждает проводить окисление файнштейна в две стадии. Вначале обжиг проводят в печах КС с целью удаления серы до 1 1,5 . Для повышения тугоплавкости шихты измельченный файнштейн смешивают с оборотной оксидной пылью. Это вместе с разобщенностью частиц, витающих в КС, позволяет вести первую стадию при 950 1000

С. Окисление файнштейна протекает по реакции 2Ni3S2 7О2 6NiO 4SO2. 13 Печи КС с площадью пода 7 8 м2 для первой стадии обжига никелевого файнштейна имеют ряд конструктивных особенностей рис. 6 . Они, во-первых, имеют увеличенный диаметр вверху, что снижает скорость газов на выходе из печи и уменьшает пылевынос богатого никелем огарка. Кроме того, разгрузка огарка проводится не через сливной порог, а с уровня пода и регулируется стопорным

или дисковым затвором. К горячему огарку 700 800 С по выходе из печи подмешивают 10 15 природного сильвинита NaCl, KC1 и смесь подвергают сульфатхлорирующему обжигу в трубчатом реакторе-холодильнике. Процесс идет за счет физической теплоты огарка. При обжиге хлористый натрий разлагается по реакции 2NaCl SO2 O2 Na2SO4 Cl2. 4 Продукты этой реакции способствуют переводу меди в форму водорастворимых хлоридов и сульфатов. Никель и кобальт при этом остаются в оксидном состоянии.

Рис.6. Печь КС для обжига никелевого файнштейна 1 - под 2 - загрузочная течка 3 - кожух 4 - футеровка 5 сопло 6 донное разгрузочное устройство 7 - воздухораспределительная коробка. Из реактора огарок направляют на обезмеживание, заключающееся в выщелачивании меди горячей подкисленной водой методом просачивания. После выщелачивания огарок с остаточным содержанием 0,3 0,4 Си направляют на окончательный обжиг в трубчатую вращающуюся печь рис.

7 . Печь отапливается природным газом или мазутом, которые с целью создания в печи окислительной атмосферы сжигают с большим избытком воздуха. Огарок из бункера питателем подается в хвостовую часть печи с температурой 800 С. Далее он движется навстречу топочным газам, содержащим 8 10 кислорода и нагретым до 1200 1300 С. Высокая температура и присутствие в газах кислорода приводят к почти полному окислению серы до 0,02 и менее . Расход топлива . на второй обжиг достигает 40 от массы огарка.

Полученный в трубчатых печах оксид никеля огарок в среднем содержит, Ni 78 Си 0,4 Со 0,4 0,5 Fe 0,3 0,4. Из обжиговой печи оксид никеля с температурой 900 1000 С по течке ссыпается в трубчатый реактор, куда вводят также 4 8 нефтяного кокса. За счет физической теплоты огарка в холодильнике по реакции NiO С Ni CO оксид никеля частично до 40 50 восстанавливается и из реактора выходит металлизированный

огарок с содержанием 82 86 Ni, что ускоряет и удешевляет его дальнейшую переработку в электропечах. Рис.7. Схеме установки для второй стадии обжига никелевого файнштейна 1 бункер с питателем 2 - печь 3 - топочная камера 4 - трубчатый холодильник 5 -пылевая камера Процесс восстановительной электроплавки осуществляют в дуговых электрических печах за счет теплоты, выделяющейся при горении дуги между угольными графитовыми электродами и металлом.

Для получения никеля из окисленных руд применяют трехэлектродные круглые печи вместимостью 4,5 10т рис.8 . Рис.8. Дуговая электрическая печь 1 - контроллер 2 - щит управления 3 - трубы водяного охлаждения кессона рабочего окна 6 - свод печи 7 - графитовый электрод 8 - каретка 9 - стальной трос 10 зубчатый сектор 11 зубчатая пластина. Они работают периодически с продолжительностью цикла от 6 до 8 ч. Технологический процесс электроплавки оксида никеля состоит из ряда операций 1 шихтовки оксида никеля

с восстановителем 2 загрузки шихты и ее расплавления 3 доводки металла 4 выпуска и грануляции никеля. Во время приготовления шихты оксид никеля смешивают в заданной пропорции с твердым восстановителем, чаще всего нефтяным коксом, содержащим 0,2 0,5 S. При расплавлении шихты происходит восстановление оксида никеля до металла и одновременно его науглероживание за счет растворения углерода и образующегося карбида

Ni3C. При содержании 2,2 С температура плавления металла снижается до 1315 С. Это сокращает время расплавления шихты и снижает расход электроэнергии. В конце плавки избыток углерода удаляют путем доводки металла забрасыванием в печь оксида никеля. При этом происходит взаимодействие карбида никеля с NiO по реакции Ni3C 2NiO 5Ni CO2. При доводке с целью предотвращения вторичного окисления никеля кислородом

печной атмосферы в печи наводят известковый шлак. Этот шлак позволяет также очистить металл от серы за счет взаимодействия по реакции Ni3S2 2СаО 2С 3Ni 2CaS 2CO. Образующийся сульфид кальция не растворяется в никеле и переходит в шлак. После снятия шлака металл разливают, наклоняя печь в сторону разливочного желоба. Готовый металл льют в грануляционные бассейны с проточной холодной водой, на дне которых установлена

дырчатая металлическая корзина. Полученные гранулы никеля извлекают из бассейна, сушат, упаковывают в фанерные бочки и отправляют потребителю. Огневой никель до ГОСТ 849- 70 должен содержать суммарно никеля и кобальта не менее 98,6 Н-3 и кобальта не более 0,7 . Рассмотренная технологическая схема хорошо освоена на практике. Это, пожалуй, ее единственное достоинство. Главные ее недостатки заключаются в сложности многостадийности

технологии, высоком расходе дорогостоящего и дефицитного кокса, низком извлечении никеля и особенно кобальта и, наконец, к полной потере всего железа руды. 3.3Производство ферроникеля. Устранение большинства недостатков традиционной технологии переработки окисленных никелевых руд достигается при их переработке на ферроникель - сплав железа с никелем, в который переходит и кобальт. Этот способ в последние годы получает все большее распространение и относится к

восстановительным процессам. При плавке на ферроникель достигается значительное упрощение технологической схемы переработки окисленных никелевых руд, существенное повышение извлечения никеля и кобальта, улучшение использования вещественного состава руды, а также экономия топлива. Плавку на ферроникель в основном ведут в руднотермических печах. Главные преимущества электроплавки - возможность использования руд с тугоплавкой, магнезиально-силикатной

пустой породой, получение достаточно высокого извлечения металлов, небольшой расход низкосортного восстановителя и высокая комплексность использования сырья. Ферроникель можно применять непосредственно в черной металлургии при получении легированных сталей или перерабатывать на марочные сорта никеля и кобальта. Переработка окисленных никелевых руд на ферроникель электротермическим способом в промышленном масштабе осуществлена на Побужском никелевом заводе Украина , в

Новой Каледонии, США, Японии и Бразилии. Технологическая схема получения ферроникеля включает агломерацию или сушку с прокаливанием руды с целью частичного восстановления оксидов железа и никеля до металла в трубчатых вращающихся печах, плавку огарка, нагретого до 700 900 С, на ферроникель в руднотермических печах с восстановителем, рафинирование и обогащение первичного ферроникеля в конвертере с получением товарного продукта.

При электроплавке оксиды никеля восстанавливаются углеродом по реакции NiO С Ni CO. Одновременно с никелем восстанавливаются кобальт, железо, хром и кремний. В результате плавки получают ферроникель, загрязненный в основном кремнием, серой и углеродом. Товарный ферроникель с содержанием 19 25 Ni и 1 1,2 Со разливают в слитки массой по 45 50кг. Извлечение никеля и кобальта при рафинировании составляет 95 96

. Одним из возможных способов извлечения никеля и кобальта из такого ферроникеля является его переработка в качестве холодных присадок при конвертировании штейнов на файнштейн. Файнштейн и кобальтсодержащие конвертерные шлаки перерабатывают по описанной ранее технологии. 4. Получение никеля из сульфидных медно-никелевых руд Плавка на штейн. Исходным сырьем при плавке на штейн при переработке сульфидного медно-никелевого сырья

могут служить богатые руды, никелевые или медноникелевые концентраты см. табл. 1 . Плавку такого сырья можно вести в шахтных печах по методу полупиритной плавки, в отражательных или электрических печах и практически любым автогенным процессом. Шахтная плавка сохранилась до настоящего времени только на заводе Конистон Канада . Отражательную плавку для переработки никелевых концентратов с содержанием 5 8

Ni, 1 2 Си и 5 10 MgO используют на канадском заводе Коппер-Клифф . Перед плавкой концентраты обжигают в печах КС. Плавку ведут на штейны, содержащие 16 Ni Си. Основным способом плавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на отечественных предприятиях является плавка в руднотермических печах. Плавку в электрических печах применяют также на двух заводах в

Канаде. На Норильском ГМК в промышленном масштабе была освоена плавка никелевых концентратов во взвешенном состоянии на подогретом, обогащенном кислородом дутье. Плавка в электрических печах требует тщательной подготовки шихты, заключающейся в первую очередь в ее усреднении и сушке. Плавка влажной шихты в электропечах недопустима, так как при контакте влаги с расплавленными сульфидами происходит разложение воды со взрывом.

Технология подготовки шихты к электроплавке определяется видом исходного сырья. Сульфидные медно-никелевые руды с содержанием 1,5 Ni обычно плавят без обогащения. Их подготовка к плавке сводится к дроблению, сушке и шихтовке. Флотационные концентраты перед электроплавкой укрупняют методами агломерирующего обжига или окатывания с последующим окислительным обжигом. Предварительную сушку рудных материалов проводят перед плавкой

руды или для подсушки концентратов в трубчатых сушильных печах перед окатыванием. Агломерирующий обжиг как метод окускования мелкой шихты применяют на Норильском ГМК. Шихта для агломерации состоит из концентратов, оборотного агломерата и каменноугольной мелочи. Цель агломерации - окускование шихты за счет ее спекания и удаление части серы. Для окислительного обжига со спеканием применяют ленточные агломерационные машины с площадью всасывания 50

и 75 м2. Основными элементарными стадиями агломерирующего обжига являются сушка шихты термическое разложение высших сульфидов пирротина, халькопирита и пентландита окисление части сульфидов железа расплавление легкоплавких компонентов шихты за счет теплоты от окисления сульфидов и углеродистых материалов спекание шихты при охлаждении расплавленной фазой. Агломерат является хорошо термически подготовленным для электроплавки материалом. Более прогрессивный способ укрупнения медно-никелевых концентратов - их окатывание в гранулы

диаметром 8 15 мм на чашевых грануляторах с последующим термическим упрочнением на ленточной конвейерной машине. Перед окатыванием концентрат подсушивают и в случае необходимости шихтуют с оборотными и другими материалами. Сырые окатыши имеют недостаточную механическую прочность и легко разрушаются при транспортировке и перегрузках. Термическую обработку окатышей для их упрочнения проводят на ленточных конвейерных машинах, отличающихся от обычных агломерационных машин только системой газового тракта.

Рабочая площадь используемых машин равна 18,21 и 72 м2. Термическая обработка включает три последовательные стадии сушку, окислительный обжиг и охлаждение гранул, для чего по длине ленты конвейерной машины создаются три соответствующие зоны. Максимальные температуры 1050 С достигаются в зоне окислительного обжига. Работа конвейерных машин организована с рециркуляцией части газов рис.

9 , что повышает степень использования теплоты отходящих газов. При таком методе подготовки шихты степень десульфуризации можно регулировать в пределах от 30 до 50 55 путем изменения температуры в зоне обжига и скорости движения ленты. Для электроплавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов используют руднотермические печи. По химизму электроплавка сульфидного сырья является почти полным аналогом отражательной плавки.

Однако механизм плавления шихты этих двух видов плавки различен. Рис.9. Схема рециркуляции газов при термической обработке окатышей на ленточной конвейерной машине 1 - оборотные газы 2 - загрузка сырых окатышей 3 5 зоны сушки, обжига и охлаждения соответственно 6- готовые окатыши 7 вентиляторы. Ванна расплавов руднотермической печи состоит из двух слоев. Высота верхнего шлакового слоя составляет 1700 1900 мм, а нижнего штейнового 600 800 мм.

Исходная твердая шихта погружена в шлаковый слой ванны в виде конических куч - откосов часть шихты растекается по поверхности шлака. Плавление шихты осуществляется за счет теплоты, выделяемой непосредственно в шлаковом расплаве при пропускании через него электрического тока. Ток в рабочее пространство печи подводится с помощью трех или шести угольных электродов, концы которых погружены на 300 500 мм в слой шлакового расплава.

В шлаковой ванне электрическая энергия преобразуется в тепловую двумя путями. Значительная часть теплоты 40 80 выделяется в переходном контакте электрод - шлак, где вследствие образования тонкого газового слоя возникают мелкие точечные микродуги, а остальная часть - в шлаковом расплаве, являющемся проводником тока с высоким электрическим сопротивлением. В результате тепловыделений шлаковый расплав разогревается.

Максимальный перегрев шлака происходит вблизи электродов. Здесь же шлак наиболее насыщен газовыми пузырьками. В результате этого возникает разность в плотностях слоев шлака, прилегающих к электродам и отдаленных от них. Более легкие массы перегретого шлака непрерывно поднимаются вверх и растекаются по зеркалу ванны во все стороны от электродов рис. 10, а . Встречая на своем пути плавающую шихту, потоки шлака отдают

ей избыток своей теплоты и подплавляют шихтовую кучу с поверхности, погруженной в шлак. Массы частично охлажденного шлака основной ванны и образовавшегося при плавлении шихты расплава опускаются вниз и замыкают циркуляцию шлакового расплава рис. 10, б . В подэлектродном слое шлака, где конвекция почти отсутствует, завершается разделение штейна и шлака. Рис.10.Схема циркуляции шлака в рудотермической печи в отсутствие шихты.

Таким образом, циркуляционное движение шлака - важнейший рабочий процесс в руднотермических печах - обеспечивает достаточно хороший массо- и теплообмен в ванне. Это позволяет разогревать шлак до температуры 1450 С и более, что дает возможность перерабатывать в электропечах тугоплавкие шихты, а плавку вести на шлаки с повышенным содержанием оксида магния до 24 . Жидкими продуктами электроплавки являются медноникелевый

штейн и шлак. Штейны плавки сульфидных руд и концентратов обычно содержат, Ni 7 16 Си 7 12 Со 0,3 0,5 Fe 47 55 S 23 27. Штейны из печи выпускают при 1100 1150 С. Шлаки руднотермических печей в основном представляют собой сплавы оксидов кремния SiO2 , железа FeO , магния MgO и алюминия А1203 . Высокие температуры процесса электроплавки, циркуляция шлакового расплава и присутствие в печах восстановителя обеспечивают получение шлаков, которые по содержанию

извлекаемых металлов значительно беднее шлаков других традиционных методов плавки на штейн. Шлаки руднотермических печей содержат, Ni 0,07 0,11 Си 0,06 0,10 Со 0,03 0,04 SiO2 41 45 FeO 24 30 MgO 10 22 А1203 5 12 CaO 3 5. Кроме штейна и шлака, при плавке образуются газы. Они состоят из азота, кислорода, диоксидов серы и углерода

S02 и С02 и паров воды. Объем отходящих газов электроплавки по сравнению с отражательной плавкой, где их основу составляют топочные газы, во много раз меньше. Они образуются в основном в результате термической диссоциации высших сульфидов и карбонатов и горения углеродистых материалов шихты и электродов. Взаимодействие между высшими оксидами железа и сульфидами при электроплавке носит подчиненный характер, так как

Fe304 быстро восстанавливается добавляемым в шихту углеродистым восстановителем - коксовой или угольной мелочью. По этой причине десульфуризация при электроплавке руд и окатышей составляет всего 15 20 , а агломерата 2 5 и газы бедны по содержанию S02. Теоретическое количество технологических газов электроплавки составляет до 120 м3 на 1т рудной шихты. На практике за счет подсосов воздуха через неплотности в своде печи объем газов увеличивается до 1100 1200 м3 т шихты.

Однако объем их и в этом случае в 10 раз меньше, чем при плавке в отражательных печах. Технологические газы, образующиеся преимущественно в шлаковом расплаве, выделяясь из него, отдают часть своей теплоты плавающей на поверхности шихте и разбавляются подсасываемым холодным воздухом. В результате этого температура отходящих газов не превышает 600 0С. Относительно небольшой объем отходящих газов, низкая их температура и более рациональный метод нагрева

шихты и расплавов обусловливают высокий коэффициент использования теплоты в руднотермических печах до 85 . Малый объем отходящих газов и небольшое количество мелочи в шихте определяют сравнительно небольшой пылевынос при электроплавке - всего 0,4 0,5 от массы твердой шихты. Для плавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов применяют прямоугольные руднотермические печи с тремя или преимущественно шестью электродами. Трехэлектродные печи работают только на комбинате

Североникель . Они имеют площадь пода 58 м2 11,2 х 5,2 м , удельную мощность- 520кВ-А м2. Площадь пода шестиэлектродных печей при длине 20,5 27,5 м и ширине 5,5 6,7 м составляет 113 184 м2. Удельная мощность таких печей колеблется от 98 до 324 кВ А м2. Современные мощные печи оборудованы самообжигающимися электродами, представляющими собой железный кожух диаметром 1200 мм, заполненный электродной углеродистой брикетированной массой.

По мере сгорания и опускания электрода кожух наращивают, а электродная масса, нагреваясь, спекается и превращается в достаточно плотный монолит. Шихту в печь загружают через боковые и центральные загрузочные отверстия в своде, чаще всего на электроды , где температура выше, а циркуляция шлака наиболее интенсивна. Штейн выпускают через шпуровые отверстия, расположенные на одной из торцовых стен печи. В связи с отсутствием в рудно-термических печах отстойной зоны и наличием на поверхности шлаковой ванны

слоя плавающей шихты выпуск шлака также осуществляют через шпуры, расположенные на противоположной стороне печи на расстоянии 1350 1750 мм от подины 550 900 мм от зеркала расплавленной ванны . Работа руднотермических печей при плавке медноникелевого сырья характеризуется следующими технико-экономическими показателями Производительность по шихте, т сут 600 900 Удельный проплав, т м2 сут 8 10 Извлечение в штейн, никеля 94 97 меди 94 96 кобальта 75 80

Расход электроэнергии на 1 т шихты, кВт ч 570 820 4.1Конвертирование медно-никелевых штейнов. Для конвертирования медно-никелевых штейнов используют горизонтальные конвертеры вместимостью 75 100 т. В связи с тем что никель, получаемый из сульфидных руд, обязательно подвергается электролитическому рафинированию, при котором можно наиболее рационально извлечь кобальт, при конвертировании медно-никелевых штейнов стремятся кобальт полнее оставить в файнштейне.

Присутствующие в медно-никелевых штейнах основные металлы по убыли сродства к кислороду располагаются в ряд Fe Со ? Ni ? Си. Следовательно, для того чтобы кобальт сохранить в файнштейне, процесс конвертирования нужно вести с неполным окислением железа. В противном случае кобальт преимущественно будет переходить в конвертерный шлак. Продувку медно-никелевых штейнов в конвертерах обычно заканчивают получением файнштейна, содержащего, Ni 35 42 Си 25 30 Со 0,7 1,3 Fe 3 4 S 23 24.

При этом получают конвертерные шлаки с суммарным содержанием никеля, меди и кобальта 2 2,5 . С целью обеднения конвертерные шлаки подвергают дополнительной переработке в электрических печах в присутствии восстановителя и бедной извлекающей фазы рудного штейна . Продуктами обеднительной плавки являются штейн, направляемый на конвертирование, и отвальный шлак. 4.2Разделение меди и никеля. Медно-никелевый файнштейн представляет собой в основном сплав сульфидов

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

Разделение меди и никеля можно осуществить несколькими методами. Наибольшее распространение получил флотационный метод, при котором никель концентрируют в богатом никелевом концентрате, а медь - в медном. Перед флотационным разделением файнштейн необходимо медленно охладить в течение 40 80 ч с тем, чтобы обеспечить получение достаточно крупных кристаллов и хорошее механическое вскрытие кристаллических фаз при последующем его дроблении и измельчении.

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

никелевый концентрат. Флотацию ведут в сильнощелочной среде. Пенный продукт - богатый медный концентрат - после перечисток направляют в медное производство, где его расплавляют в отражательных или электрических печах, а расплав конвертируют до получения черновой меди. В медном концентрате содержится 68 73 Си и до 5 Ni. Вторым продуктом флотационного разделения является богатый никелевый концентрат хвосты флотации

, который содержит, Ni 68 72 Си 3 4 Со до 1 Fe2 3 S 22 23,5, а также большую часть платиновых металлов. Другим применяемым в современной практике способом разделения меди и никеля является карбонильный процесс. Его используют для переработки медно-никелевых файнштейнов, восстановленного оксида никеля и рафинирования чернового никеля. Карбонильное разделение меди и никеля основано на способности никеля образовывать при взаимодействии с СО карбонил - соединение металла с

СО. Вместе с никелем образуют кар-бонилы железо и кобальт медь карбонилов не образует.Карбонил никеля Ni C0 4 плавится при температуре - 25 С и кипит при 43 С. Температура кипения карбонила железа 105 С. Карбонил кобальта плавится при 51 0С с разложением. При нагревании до температуры 180 С пары карбонила никеля разлагаются.

Тогда сущность карбонильного процесса можно описать уравнением При атмосферном давлении образование карбонилов идет очень медленно. Равновесие этой реакции можно сдвинуть вправо, т.е. ускорить процесс, проводя его под давлением 17 23 МПа и при температуре 190 220 С. По этому способу в стальной реактор бомбу загружают перерабатываемый материал, включая дробленый передутый ме-таллизованный файнштейн с пониженным содержанием серы.

Карбонил никеля, загрязненный карбонилом железа, возгоняется, а вся медь, платиноиды и кобальт остаются в остатке. Технический карбонил никеля для очистки от железа подвергают фракционной перегонке ректификации . Очищенный карбонил направляют в башню разложения, обогреваемую до 200 220 С. Продуктом разложения могут быть карбонильный порошок или дробь диаметром до 10 15 мм. Карбонильный никель содержит менее 0,001 Си, 0,005

Fe, 0,002 S и до 0,03 С. 4.3Получение чернового никеля из богатых никелевых концентратов. Флотационные никелевые концентраты процесса разделения меди и никеля вначале подвергают одностадийному окислительному обжигу в печах КС при 1100 1200 С. Полученный при обжиге оксид никеля содержит до 0,5 S. Глубокой десульфуризации оксида никеля в данном случае проводить нет необходимости, так как черновой никель обязательно подвергают электролитическому рафинированию, при котором сера, практически полностью

связанная с медью Cu2S , перейдет в шлам. После выпуска огарка из печи КС ее предварительно восстанавливают в трубчатом отапливаемом реакторе, что существенно экономит электроэнергию при последующей плавке на черновой никель. Восстановительную плавку оксида никеля проводят в дуговых электрических печах по технологии, близкой к переработке никелевого файнштейна на огневой никель. Различие заключается лишь в том, что плавку ведут без наведения шлака, а готовый никель разливают на

карусельной разливочной машине в аноды с заливкой в них ушков из никеля. Полученный из сульфидных руд черновой никель перед его карбонильным рафинированием гранулируют. 5. Электролитическое рафинирование никеля. Анодный никель - сложный по составу сплав, содержащий по крайней мере двенадцать металлических элементов, включая железо, и химические соединения металлов с селеном, теллуром, кислородом и серой. Цель рафинирования чернового никеля сводится к получению чистого

катодного никеля не ниже марок Н-0 и Н-1 и попутному извлечению присутствующих в анодном металле ценных спутников - кобальта, платиноидов, золота, серебра, меди, селена и теллура. Марки электролитного никеля Н-0 и Н-1, согласно ГОСТ 849-70, должны содержать суммарно никеля и кобальта соответственно не менее 99,99 и 99,93 . В составе марки Н-0 регламентируется содержание 17 примесных элементов, включая кобальт.

Рафинирование никеля почти повсеместно проводят методом электролиза. Кроме электролитического, возможно карбонильное рафинирование, описанное ранее. Электролизу обычно подвергают аноды следующего состава, Ni 89 92 Си 4 5 Fe 1,5 3,5 Со2 2,5 дo 2S. Электролитическое рафинирование никеля - сложный электрохимический процесс. Никель является электроотрицательным металлом, и поэтому такие примеси, как кобальт, железо,

цинк, медь, а также катионы водорода могут совместно с ним или раньше разряжаться на катоде. Для предотвращения возможного загрязнения катодного никеля примесями и снижения выхода по току из-за разряда ионов водорода необходимо выполнение следующих условий 1 тщательная очистка электролита от примесей 2 применение оптимальных состава электролита и электрического режима электролиза 3 разделение анодного и катодного пространств слабо фильтрующей, химически и механически стойкой диафрагмой 4 обеспечение

оптимальной циркуляции электролита. Для электролиза никелевых анодов применяют сульфатхлоридные электролиты, содержащие небольшое количество свободных катионов водорода. Основными компонентами электролита являются сульфаты никеля и натрия и хлорид никеля. Для автоматического регулирования рН электролита в пределах 2,5 5 вводят борную кислоту, которая, в зависимости от изменений кислотности электролита и выполняя роль буферной добавки, будет диссоциировать

по-разному Применяемые в настоящее время никелевые электролиты содержат, г л Ni2 70 ПО Na 20 25 СГ 40 80 SO2, ПО 160 Н3В03 4 6. Электролиз никелевых анодов ведут в электролизных ваннах ящичного типа. Аноды и катодные основы, полученные электролитическим наращиванием никеля на титановых матрицах, завешивают в ванны поочередно. Анодный процесс сводится к электрохимическому растворению никеля, кобальта, железа

и меди благородные металлы и нерастворимые в электролите химические соединения осыпаются в шлам. Единственно допустимым процессом на катодах в условиях электролитического рафинирования никеля является разряд восстановление катионов никеля по реакции Ni2 2е ? Ni. Все остальные катодные реакции либо ведут к загрязнению катодного никеля, либо снижают выход по току. Получение чистых катодных осадков на практике достигается отделением катодного пространства от

общего объема загрязненного электролита с помощью катодных диафрагм и особой системой циркуляции электролита. Загрязненный электролит анолит -непрерывно выводят из ванн на обязательную очистку от железа, кобальта и меди и периодическую очистку от ряда других примесей. После очистки чистый электролит с помощью распределительной гребенки с ниппелями, размещенной вдоль одного из бортов ванн, подается в каждую катодную диафрагму.

Подачу католита регулируют таким образом, чтобы его уровень в катодной диафрагме превышал уровень электролита в ванне на 30 40 мм. В результате этого обогащенный никелем католит под действием гидростатического давления проходит через поры диафрагмы и, как бы отталкивая анолит от диафрагмы, не дает примесям проникать в катодную ячейку На аноде электрический ток расходуется на растворение не только никеля, но и других металлов. Такое же количество электричества электронов должно быть израсходовано . и на катоде, но только

на один процесс - разряд катионов никеля. В итоге получается, что количество осажденного на катоде никеля всегда превышает его поступление с анода. Возникает дефицит никеля в катодном пространстве, который усиливается его потерями во время очистки анолита. Для устранения возникшего дефицита выводимый на очистку анолит обогащают никелем за счет растворения в нем никельсодержащих материалов. Электролитическое рафинирование никеля проводят в ваннах, объединенных

по две в блоки и разделенных продольной стенкой рис. 12 . В ваннах устанавливают от 32 до 44 диафрагм, в которые помещают столько же катодных основ. Анодов в ваннах никелевого электролиза на один больше, чем катодов. Катодная диафрагма представляет собой раму из армированного титановыми скобами профилированного полипропилена. Рама обтянута плотной тканью. Для диафрагм используют специальные сорта брезента, хлориновую ткань

и другие синтетические материалы, обладающие низкими фильтруемостью и электрическим сопротивлением. Для подачи католита в ванны служат гребенки из фаолита или винипласта с калиброванными ниппелями, снабженными резиновыми трубочками. По этим трубочкам в каждую диафрагму подают католит. Скорость подачи католита регулируют по его уровню в диафрагменной ячейке. Процесс электролитического рафинирования никеля характеризуется следующими режимными параметрами и

технологическими показателями Плотность тока катодная , А м2 180 350 Выход по току катодный , 94 97 Напряжение на ванне, В 2,6 3,0 Температура католита, С 55 75 рН католита 2,1 4,8 Скорость циркуляции католита на ячейку, л ч 20 30 Расход электроэнергии на 1 т никеля, кВт ч 2400 3300 Выход анодного скрала, 16 18 Очистка анолита включает три основные операции - очистку от железа, меди

и кобальта. При очистке никелевых растворов стремятся не загрязнять их посторонними реагентами. По этой причине в качестве реагентов обычно используют никельсодер-жащие материалы. Это позволяет одновременно частично обогатить католит никелем. Железо в анолите содержится в основном в форме FeS04. Для очистки его необходимо перевести в трехвалентное состояние с последующим гидролитическим осаждением

Fe2O3 Н20 . Окислителем служит кислород воздуха. Очистку от железа проводят в чанах с воздушным перемешиванием пачуках . Для нейтрализации образующейся при гидролизе серной кислоты в электролит вводят карбонат никеля. Химизм очистки от железа описывается следующими реакциями 2FeSO4 1 2О2 5Н2О 2Fe ОН 3 2H2SO4 17 2H2SO4 2NiCO3 2NiSO4 2H2O 2CO2. 18 Первичные железистые кеки содержат 8 12 Ni. После отделения кеков от раствора на свечевых или дисковых фильтрах их дважды подвергают кислотной

репульпации с целью извлечения части никеля и далее плавят вместе с рудным сырьем в руднотермических печах. Рис.12. Ванна для электролитического рафинирования никеля 1 распределительная гребенка подачи электролита 2,3 промежуточная и бортовая шины соответственно 4 катод 5 катодные диафрагмы 6 анод Первичные железистые кеки содержат 8 12 Ni. После отделения кеков от раствора на свечевых или дисковых фильтрах их дважды подвергают кислотной репульпации с целью извлечения части никеля и далее плавят вместе

с рудным сырьем в руднотермических печах. После очистки от железа раствор обезмеживают цементацией меди никелевым порошком. Никелевый порошок должен обладать высокой активностью не менее 50 и развитой поверхностью. Это достигается путем восстановления оксида никеля водородом или водяным газом при 500 550 С в муфельных печах. Привоздействии металлического никеля на раствор медь выпадает в осадок по реакции CuS04 Ni Си NiS04. 19 Очистку от меди необходимо проводить в отсутствие кислорода в противном случае

возможно ее обратное окисление и растворение. На практике обезмеживание ведут в механических мешалках или в специальных аппаратах - цементаторах. Цементатор рис. 13 - аппарат с вертикальным рабочим пространством и переменным поперечным сечением. Раствор, предназначенный для очистки, подается в нижнюю часть цементатора, а сливается вверху. Никелевый порошок подается либо на поверхность раствора, либо на вход нагнетательных насосов его подачи

в цементатор. В верхней части аппарата скорость вертикального потока снижается из-за резкого расширения корпуса, в результате чего частицы твердых материалов образуют четко выраженный кипящий слой, который удерживается на глубине 2 м от сливного порога. Выделившуюся из раствора цементную медь периодически выпускают из цементатора и направляют в медное производство. Очистку от кобальта проводят способом, аналогичным очистке от железа, но используют в качестве окислителя

газообразный хлор. Суммарный итог очистки электролита от кобальта можно выразить следующей реакцией 2CoSO4 Cl2 3H2O 3NiCO3 2Co OH 3 2NiSO4 NiCl2 3CO2. 20 Для проведения процесса используют герметизированные барботеры-пачуки. Первичные кобальтовые кеки содержат 10 Со и примерно столько же никеля. После двукратной репульпации кека никель переводят в основном в раствор и получают кобальтовый концентрат, содержащий кобальт и никель в соотношении не ниже 15 10 1.

Этот продукт является сырьем для производства кобальта. Очищенный от примесей электролит католит содержит, Fe до 0,0003 Си до 0,008 Со 0,008 0,012. В случае необходимости католит дополнительно очищают от свинца, цинка, органических и некоторых других примесей. 6. Гидрометаллургия никеля. Гидрометаллургические методы при получении никеля значительно больше распространены,

чем при получении меди. В настоящее время их применяют для переработки окисленных никелевых руд, никелевых сульфидных концентратов, пирротиновых концентратов, сульфидных полупродуктов штейнов, файнштейнов и др. с использованием сернокислых, аммиачных и солянокислых растворов. Выщелачивание проводят как при атмосферном, так и повышенном давлении. Высокое давление в свою очередь позволяет вести процесс и при повышенных температурах.

Использование высоких температур и давлений значительно ускоряет химические реакции и повышает полноту их протекания. Такие процессы получили название автоклавных процессов. Их проводят в специальных герметичных аппаратах - автоклавах. Устройство горизонтальных автоклавов, чаще всего применяемых в металлургии никеля, показано на рис. 14. При гидрометаллургической переработке окисленных никелевых руд, содержащих около 1,3

Ni и 0,8 Со, по аммиачной схеме завод Никаро , Куба руду вначале подвергают селективному восстановительному обжигу, при котором никель и кобальт восстанавливаются до металлов, а железо - преимущественно до Fe3O4. Охлажденный огарок выщелачивают в турбоаэраторах - герметичных пневмомеханических мешалках - раствором, содержащим 5 7 аммиака и 4 6 оксида углерода С02 . При этом протекают процессы, описываемые в общем виде уравнением

Me 6NH3 С02 1 20, Me NH3 6C03. 21 Железо в виде гидроксида и большая часть кобальта до 80 90 остаются в хвостах выщелачивания. Полученные растворы в дальнейшем подвергают термическому разложению острым паром с образованием нерастворимых карбонатов никеля и кобальта. Осадок карбонатов после отделения от растворов сушат и прокаливают в трубчатых печах, что приводит к образованию оксида никеля. Оксид никеля спекают на агломерацион ных машинах.

Товарным продуктом этой технологии является спек синтер , содержащий 88 Ni и 0,7 Со. Извлечение никеля из руды составляет 75 , кобальта 20 . Рис.14. Горизонтальный четырехкамеркый автоклав 1 - перемешивающее устройство 2 - перегородка 3 - регулирующий затвор 4 - змеевик для охлаждения раствора 5 - патрубок для выпуска пульпы На заводе Моа Куба окисленные никелевые руды подвергают сернокислотному выщелачиванию под давлением 0,4 0,5

МПа в вертикальных автоклавах, что позволяет проводить процесс при температурах до 240 250 С. В раствор при выщелачивании в автоклавах переходит по 95 никеля и кобальта в виде сульфатов NiS04 и CoSO4. После очистки от железа раствор нейтрализуют и обрабатывают сероводородом в специальных автоклавах, в результате чего получают сульфидный концентрат, содержащий 55 60 Ni и 5 6 Со. Этот концентрат является товарной продукцией завода.

Конечное извлечение металлов из руды 90 . Аммиачное выщелачивание в автоклавах для переработки сульфидных никелевых концентратов 14 Ni 3 Си 0,2 0,4 Со 35 Fe 28 S использует компания Шеррит-Гордон Канада . Процесс выщелачивания ведут в четырехкамерных автоклавах объемом 120 м3. Технологическая схема процесса состоит из следующих основных операций 1 аммиачное выщелачивание концентрата при температуре 77 82 С и давлении около 700 кПа, при этом в раствор в фор ме аммиакатов

переходят никель, медь и кобальт, а железо, окисляясь, выпадает в осадок в виде гидроксида 2 кристаллизация сульфида меди при нагреве раствора до 110 С 3 последовательное автоклавное восстановление водородом никеля и осаждение кобальта сероводородом 4 кристаллизация сульфата аммония из отработанного раствора. В целом по такой технологии извлекают, Ni 90 Со 45 Си 89 S 75. В результате автоклавной переработки сульфидных никелевых концентратов по аммиачной схеме

получают сульфид меди 70 Си , никелевый порошок 99,8 99,9 Ni , кобальтовый порошок и сульфат аммония. На отечественных заводах автоклавное выщелачивание используют для переработки пирротиновых концентратов НГМК , кобальтового штейна автоклавной массы , получаемого при обеднении конвертерных шлаков на комбинате Южуралникель , растворения богатых никелевых концентратов с целью обогащения никелевого электролита на комбинате

Североникель . Переработка пирротиновых концентратов, содержащих, Ni 3,5 3,9 Си 3,2 3,6 Со 0,13 Fe 47 54 и S 28 32, осуществляется по технологии автоклавного окислительного выщелачивания рис. 15 . Окислительное выщелачивание проводят в горизонтальных автоклавах с рабочей емкостью 100 м3 при 108 С и давлении 1,5 МПа. Цель процесса - разложение пирротина с образованием гидроксида железа Fe203 Н20 и элементарной серы при этом в раствор частично переходят цветные металлы в форме сульфатов.

Химизм основного процесса сложен и недостаточно изучен. Продуктом процесса является окисленная пульпа, в твердой фазе которой содержатся неокислившиеся сульфиды, гидроксид железа, элементарная сера и пустая порода, а в водной - растворенные цветные металлы. Для осаждения растворенных металлов пульпу в реакторах с механическим перемешиванием обрабатывают железорудными металлизованными окатышами. В результате протекания суммарной реакции, описываемой в общем виде реакций

MeS04 Fe S ? MeS FeS04, никель, медь и кобальт выпадают в осадок в виде сульфидов. Серосульфидная флотация имеет своей целью флотационное отделение сульфидов и элементарной серы от оксидов Fe203 Н20 и пустой породы, которые направляются в отвал. Флотационный серосульфидный концентрат направляют на разделение серы и сульфидов также методом флотации с получением сульфидного и серного концентратов. Автоклавный сульфидный концентрат в 3 4 раза больше

обогащен цветными металлами по сравнению с исходным пирротиновым концентратом. Его плавят в составе шихты плавки на медно-никелевый штейн. Такой процесс в промышленном масштабе внедрен на Надеждинском никелевом заводе НГМК . Примером солянокислого выщелачивания с использованием экстракции может служить переработка медно-никелевого файн-штейна на промышленной установке в

Норвегии. При выщелачивании соляной кислотой при 70 С сульфиды никеля, кобальта и железа растворяются, a Cu2S и платиноиды остаются в остатке. Железо в виде HFeCl4 извлекают экстракцией раствором трибутилфосфата в керосине кобальт экстрагируют раствором триизооктиламина в толуоле. Из очищенного раствора кристаллизуют NiCl2 6Н20.

Эту соль затем прокаливают, улавливая пары соляной кислоты, а полученный оксид никеля восстанавливают водородом. Металл плавят и гранулируют чистота его составляет 99,7 . Используемая литература 1.