Iii экологические проблемы основных производств



бет6/7
Дата13.06.2016
өлшемі7.72 Mb.
#132704
1   2   3   4   5   6   7

Пиритный концентрат


(используют для получения H2SO4)

FeS содержит, % от исходного в руде:

75-80 серы

10-20 меди

15-20 цинка

до 70 золота

до 60 серебра

60-80 редкоземельных элементов


Основная медно-цинковая флотация



Медно-цинковый концентрат





Cu (медный концентрат)



Zn (цинковый концентрат)

Рис. 14.2. Схема коллективно-селективной флотации

медно-цинковых руд




Медный концентрат направляют на пирометаллургическую переработку, первой стадией которой является обжиг для окисления части сульфидов железа (рис. 14.3).

Вследствие этого при последующей плавке большое количество железа переходит в шлак и содержание меди в штейне повышается. Ранее обжиг производили в механических многоподовых печах, в настоящее время – в кипящем слое. Газы обжига содержат 5-7% SO2 и используются в производстве серной кислоты. Горячий огарок из печи непосредственно направляется на плавку шихты для разделения штейна и шлака по плотностям.


Медный концентрат



SO2 (5-7%)

(на получение H2SO4),

пыль, возгоны

Обжиг




Огарок


Флюс (кварц)





Разбавленные газы SO2

(на газоочистку)

шлак (на переработку)

Плавка




Штейн (CuS FeS)


Кварц


Воздух

Конвертирование



Шлак

Разбавленные газы SO2

(на газоочистку)



Черновая медь


Воздух



Разбавленные газы SO2

(на газоочистку)

шлак (на переработку)

Рафинирование (огневое)



Восстановитель


Медь



Электролиз



Шлам (на переработку)




Катодная медь



Переплавка








Рис. 14.3. Принципиальная технологическая схема получения меди
Плавку (огарка) концентратов на большинстве заводов проводят в отражательных (рис. 14.4) или электрических печах (рис. 14.5). И хотя в отражательных печах выплавляется 80% черновой меди, им присущи существенные недостатки: невозможность использования тепла экзотермических реакций, происходящих при окислении сульфидов, большой объем отходящих газов с низким содержанием сернистого ангидрида (0,5-1%).

Рис. 14.4. Плавка в отражательной печи:


1 – загрузка шихты, 2 – факел горящего топлива, 3 – шихтовый откос, 4 – направление потоков теплоизлучения от факела, 5 – стекающий поверхностный слой расплавленной шихты, 6 – легкая фракция расплава, обогащенная кварцем, 7 – тяжелая фракция расплава, обогащенная оксидами железа и сульфидами,

8 – штейн.


Получающийся при плавке жидкий штейн (в основном Cu2S и FeS) направляют в конверторную печь и через расплав продувают сжатый воздух. Конвертирование штейна протекает в две стадии. Сначала окисляется сульфид железа; для связывания оксидов железа в конвертер добавляют кварц. Образующийся конвертерный шлак вследствие повышенного содержания в нём меди (1,5-3%) возвращается в отражательные печи. Затем окисляется сульфид меди и образуется SO2. Получающаяся при конвертировании черновая медь с целью извлечения сопутствующих металлов (Au, Ag, Se, Te, Bi и другие) и удаления вредных примесей направляется на рафинирование, сначала на огневое, а затем – электролитическое. Огневое рафинирование основано на большем чем у меди, сродстве металлов-примесей к кислороду; жидкая медь насыщается кислородом, при этом железо, цинк, кобальт и частично никель и другие примеси переходят в шлак, а сера удаляется с газами. После удаления шлака окисленную часть меди восстанавливают древесинными опилками, пылевидным углём, мазутом или обычным и конвертированным природным газом. Полученные отливки являются анодами. Электролитическое рафинирование меди проводят в сернокислых растворах. В общем виде процесс электролиза описывается следующей электрохимической схемой:

катодная основа (-) – электролит ( CuSO4, H2SO4, Н2О, примеси, добавки) – анодная медь (+).

Катоды наращивают на тонких медных листах, также получаемых электролизом в специальных матричных ваннах. Для получения плотных осадков в электролит вводят поверхностно-активные добавки (столярный клей, тиомочевину и др.). Получающаяся катодная медь после промывки направляется на переплавку.

Благородные металлы, селен, теллур и другие ценные спутники меди концентрируются в анодном шламе и направляются на специальную переработку. Никель накапливается в электролите и может быть получен в виде никелевого купороса (NiSO4) путём выведения части электролита на упаривание и кристаллизацию.

Рис. 14.5. Электроплавильная печь


Наряду с описанными пирометаллургическими способами применяются также гидрометаллургические методы получения меди, преимущественно из бедных окисленных и самородных руд. Эти методы основаны на селективном растворении медных минералов обычно в слабых растворах серной кислоты и аммиачных растворах. Из раствора медь осаждают железом (так называемая цементация меди) либо выделяют электролизом с нерастворимыми анодами.

К комплексному сырью, служащему источником для получения меди, относятся также сульфидные медно-никелевые руды, на которых в основном базируется производство никеля в России. Эти руды, наряду с медью и никелем, содержат кобальт, селен, теллур и значительное количество металлов платиновой группы. Это разнообразие ценных элементов требует организации комплексного их использования. К этим рудам относятся прежде всего руды Норильского, Талнахского месторождений и месторождений Кольского полуострова.

Средний коэффициент использования сырья, поступающего на медеплавильные заводы, рассчитанный по извлекаемым компонентам, составил в 1980 г. 63,5%, а с учётом меди и серы в цинковых концентратах – 64,4%. При обогащении руд он составляет 58,8%, а в металлургическом производстве 82,8%. При обогащении наибольший резерв повышения коэффициента использования сырья скрыт в пиритных концентратах, с которыми в настоящее время теряется большая часть благородных металлов, а также цветных, редких и рассеянных элементов. В них переходит 75-80% серы, 10-20% меди, 15-20% цинка, до 70% золота, до 60% серебра, 60-80% редких и рассеянных элементов. Из всего этого богатства на химических предприятиях, куда направляется далеко не вся масса пиритных концентратов, извлекают только серу в виде серной кислоты. Остальные компоненты остаются главным образом в огарке, который предприятия обычно направляют на получение цемента. Организация комплексной переработки пиритных концентратов с использованием всех ценных компонентов, в том числе оксидов железа, на предприятиях химической промышленности является актуальнейшей задачей.

Сложную задачу представляет переработка шлаков цветной металлургии, в которых также содержится много ценных компонентов, что не позволяет считать их отвальными. К сожалению, в массовом масштабе переработка шлаков медной плавки ещё не внедрена, хотя подробно исследован ряд способов, например двухстадийный электролитический, цементационный, газоэлектротермический с использованием природного газа, восстановительный процесс в конверторе и др. Эти способы обеспечивают комплексную переработку шлаков с получением меднистого чугуна и стали, цинковых возгонов, минеральных удобрений, а из силикатной части – строительных материалов.

Отметим, что получение шлаковых удобрений, в частности шлакофосфата, сравнимого с суперфосфатом, очень важно.

В медеплавильном производстве образуется много пыли, степень улавливания которой зависит от совершенства применяемой аппаратуры пылеочистки. Состав пылей медеплавильного производства представлен в табл. 14.1.


Таблица 14.1

Состав пылей и возгонов медеплавильного производства, %.




Источник пыли

Состав

Цинк

Свинец

Медь

Кадмий

Сера общ.

Мышьяк

Сурьма

Селен

Теллур

Обжиговые печи кипящего слоя

4-5

-

10-12

-

18

-

-

-

-

Многоподовые обжиговые печи

4,8

0,7

16

-

12

-

-

-

-

Печи кислородно-факельной плавки

3,4

0,6

-

-

-

0,17

0,12

0,007

0,006

Отражательные печи

10-30

4-10

1-5

0,04

3,6

1,04

0,07

-

-

Конвертерные печи

9-13

41-45

1,4-2,1

-

8,2

0,8

0,1

-

-

Шахтные печи

8-20

6-10

3-15

-

-

2-15

-

-

-

Как видно из табл. 14.1, состав пылей довольно разнообразен, но во всех случаях в них содержится много ценных и токсичных компонентов (цинк, свинец, медь, кадмий и др.). Переработка пылей в общем аналогична таковой для пылей свинцово-цинкового производства. Наиболее целесообразно выщелачивание слабой серной кислотой соединений цинка и кадмия и использования нерастворимого остатка, содержащего свинец и медь в качестве добавки в шихту свинцовой или медной плавки.



Отходящие газы пирометаллургического производства меди, содержащие диоксид серы, перерабатывают на серную кислоту. Известную сложность представляет сбор сернистых газов и исключение их чрезмерного разбавления подсасываемым воздухом. Особенно это затруднительно в случае сбора газов при работе конвертеров. Поэтому усилия металлургов направлены на разработку таких конструкций конвертеров, которые обеспечивают лишь минимальное разбавление сернистых газов. Примечательно, что себестоимость 1 т серной кислоты, получаемой при производстве меди, на 30-40% ниже, чем себестоимость кислоты, производимой на заводах химической промышленности из пиритных концентратов, и более чем на 50% меньше получаемой из элементарной серы.
14.3. Свинцово-цинковое производство
Среднее содержание свинца (1,610-3%) и цинка (1,510-3%) в земной коре практически одинаково. Наиболее важный минерал свинца – галенит (свинцовый блеск, PbS) встречается во всех сульфидных рудах гидротермального происхождения. Основной минерал цинка – сфалерит (цинковая обманка, ZnS) входит в состав многих сульфидных комплексных руд.

Технологическая схема получения свинца и цинка на Усть-Каменогорском свинцово- цинковом комбинате приведена на рис. 14.6. На этом комбинате из полиметаллического сырья извлекали 18 элементов и выпускали около 40 видов товарной продукции. Полное извлечение свинца составляет 97,4%, цинка 96,5%.



Рис. 14.6. Технологическая схема металлургического производства Усть-Каменогорского свинцово-цинкового комбината

На схеме показано, что технология переработки свинцовых и цинковых (селективных) концентратов сопровождается образованием большого количества побочных технологических ветвей, характеризующих получение ценных веществ в виде самых разнообразных продуктов. Основная часть серы выделяется в виде сернистых газов при обжиге цинкового концентрата в печах КС (рис.14.7) и при агломерации свинцового сырья. Подавляющая часть газов перерабатывается на серную кислоту в специальном цехе, входящем в систему комбината.

Рис. 14.7. Схема печи для обжига в кипящем слое:


1 – бункер для шихты, 2 – пылеулавливающий циклон, 3 – охлаждаемый газоход, 4 – печь, 5 – кипящий слой, 6 – подина, 7 – воздушный коллектор, 8 – воздуходувка, 9 – форкамера, 10 – питатель шихты.
Первой пирометаллургической операцией получения свинца является агломерирующий обжиг, который необходим для перевода сульфидов свинца в оксид и одновременного получения спечённого, окускованного материала. Обжиг проводится на специальных агломерационных машинах путём просасывания воздуха через нагретый слой шихты, содержащий кроме концентрата флюсы (кварц, известняк, железная руда). При окислении сульфидов выделяется тепло, благодаря чему происходит частичное оплавление шихты. Плавка агломерата ведётся в шахтной печи (рис.14.8) в смеси с коксом при температуре 1500оС, причём оксиды свинца энергично восстанавливаются до металла.

Рис. 12.8. Шахтная печь:


1 – шахта печи, 2 – внутренний горн, 3 – колошник, 4 – фурма, 5 – выпускной жёлоб, 6 – наружный (передний) отстойный горн.
При шахтной плавке получают:

  • черновой свинец, содержащий медь, золото, серебро, висмут и другие примеси;

  • штейн – сплав сульфидов металлов, содержащий цинк.

Черновой свинец очищается, прежде всего, от меди – ликвацией (за счёт неоднородного состава затвердевшего сплава) и смешиванием с серой, при этом медь удаляется в виде сульфида. Затем с помощью окислительного рафинирования отделяют мышьяк, сурьму, олово. Для этого свинец прокачивают через слой расплавленной смеси щёлочи и поваренной соли, содержащий селитру (плав). Окисление примесей сопровождается образованием арсенатов, антимонитов, станнитов натрия, которые переходят в щелочной плав. Примеси окисляются в следующем порядке: As, Sn, Sb, поэтому можно получать плавы, обогащённые лишь одним из этих металлов, что облегчает дальнейшую переработку с целью их извлечения.

При выщелачивании обожженного концентрата (огарка), как правило, получается нерастворимый в разбавленной серной кислоте остаток (так называемый цинковый кек), состоящий из образующихся при обжиге ферритов цинка (ZnOFe2O3). В цинковый кек уходит 20-25% всего цинка (из сырья), почти нацело свинец, железо, золото и серебро, а также 50-60% меди и 30% кадмия, некоторое количество индия и породообразующие минералы (SiO2, Al2O3). Цинковые кеки являются большим дополнительным источником получения цинка и ряда других ценных компонентов.

В мировой практике распространены 3 основных метода переработки цинковых кеков с целью извлечения находящихся в них ценных компонентов. Это вельц-процесс или вельцевание – разрушение ферритов цинка углеродистыми восстановителями С и СО, разложение ферритов сернистым ангидритом или концентрированной серной кислотой (сульфатизация) и непосредственное растворение кеков в серной кислоте при повышенной температуре и кислотности (методы автоклавный: ярозит-процесс и гетит-процесс).

В России наиболее распространено вельцевание, которое применяют все отечественные заводы, перерабатывающие цинковые кеки (кроме Лениногорского цинкового завода, где используется разложение ферритов цинка раствором серной кислоты при повышенных давлениях и кислотности).



При вельцевании цинк, свинец, кадмий, индий на 92-93% переходят в возгоны и улавливаются фильтрующими устройствами. Медь, железо, благородные металлы, кремнезём, глинозём остаются в клинкере. Возгоны выщелачивают раствором серной кислоты, фильтруют, отделяют свинцовый кек, а полученный раствор присоединяют к растворам основного цинкового производства.

Клинкер подвергают магнитной сепарации с целью разделения магнитной фракции (железо) и немагнитной (силикаты). Аналогичная схема применяется и на других цинковых заводах. Магнитная фракция используется в свинцовой плавке, а немагнитная как сырьё для получения ряда строительных материалов.

Альтернативой вельц-процессу является схема сульфатизации кеков серной кислотой в печах кипящего слоя. Получаемый после сульфатизации продукт легко растворяется в воде, причём в раствор количественно переходят цинк, кадмий, медь, а в осадке концентрируется свинец, железо, золото, серебро, кремнезём. В раствор также переходит до 91% индия, который можно извлечь экстракцией.

Следует отметить прогрессивную технологию переработки цинковых кеков, основанную на реакциях разложения ферритов цинка серной кислотой при атмосферном давлении и температурах, близких к кипению (или даже выше, в автоклавах при повышенном давлении и температуре 140-1600С). По этой схеме растворяется не только весь цинк, кадмий, медь и индий из цинкового кека, но и железо ферритов. Нерастворимый остаток концентрирует свинец, золото, серебро и может быть эффективно переработан обычной свинцовой восстановительной плавкой. Особенностью этого процесса является решение очистки сильно железистых растворов от железа с использованием осаждения его в виде гетита (FeOOH) или ярозита (K, Na, NH4, Fe2(SO4)2(OH)6), отличающихся от гидрооксидов железа превосходной фильтруемостью. Технология выщелачивания цинковых кеков при повышенных температурах и кислотности и ярозит-процесс разработаны и внедрены на Лениногорском цинковом заводе.

Данная схема весьма перспективна, так как, будучи основана на технологии сернокислых растворов, легко сочетается с существующей гидроэлектрометаллургической технологией переработки цинкового сырья. Она сравнительно малооперационна, проста и отличается высокой степенью комплексности. Полезно утилизируется даже осадок ярозита, который используется при приготовлении красок.

В стандартной схеме цинкового производства очистка растворов от меди, кадмия, кобальта производится с помощью цинковой пыли. Получаемый таким образом медно-цинковый кек служит источником получения практически всего производимого в стране кадмия. Утилизируются также медь и кобальт. Пирометаллургические процессы плавки свинцового производства (это относится в равной мере к медной и оловянной плавкам) сопровождаются образованием значительного количества шлаков, в состав которых входят цинк (до 17%), свинец (до 3%), медь (до 0,9%), оксиды железа, кремния, алюминия, кальция, магния и др.

Для переработки шлаков цветной металлургии, содержащих цинк (а это в первую очередь шлаки свинцово-цинковых предприятий и медной металлургии Алтая и Урала, перерабатывающих комплексное медно-цинковое сырьё), практическое применение нашли три способа, использующих пирометаллургические процессы разделения летучих и нелетучих компонентов шлака. В странах запада наиболее распространён так называемый фъюминг-процесс, основанный на продувке расплавленного шлака воздухом в смеси с восстановителем. При этом соединения цинка, кадмия, свинца и олова восстанавливаются и возгоняются. Они могут быть уловлены системой фильтров в виде пыли. Таким образом, можно выделить до 99% свинца, более 90% цинка и кадмия, 80-85% олова. Другим продуктом фъюмингования является штейн (сплав сульфидов железа и меди), в котором концентрируется медь и благородные металлы. Отвальный шлак, обеднённый по ценным компонентам, направляют в отвал, хотя он представляет ценность как сырьё для получения строительных материалов.

Существует и другой способ комплексной переработки шлаков – вельцевание. Например, на Каменогорском свинцово-цинковом комбинате применяется технология комплексной переработки твёрдых шлаков свинцовой плавки в трубчатых печах, куда подаётся смесь измельченных шлака и кокса. Процесс ведут при температуре 1000-1100оС. В возгоны, улавливаемые системой фильтров, переходят цинк, свинец, кадмий в виде оксидов и отчасти сульфатов. В клинкере вельц-печей остаются медь, железо, благородные металлы, кремнезём и глинозём.

Вельц-оксиды выщелачивают раствором слабой серной кислоты или отработанным электролитом. Раствор используется в цинковом производстве, а свинцовый кек в свинцовом. Клинкер обычно подвергают магнитной сепарации, что позволяет выделить находящиеся в нём медь, драгоценные металлы, железо, а также силикатный остаток (для строительных материалов).

В табл. 14.2 приведён состав металлургических пылей и возгонов свинцово-цинкового производства, в которых концентрируется значительное количество редких и рассеянных элементов, а в табл. 14.3 показана степень концентрирования кадмия, индия, селена и теллура в пыли по отношению к содержанию их в исходной полиметаллической руде.
Таблица 14.2

Состав пылей и возгонов свинцово-цинкового производства, %




Продукт

Цинк

Свинец

Медь

Кадмий

Сера общ.

Мышьяк

Сурьма

Селен

Теллур

Хлор

Фтор

Пыли, возгоны

Агломерационные

1,3

57

-

1,2

10,3

0,47

-

1,3

-







Шахтных печей

12-20

55-65

-

1-3

6-8

0,4

0,1-0,2

-

-







Конвертерные

9,5-12,4

44-56

1,2-1,6

0,2-0,6

3-5

7,5-15

-

0,4-0,7

0,1







Обжиговых печей кипящего слоя

40-45

1-4

1-2

0,3-0,7

10

-

-

-

-







Шлаковозгоны

53-61

9-19

0,3-0,4

0,005

1,4-1,8

0,3-0,9

0,06

0,1-0,2

0,01

0,11-0,25

0,05-0,07

Вельц-оксиды

60-70

5-15

0,2-0,4

0,5-1

-

-

-












Таблица 14.3

Степень концентрирования некоторых редких элементов по отношению к их содержанию в исходной руде.


Продукт

Кадмий

Индий

Селен

Теллур

Руда

1

1

1

1

Свинцовый концентрат

3-4

2

4-10

4-6

Пыль

150-200

20

10-150

100-150

Состав пылей металлургического производства чрезвычайно разнообразен. Как правило, преобладают летучие соединения цинка и свинца. Обычно присутствуют кадмий, индий, селен, теллур, мышьяк, хлор, фтор. Последние три компонента в значительной степени осложняют дальнейшие технологические операции по утилизации пыли. Кадмий, индий, мышьяк как и цинк, концентрируются главным образом в пылях свинцовой шахтной плавки; селен – в пылях от агломерации, шахтной плавки и конвертирования полиметаллических штейнов. Таллий находится преимущественно в пылях агломерации, однако его находят и во многих других продуктах свинцового производства.

Было много попыток использовать получаемые пыли в качестве добавки в основной процесс, но, как правило, такие приёмы приводят к ухудшению показателей последнего. Состав пылей и возгонов специфичен и требует организации отдельного цикла, действующего по специально разработанной технологии для каждого данного материала, что, впрочем, не исключает в некоторых случаях объединения пылей и возгонов в единое сырьё, если их состав близок. Основным критерием при разработке технологии переработки пылей и возгонов является обеспечение большей полноты и комплексности извлечения из них полезных составляющих.

Чаще всего для переработки пылей и особенно возгонов применяют гидрометаллургические методы, позволяющие отделять цинк, кадмий и некоторые другие компоненты от свинца, находящегося в форме нерастворимого сульфата свинца. Такую переработку организуют на цинковых заводах, где возможно рационально утилизировать большинство извлекаемых ценных компонентов при работе основного производства. Свинцовый кек передают в отделение агломерации и на плавку в шахтных печах свинцового производства.

Эффективным методом получения сульфатов ряда элементов, содержащихся в пылях, служит сульфатизация с помощью концентрированной серной кислоты при повышенных температурах. Полученный сухой сульфатный продукт легко выщелачивается водой или слабым раствором серной кислоты.


14.4 Получение никеля и кобальта
Наибольшие запасы никеля в нашей стране сосредоточены в сульфидных медно-никелевых рудах – ценнейшем полиметаллическом сырье, содержащем медь, кобальт, благородные металлы, редкие и рассеянные элементы.

Извлечение никеля из руд – сложный многостадийный процесс (рис.14.9). Прежде всего, руда подвергается селективной флотации с выделением медного и никелевого концентратов (4-5% Ni). Никелевый концентрат в смеси с флюсами плавится в электрических, шахтных или отражательных печах с целью отделения основной массы пустой породы и извлечения никеля в сульфидный сплав (штейн), содержащий 10-15% Ni. В России в основном применяется плавка в электропечах. Электроплавке предшествует частичный окислительный обжиг и окускование концентрата методом агломерации или окатывания. Наряду с никелем в штейн переходит часть железа, кобальт и практически полностью медь и благородные металлы. Для отделения железа его окисляют продувкой воздухом жидкого штейна в конвертерах. В результате получают сплав сульфидов меди и никеля – файнштейн, который после медленного охлаждения тонко измельчают и направляют на флотацию для разделения меди и никеля. Полученный никелевый концентрат обжигают в кипящем слое до практически полного удаления серы и получения NiO. Металлический никель получают восстановлением NiO в электрических дуговых печах. Черновой никель разливают в аноды и подвергают электролитическому рафинированию.



В производстве кобальта особо сложной операцией является его отделение от никеля. Обычно используют большую склонность кобальта к переходу в трёхвалентную форму и к образованию устойчивых комплексных соединений. С этой целью раствор кобальта и никеля обрабатывают в соответствующих условиях хлором, гипохлоритом натрия, пероксидом водорода, пероксидом свинца или другими окислителями. Конечным продуктом гидрометаллической стадии является Co3O4, из которого получают металлический кобальт различными способами: восстановлением углём, водородом, оксидом углерода, алюмотермией и электролизом. Для рафинирования кобальта применяют его электролитическое осаждение из сульфатного раствора, насыщенного борной кислотой.



Руда

Селективная флотация

Cu - концентрат (на переработку)




Ni - концентрат (4-5%Ni)





Флюс (кварц)







Шлак


Штейн (10-15% Ni)




Шлак





Файнштейн

Агломерация

Конвертирование

Плавка

SO2 (на газоочистку)

Воздух

SO2 (на газоочистку)

пыль, возгоны



SO2 (на газоочистку)

пыль

Охлаждение

Измельчение




Флотация








SO2 (на газоочистку)



Воздух

На переработку


Оксид никеля







Обжиг


Электролитическое рафинирование



Черновой никель

Восстановление

Восстановитель

Рис. 14.9. Технологическая схема получения никеля
14.5. Новые процессы комплексной переработки полиметаллических сульфидных руд в цветной металлургии
Автогенные процессы. Основной задачей переработки полиметалли­ческих сульфидных руд в цветной металлургии является повышение комп­лексности использования всех ценных компонентов и в первую очередь серы. Полезное использование серы в цветной метал­лургии составляет около 40 %.

Усилия исследователей направлены на создание принципиально новых технологических процессов получения важнейших цветных металлов, в которых бы подавляющая часть серы вы­делялась в виде концентрированных газов, которые затем могли бы быть эффективно переработаны на серную кислоту стандартными методами. Наиболее ярким примером таких разработок, частично внедренных в про­изводство, являются различные варианты так называемых автогенных процессов, к которым относятся плавка во взвешенном состоянии, цик­лонная плавка, плавка в кислородно-взвешенном циклонно-электротермическом агрегате (КИВЦЭТ-процесс), плавка в жидкой ванне и др.

Общими достоинствами всех вариантов автогенных процессов плавки сульфидных, медных, медно-цинковых, свинцово-медно-цинковых, медно-никелевых и ряда других полиметаллических концентратов являются:



  • резкое снижение объёма отходящих газов и полное исключение их выбросов в окружающую среду путем использования для сернокислотного производ­ства;

  • значительное уменьшение и полное исключение применения углеродосодержащего топлива за счёт теплотворной способности сульфидов сырья;

  • возможность резкой интенсификации процесса плавки, регулиро­вания состава получаемых продуктов;

  • значительное повышение степени комплексного использования сырья.

Процесс КИВЦЭТ осуществляется в едином агрегате, где совмещены обжиг, плавка шихты в распыленном состоянии с применением кислорода, электроплавка и конденсация цинка в жидком состоянии в виде металла.

Высокая эффективность процесса КИВЦЭТ с применением кислорода обеспечивает высокую производительность установки при плавке медных кон­центратов, ее компактность, получение достаточно богатого медного штейна, небольшого количества отвальных шлаков и, что особенно важно, концентрированных по SO2 отходящих газов, представляющих отличный продукт для получения серной кислоты.

Аналогичные результаты получены при плавке свинцово-цинковых, медно-цинковых и свинцово-медно-цинковых концентратов и, что очень су­щественно, коллективных полиметаллических концентратов и даже промпродуктов.

Другим примером малоотходного автогенного процесса применитель­но к металлургии меди является крупный промышленный комплекс кислородно-факельной плавки (КФП) для переработки медно-сульфидных кон­центратов, осуществленный на Алмалыкском горнометаллургическом комби­нате (АГМК). Сущность процесса состоит в том, что перерабатываемый концентрат (в составе шихты) вносится в пламенное пространство печи струёй кислородного дутья и там распыляется. Это приводит к образованию пылегазового факела, в котором окисляется концентрат, плавится шихта и частично офлюсовываются шлакообразующие оксиды. Заканчивается процесс в ванне печи, где полученный расплав расслаива­ется на шлак и штейн. Применение кислорода исключает необходимость внешнего подвода тепла, а процесс идет автогенно, без расхода топлива.

Концентрированные сернистые газы КФП резко упрощают работу сернокислотного производства, обеспечивая высокую экономичность. Ин­тересной особенностью установки КФП в Алмалыке является использование тепла автогенной плавки в котле-утилизаторе, установленном за печью. Это единственный в мире агрегат котельного типа, работающий на газах автогенной плавки с содержанием в них диоксида серы до 80%. Такая конструкция может быть рекомендована для более широкого внед­рения в цветной металлургии и для других вариантов автогенных про­цессов.

Очень важен социальный эффект работы КФП для всего района, при­мыкающего к городу Алмалыку, так как значительно сократился выброс сер­нистых газов в атмосферу. Только за первое десятилетие работы КФП получено более 3 млн. т серной кислоты.

Отработаны также условия и режим плавки медно-цынковых концент­ратов Урала с переводом большей части цинка в шлак для последующего фъюмингования; проведены работы по созданию технологии КФП медных и медно-никелевых концентратов Норильского ГОК. В последнем случае по­лучены штейны с содержанием меди (или меди и никеля) до 80%.

Внимание специалистов цветной металлургии все более и более привлекают автогенные процессы, осуществляемые путем плавки концентратов в жидкой ванне (ПЖВ). Плавка в жидкой ванне, в качестве которой используется хорошо перемешиваемый шлаковый расп­лав, наиболее перспективна среди автогенных процессов, так как она сво­бодна от ряда недостатков, присущих последним и обладает существен­ными преимуществами. Так, при плавке медных концентратов в жидкой ванне в шлаковом расплаве создаются благоприятные термодинамические и кинетические условия для снижения содержания в шлаке растворимой меди. Это очень важно, так как повышенное содержание меди в шлаке является характерным недостатком процесса КИВЦЭТ, что в свою очередь определяется кратковременностью контактов компонентов в условиях взвешенного состояния.



Отличительными особенностями автогенного процесса плавки в жид­кой ванне являются: сжигание сульфидов в шлаковом расплаве при энер­гичном барботаже ванны газами и вертикальное движение расплава в печи сверху вниз. Использование этих двух факторов позволяет с наибольшей полнотой оптимизировать условия протекания всех физико-химических про­цессов при плавке. В отличие от способов, основанных на плавке во взвешенном состоянии, в жидкой ванне могут быть созданы более эффек­тивные условия для ускорения наиболее медленной стадии процесса и, следовательно, для увеличения производительности металлургического агрегата. Процесс в жидкой ванне совершенствуется и ос­ваивается на Норильском горнометаллургическом комбинате.

Автоклавная технология. Одним из ярких примеров использования автоклавной технологии в цветной металлургии (если не считать более чем 50-летнего опыта применения автоклавного выщелачивания бокситов в производстве глинозёма для алюминиевой промышленности) является применение гидрометаллургического способа комплексной переработки никель-пирротиновых концентратов Заполярья. В основу технологии по­ложено автоклавное окисление пирротина (пирротин – FeSx, где х = 1 1,14) в водной пульпе с получением элементарной серы и гидрооксида железа, отделяемых от сернокислого раствора цветных и редких металлов, содержащихся в исходном сырье. Значение автоклавной технологии состоит и в том, что обычные пирометаллургические методы к данному сырью не применимы. Особое значения разработанного способа состоит в практически полном исключении вредного влияния на окружающую среду выделений SO2.

Ионообменная сорбция. Экстракционно-сорбционная технология в гидрометаллургии приобретает особое значение в первую очередь для процессов разделения, концентрирования и очистки металлов. Наиболее широко сорбционные процессы приме­няются в урановой промышленности, которую в технологическом отношении можно считать близкой к металлургии цветных металлов. Как известно, уран – это единственный металл, который извлекается из природного сырья исключительно гидрометаллургическим способом. Ионообменные мето­ды извлечения урана из растворов и пульп начали применяться у нас в большом промышленном масштабе более 50 лет тому назад. Еще в 1948 г. Б.Н. Ласкориным было предложено использовать карбоксильные смолы на основе акриловой и метакриловой кислот и другие иониты для избира­тельного извлечения урана из растворов и пульп. Затем были найдены иониты различной основности для сорбции урана из сернокислых и кар­бонатных растворов. В 1954 г. впервые в мировой практике был внедрен процесс ионообменной сорбции урана из рудных пульп, освоена принципиально новая прогрессивная технология непрерывного бесфильтрационного метода сорбции из плотных пульп в аппаратах специальной кон­струкции с пневматическим перемешиванием. Сорбционная технология, на­пример, в применении к сложным комплексным урановым рудам позволяет достичь высокого извлечения в товарную продукцию не только урана, но и ряда сопутствующих ценных элементов, как, например, молибдена, тория, ванадия, редкоземельных элементов и т.п.

Другим достаточно ярким примером успешного применения сорбционной технологии к сырью, трудно перерабатываемому традиционными методами, является зо­лотодобывающая промышленность, связанная с гидрометаллургическим методом цианирования руд, характеризуемых, как правило, чрезвычайно низким (3-5 г/т) содержанием золота и сложностью компонентного состава. Ионообменная сорбция с использованием ионита АНК-5-2 успешно применяется для извлечения золота из руд Куранахского, Наталкинского месторождений и месторождения Мурун-тау.



Никель-кобальтовая промышленность – одна из наиболее подготов­ленных для широкого использования сорбционно-экстракционных процессов, так как в ней имеется соответствующий опыт, а гидрометаллургия занимает ведущее место в технологических схемах, в особенности на заключитель­ных стадиях. Для решения зада­чи селективного извлечения примесей из никелевого электролита исследователями разработан сорбционный метод, основанный на при­менении комплексообразующих ионитов, селективных по извлекаемому ме­таллу-примеси (цинк, железо, медь и др.) и обладающих высокими сорбционными свойствами и достаточной механической прочностью. Внедрены в крупном масштабе технологические схемы непрерывной сорбционной очистки никелевого электролита от примесей на комбинате «Южуралникель» и на Норильском горнометаллургическом комбинате.

Разработана сорбционная технология извлечения меди и некоторых других сопутствующих элементов при переработке окисленных и смешанных руд, растворов кучного, подземного и бактериального выщелачивания, извлечения ценных металлов при переработке медьсодержащих продуктов, других цветных металлов и лома, различных производственных растворов сложного состава, например отходов гальванотехники.

Аниониты весьма активно сорбируют анионные формы молибдена, наи­более характерные для этого элемента, из его растворов. В полупромыш­ленном масштабе проверена сорбционно-бесфильтрационная технология пере­работки бедных окисленных молибденовых руд Сорского месторождения со сложным минералогическим составом. На ряде других предприятий в промышленном масштабе освоена технология получения чистых соедине­ний молибдена с использованием сорбционных процессов при комплексной переработке бедных молибденсодержащих полиметаллических руд.

Исключительно важно и перспективно применение сорбции в тех­нологии вольфрама. В полупромышленном масштабе успешно проверены на примере различных производственных растворов Нальчикского гидрометаллургического завода две технологические схемы сорбции вольфрама, впи­сывающиеся в существующую технологию и позволяющие ее существенно уп­ростить, с одновременным увеличением извлечения вольфрама в готовую продукцию.

Разработана и проверена в полупромышленном масштабе сорбционная технология получения соединений ванадия высокой чистоты при комплекс­ной переработке производственных растворов от выщелачивания ванадийсодержащих конвертерных шлаков Чусовского металлурги­ческого завода.

Следует подчеркнуть, что во всех случаях по сравнению с дейст­вующими схемами достигается существенное повышение комплексности извлечения металлов, снижение капитальных и эксплуатационных затрат, повышение извлечения металлов в конечные продукты, увеличение производительности труда, резкое сокращение, а в ряде случаев и полное прекращение сброса вредных веществ в окружающую среду.



Экстракционные процессы. Не меньшее значение в решении проблем комплексного извлечения металлов из природного сырья имеет широко внедряемая экстракционная технология. В металлургии меди экстракционная технология начала использоваться вначале как зна­чительно более совершенная замена старинному цементационному методу осаждения меди, обладающему существенными недостатками. В нашей стране для извлечения меди из растворов кучного, подземного и бактериального выщелачивания разработан экстрагент ОМГ (группа алканофеноксимов).

Экстракционные процессы внедрены в никель-кобальтовой промышлен­ности. На Норильском горнометаллургическом комбинате работает промыш­ленная экстракционная установка по получению кобальта высокой чистоты с применением карбоновых кислот. На комбинате «Североникель» в полу­промышленном масштабе применяются экстракционные схемы очистки ко­бальтовых и никелевых растворов от примесей и для разделения никеля и кобальта. В промышленном масштабе испытана комплексная схема про­изводства кобальта и меди из раствора Уфалейского никелевого комбина­та, включающая процесс твердофазной реэкстракции путем кристаллизации соли из экстракта. На одном из предприятий внедрен процесс экстрак­ционного извлечения кадмия из сульфатных растворов после выщелачивания пылей свинцового производства. Кадмий экстрагируется в виде иодидного комплекса трибутилфосфатом.

Наибольшее применение экстракционные процессы нашли в технологии редких металлов, где они стали основными технологическими операциями. Экстракция в промышленных условиях применяется для извлечения и разделения тантала и ниобия, циркония и гафния, скандия, иттрия, таллия, теллура и индия, вольфрама, молибдена, рения и других редкоземельных металлов. В нашей стране разработан и применен в промышленности экс­тракционный способ получения золота высокой степени чистоты.

В Норильске действует промышленное производство иридия методом высокотемпературной экстракции этого металла из сульфатных растворов кобальтового производства.

Очень существенно, что в ряде разработанных и внедренных в про­изводство технологических схем экстракционно-сорбционные процессы весьма удачно сочетаются с флотационным обогащением, автоклавным выщелачиванием, электрохимической технологией, а в некоторых случаях и с пирометаллургией.

Таким образом, при решении сложных проблем пе­реработки многокомпонентного сырья речь идет не о противопоставлении какой-либо одной технологии другим, а о максимальном использовании заложенных в них возможностей в зависимости от конкретных условий с целью комплексного использования сырья и защиты окружающей среды от промышленных загрязнений.


14.6. Алюминий
По распространенности в природе алюминий занимает 3-е место после кислорода и кремния. Его содержание в земной коре составляет 8,8%. Известно несколько сотен минералов алюминия, преимущественно алюмосиликатов. Основными промышленными минералами являются боксит (AlOOH) и нефелин ( (Na,K)2OAl2O32SiO2 ).

Существующий промышленный способ получения металлического алюминия включает две основные стадии производства:



  • химико-технологическую, задачей, которой является получение чистого оксида алюминия – глинозёма из природного сырья (бокситы, нефелин, глины);

  • электрометаллургическую, ставящую цель электролитического восстановления глинозёма до металла в расплаве криолита (3NaFAlF3).

В случае использования наиболее распространённого бокситового сырья главным отходом глинозёмного производства является так называемый красный шлам, являющийся нерастворимым остатком при вещелачивании бокситов под давлением по методу Байера (рис.14.10).

В зависимости от количественного и качественного состава бокситов выход красного шлама изменяется в пределах 1-2,5т на 1т получаемого глинозёма. Общий выход красного шлама в масштабах нашей страны составляет около 1,4 млн.т в год. Большинство глинозёмных заводов вынуждено отводить под отвальное хранение отходов красного шлама значительные площади вблизи заводов, что приводит к отчуждению больших земельных участков под шламонакопители. Последние, в свою очередь, сопровождаются вредным воздействием на окружающую среду, не говоря уже о существенном увеличении расходов на производство основной продукции. Особенно острый характер проблема отвальных бокситовых шламов имеет, естественно, для предприятий по производству глинозёма, расположенных в зонах активного земледелия.

Помимо метода Байера, пригодного для получения глинозёма из высококачественных (богатых по Al2O3 и относительно бедных по SiO2) бокситов, в нашей стране применяют и метод спекания, которому подвергают менее качественное бокситовое сырьё. Шлам, полученный при переработке низкосортного бокситового сырья, характеризуется значительно большим содержанием кремнекислоты и меньшим содержанием железа. Выход такого шлама много больше, чем выход шлама из высокосортных бокситов.

Рис. 14.10. Схема переработки бокситов мокрым способом:


1 – весы; 2 – шаровая мельница; 3 – смеситель; 4 – автоклав; 5 – подогреватель; 6 – испаритель; 7,13 – сгустители; 8 – промыватель; 9 – фильтр-пресс; 10,11,18 – холодильники; 12 – декомпозеры (аппараты для выкручивания); 14 – испаритель; 15 – промыватель-сгуститель; 16 – барабанный вакуум-фильтр; 17 – трубчатые печи для кальцинирования.
Широкое использование красного шлама в производстве строительных материалов несомненно позволит значительно сократить, а затем и полностью ликвидировать отходы глинозёмных заводов, значение чего для предотвращения вредного их воздействия на окружающую среду трудно переоценить.

Металлический алюминий получают электролизом раствора глинозёма (Al
2O
3) в расплаве криолита (Na
3AlF6) (6-8% Al2O3 и 92-94% Na3AlF6) с некоторыми добавками для улучшения процесса. Температура электролиза около 950оС, т.е. значительно выше температуры плавления алюминия (660оС), поэтому его получают жидким. Принципиальная схема электролизёра для получения алюминия представлена на рис. 14.11.

Рис. 14.11. Электролитическая ванна (электролизёр)

для получения алюминия:
1 – анодная шина; 2 – теплоизоляция; 3 – угольная набойка; 4 – катодная шина; 5 – глинозём; 6 – застывший электролит; 7 – расплавленный электролит; 8 – расплавленный алюминий.
Из всех составляющих электролита Al2O3 имеет наименьший электрохимический потенциал разложения. Поэтому при прохождении тока через расплав глинозём разлагается на алюминий, который разряжается и накапливается на подине (катод «–» ), и кислород, образующий с угольным анодом СО и СО2. К глинозёму предъявляются высокие требования по чистоте. При достаточном содержании глинозёма электролизёр работает нормально при напряжении 4,5 В. Обеднение электролита глинозёмом до некоторого предела (1-1,6%) сопровождается резким повышением напряжения. Для его предупреждения заранее добавляют очередную порцию глинозёма. В процессе электролиза (за счёт выделения фтористых соединений) меняется состав электролита, т.е. соотношение NaF и AlF3 в криолите; чтобы поддерживать его постоянным, в электролит периодически добавляют AlF3.

В нашей стране разработана уникальная безотходная технология получения глинозёма, соды, поташа и портландцемента из имеющегося у нас в изобилии нефелинового сырья, в то время как в других странах глинозём для производства алюминия получают только из бокситов.



Технологическая и аппаратурная схемы переработки нефелина представлены на рис. 14.12 и 14.13. Сущность разработанной и внедрённой технологии состоит в следующем.

Нефелиновый концентрат совместно с известняком подвергается спеканию при температуре 1250-1300оС. Спекание осуществляется во вращающихся печах, обогреваемых продуктами сгорания жидкого, газообразного или пылевидного топлива. В результате спекания получают продукт, состоящий в основном из алюминатов щелочных металлов (Na2OAl2O3 и K2OAl2O3), двукальциевого силиката (2CaOSiO2) и феррита натрия (Na2OFe2O3) . При водном выщелачивании спёка алюминаты щелочных металлов переходят в раствор. Феррит натрия гидролизуется с образованием едкого натра и гидрооксида железа. Двукальциевый силикат взаимодействует с алюминатным раствором, в результате чего получают алюминаты щелочных металлов и трёхкальциевый гидроалюминат по реакции:

2CaO SiO2 + Na2OAl2O3 + 8H2O



Na2OAl2O32SiO22H2O + 3CaOAl2O36H2O
Последнее соединение образует так называемый нефелиновый (белитовый) шлам, который отделяют от раствора, промывают и направляют на предприятия по производству портландцемента.

Алюминатный раствор подвергают обескремниванию, при котором образуются малорастворимые алюмосиликаты, отделяемые затем фильтрованием. Очищенный раствор алюминатов натрия и калия направляют на карбонизацию, осуществляемую путем обработки раствора газами, содержащими СО2. Едкий натр и калий при этом превращаются в соду и поташ, а гидрооксид алюминия выпадает в осадок, который отделяют от маточного раствора, промывают и прокаливают при 1200-1250оС во вращающихся печах. Содовый продукт (Na2CO3 и K2CO3) получают путем упаривания растворов после выделения Al2O3H2O. Процесс осуществляют в выпарных аппаратах в несколько стадий. Вначале выкристаллизовывается сода (Na2CO3), затем поташ (K2CO3). Если учесть, что все жидкие продукты производства направляют в оборот, а газовые выбросы не превышают ПДК, то таким образом технологическая схема переработки нефелинового сырья обеспечивает полное комплексное использование всех компонентов нефелиновой руды в виде товарных продуктов и является безотходной. По этой технологии на 1 т глинозема расходуют 3,9-4,3 т нефелинового концентрата, 11-13,8 т известняка, 3-3,3 т топлива, 4,12-4,68 Гкал пара, 1050-1190 кВтч электроэнергии. При этом производят 0,62-0,78 т кальцинированной соды (в виде так называемой «тяжёлой соды» – продукта с высокой плотностью и большой насыпной массой), 0,18-0,28 т поташа и 9-10 т портландцемента. Эксплуатационные затраты на производство глинозёма, соды, поташа, цемента, полученных из нефелинового сырья, на 10-15% ниже затрат при получении этих продуктов другими промышленными способами. Товарный выход глинозёма и щелочей составляет 83 и 80% соответственно.
Нефелин Известняк

CO2





Достарыңызбен бөлісу:
1   2   3   4   5   6   7




©dereksiz.org 2024
әкімшілігінің қараңыз

    Басты бет