Московский Государственный Институт Стали и Сплавов
(Технологический Университет)
Кафедра металлургии цветных и благородных металлов
Курсовая работа на тему:
Металлургия цветных металлов
Выполнил: студент группы
Руководитель:
Комков А.А.
---=== Москва 2000 ===---
Содержание
1. Введение…………………………………………………..3
2. Описание технологии получения катодной меди………4
3. Выбор технологии плавки на штейне…………………...8
4. Теоретические основы процесса Ванюкова…………….10
5. Расчет материального и теплового баланса…………….13
6. Заключение……………………………………………….28
Введение
Металлургия меди, а также других тяжелых цветных металлов является
ведущим звеном отечественной цветной металлургии. На долю тяжелых цветных
металлов в РФ приходится значительная часть валовой продукции отрасли.
Значение меди из года в год возрастает, особенно в связи с бурным
развитием энергетики, электроники, машиностроения, авиационной, космической
и атомной техники. Дальнейшее развитие и технический уровень медного и
никелевого производств во многом определяют технический прогресс многих
отраслей народного хозяйства нашей страны, в том числе микропроцессорной
техники. Для получения меди используются всевозможные способы плавок,
например, плавка медных концентратов в электрических, отражательных,
шахтных печах, при использовании процесса конвертирования медных штейнов,
благодаря автогенным плавкам во взвешенном состоянии, на штейне и др. На
сегодняшний день существует несколько основных процессов автогенных плавок
: процесс «Норанда», «Уоркра», «Мицубиси» и Ванюкова. К сожалению,
разработка новый конструкций печей и различных процессов требует
значительных капиталовложений, а свободный средств у Российских предприятий
недостаточно. В данной курсовой работе будет рассмотрена технология А.В.
Ванюкова или ПЖВ.
Технология получения катодной меди
Электролитическое рафинирование меди преследует две цели:
1) получение меди высокой чистоты (99,90—99,99% Си), удовлетворяющей
требованиям большинства потребителей;
2) извлечение попутно с рафинированием благородных и других ценных
компонентов (Se, Те, Ni, Bi и др.).
Следует отметить, что чем выше в исходной меди содержание благородных
металлов, тем ниже будет себестоимость электролитной меди. Именно поэтому
при конвертировании медных штейнов стремятся использовать в качестве флюса
золотосодержащие кварциты.
Для осуществления электролитического рафинирования меди аноды, отлитые
после огневого рафинирования, помещают в электролизные ванны, заполненные
сернокислым электролитом. Между анодами в ваннах располагаются тонкие
медные листы — катодные основы.
При включении ванн в сеть постоянного тока происходит электрохимическое
растворение меди на аноде, перенос катионов через электролит и осаждение ее
на катоде. Примеси меди при этом в основном распределяются между шламом
(твердым осадком на дне ванн) и электролитом.
В результате электролитического рафинирования получают катодную медь; шлам,
содержащий благородные металлы; селен;
теллур и загрязненный электролит, часть которого иногда используют для
получения медного и никелевого купоросов. Кроме того, вследствие неполного
электрохимического растворения анодов получают анодные остатки (анодный
скрап).
Электролитическое рафинирование меди основано на различии ее
электрохимических свойств и содержащихся в ней примесей. В таблице
приведены нормальные электродные потенциалы меди и наиболее часто
встречающихся в ней примесей.
Медь относится к группе электроположительных металлов, ее нормальный
потенциал +0,34 В, что позволяет осуществлять процесс электролиза в водных
растворах (обычно в сернокислых).
На катоде протекают те же электрохимические реакции, но в обратном
направлении. Соотношение между одновалентной и двухвалентной медью в
растворе определяется равновесием реакции диспропорционирования.
Следовательно, в состоянии равновесия концентрация в растворе ионов Сu+
примерно в тысячу раз меньше, чем концентрация ионов Си2+. Тем не менее
реакция имеет существенное значение для электролиза. Она в частности
определяет переход меди в шлам. В начальный момент вблизи анода в растворе
соотношение двух- и одновалентной меди соответствует константе равновесия.
Однако вследствие большего заряда и меньшего ионного радиуса скорость
перемещения двухвалентных ионов к катоду превышает скорость переноса ионов
одновалентных. В результате этого в прианодном слое концентрация ионов Си2+
становится выше равновесной и реакция начинает идти в сторону образования
тонкого порошка меди, выпадающего в шлам.
Как указывалось выше, электролитическое рафинирование осуществляют в
сернокислых растворах. Электроположительный потенциал меди позволяет
выделить медь на катоде из кислых растворов без опасения выделения
водорода. Введение в электролит наряду с медным купоросом свободной серной
кислоты существенно повышает электропроводность раствора. Объясняется это
большей подвижностью ионов водорода по сравнению с подвижностью крупных
катионов и сложных анионных комплексов.
Для улучшения качества катодной поверхности в электролиты для рафинирования
меди на всех заводах обязательно вводят разнообразные поверхностно-активные
(коллоидные) добавки:
клей (чаще столярный), желатин, сульфитный щелок. В процессе электролиза на
поверхности катода могут образовываться дендриты, что уменьшает в данном
месте расстояние между катодом и анодом. Уменьшение межэлектродного
расстояния ведет к уменьшению электрического сопротивления, а
следовательно, к местному увеличению плотности тока. Последнее в свою
очередь обусловливает ускоренное осаждение меди на дендрите и ускоренный
его рост. Начавшийся рост дендрита в конечном итоге может привести к
короткому замыканию между катодом и анодом. При наличии дендритов сильно
развитая поверхность катода удерживает большое количество электролита и
плохо промывается, что не только ухудшает качество товарных катодов, но и
может вызвать брак катодной меди по составу. Одно из объяснений механизма
действия поверхностно-активных веществ заключается в том, что они
адсорбируются на наиболее активных частях поверхности и при этом вызывают
местное повышение электрического сопротивления, что и препятствует росту
дендрита. В результате поверхность катодов получается более ровной, а
катодный осадок более плотным. После выравнивания катодной поверхности
коллоидная добавка десорбирует в электролит.
Растворы коллоидных добавок непрерывно вводят в циркулирующий электролит.
Вид и расход поверхностно-активных веществ различны для каждого
предприятия. Обычно применяют одновременно две добавки. На 1 т получаемой
катодной меди расходуют 15—40 г клея, 15—20 г желатина, 20—60 г сульфитных
щелоков или 60—100 г тиомочевины.
Основными требованиями, предъявляемыми к электролиту, являются его
высокая электропроводность (низкое электрическое сопротивление) и чистота.
Однако реальные электролиты, помимо сульфата меди, серной кислоты, воды и
необходимых добавок, обязательно содержат растворенные примеси,
содержащиеся до этого в анодной- меди. Поведение примесей анодной меди при
электролитическом рафинировании определяется их положением в ряду
напряжений. По электрохимическим свойствам примеси можно разделить на
четыре группы:
I группа — металлы более электроотрицательные, чем медь (Ni, Fe, Zn и др.);
II группа — металлы, близко стоящие в ряду напряжений к-меди (As, Sb,
Bi);
III группа — металлы более электроположительные, чем медь (Au, Ag и
платиноиды);
IV группа — электрохимически нейтральные в условиях рафинирования меди
химические соединения (Cu2S, Cu2Se, Cu2Te, AuTe2, Ag2Te).
Примеси первой группы, обладающие наиболее электроотрицательным
потенциалом, практически полностью переходят в электролит. Исключение
составляет лишь никель, около 5% которого из анода осаждается в шлам в виде
твердого раствора никеля в меди. Твердые растворы по закону Нернста
становятся даже более электроположительными, чем медь, что и является
причиной их перехода в шлам.
Особо по сравнению с перечисленными группами примесей-ведут себя свинец и
олово, которые по электрохимическим свойствам относятся к примесям I
группы, но по своему поведению в процессе электролиза могут быть отнесены к
примесям III и IV групп. Свинец и олово образуют нерастворимые в
сернокислом растворе сульфат свинца PbS04 и метаоловянную кислоту H2SnO3.
Электроотрицательные примеси на катоде в условиях электролиза меди
практически не осаждаются и постепенно накапливаются в электролите. При
большой концентрации в электролите металлов первой группы электролиз может
существенно расстроиться.
Накопление в электролите сульфатов железа, никеля и цинка снижает
концентрацию в электролите сульфата меди. Кроме того, участие
электроотрицательных металлов в переносе тока через электролит усиливает
концентрационную поляризацию у катода.
Электроотрицательные металлы могут попадать в катодную медь в основном в
виде межкристаллических включений . раствора или основных солей, особенно
при их значительной концентрации в электролите. В практике
электролитического рафинирования меди не рекомендуется допускать их
концентрацию в растворе свыше следующих значений, г/л: 20 Ni; 25 Zn; 5 Fe.
Примеси II группы (As, Sb, Bi), имеющие близкие к меди электродные
потенциалы, являются наиболее вредными с точки зрения возможности
загрязнения катода. Будучи несколько более электроотрицательными по
сравнению с медью, они полностью растворяются на аноде с образованием
соответствующих сульфатов, которые накапливаются в электролите. Однако
сульфаты этих примесей неустойчивы и в значительной степени подвергаются
гидролизу, образуя основные соли (Sb и Bi) или мышьяковистую кислоту (As).
Основные соли сурьмы образуют плавающие в электролите хлопья студенистых
осадков («плавучий» шлам), которые захватывают частично и мышьяк.
В катодные осадки примеси мышьяка, сурьмы и висмута могут попадать как
электрохимическим, так и механическим путем в результате адсорбции
тонкодисперсных частичек «плавучего» шлама. Таким образом, примеси II
группы распределяются между электролитом, катодной медью и шламом.
Предельно допустимые концентрации примесей II группы в электролите
составляют, г/л:
9 As; 5 Sb и 1,5 Bi.
Более электроположительные по сравнению с медью примеси (III группа), к
которым относятся благородные металлы (главным образом, Au и Ag), в
соответствии с положением в ряду напряжений должны переходить в шлам в виде
тонкодисперсного остатка. Это подтверждается практикой электролитического
рафинирования меди.
Переход золота в шлам составляет более 99,5% от его содержания в анодах, а
серебра — более 98%. Несколько меньший переход серебра в шлам по сравнению
с золотом связан с тем, что серебро способно в небольшом количестве
растворяться в электролите и затем из раствора выделяться на катоде. Для
уменьшения растворимости серебра и перевода его в шлам в состав электролита
вводят небольшое количество иона хлора.
Несмотря на практически полный переход золота и серебра в шлам, они все же
в небольшом количестве попадают в катодные осадки. Объясняется это
механическим захватом взмученного шлама и отчасти явлением катофореза. На
механический перенос шлама на катод влияют применяемая плотность тока и
взаимосвязанная с ней скорость циркуляции электролита. С увеличением
скорости циркуляции вследствие взмучивания шлама переход золота и серебра
на катод возрастает. При выборе плотности тока и способа циркуляции
электролита необходимо учитывать содержание благородных металлов в анодах.
В случае их повышенного содержания плотность тока должна быть меньше.
Снижению переноса шлама на катод способствует также наличие в ванне зоны
отстаивания (область от нижнего конца катода до дна ванны). На многих
заводах электролит перед его возвращением в ванну в цикле циркуляции
подвергают фильтрованию, что уменьшает потери шлама и обеспечивает
получение более чистой меди.
Аналогично электроположительным примесям ведут себя при электролизе меди
химические соединения (примеси IV группы). Хотя в принципе химические
соединения и могут окисляться на аноде и восстанавливаться на катоде, что
используют в специальных процессах, в условиях электролитического
рафинирования меди анодного потенциала недостаточно для их окисления.
Поэтому при электролизе меди в электродных процессах они не участвуют и по
мере растворения анода осыпаются на дно ванны. В виде селенидов и
теллуридов переходят в шлам более чем 99% селена и теллура.
Таким образом, в результате электролитического рафинирования анодной меди
все содержащиеся в ней примеси распределяются между катодной медью,
электролитом и шламом'.
Основными характеристиками, определяющими параметры и показатели
электролитического рафинирования меди, являются плотность тока, выход
металла по току, напряжение на ванне, удельный расход электроэнергии.
Плотность тока является важнейшим параметром процесса электролиза. Она
выражается в амперах на единицу поверхности электрода (D=I/S). В
металлургии меди ее принято выражать в амперах на квадратный метр площади
катодов. По закону Фарадея на каждый 1 А • ч электричества осаждается 1
электрохимический эквивалент металла. Для меди он равен 1,1857 г/А • ч.
Следовательно, с увеличением плотности тока интенсивность
(производительность) процесса электролиза возрастает. Величина плотности
тока, при которой проводят процесс электролитического рафинирования,
определяет все его основные технико-экономические показатели: напряжение на
ванне, выход по току, расход электроэнергии, а также капитальные и
эксплуатационные затраты. С увеличением плотности тока при прочих равных
условиях увеличивается производительность цеха, уменьшаются число потребных
ванн, затраты на капитальное строительство и рабочую силу, но возрастают
затраты на электроэнергию. Следует отметить, однако, что с увеличением
плотности тока увеличиваются потери благородных металлов за счет большего
взмучивания шлама и захвата его растущим катодным осадком. В настоящее
время применение особых режимов электролиза (реверсивного тока, измененной
системы циркуляции электролита и др.) позволяет довести плотность тока до
500 А/м2 и более.
Электрохимический эквивалент меди составляет 1,1857 г/А • ч. Однако практически при электролизе для выделения 1 г-экв металла расходуется электричества больше. Это кажущееся противоречие объясняется тем, что часть электрического тока расходуется на побочные электрохимические процессы и утечку тока. Степень использования тока на основной электрохимический процесс называется выходом металла по току.
В практике электрометаллургии цветных металлов в большинстве случаев приходится иметь дело с катодным выходом по току, так как масса катодного осадка определяет конечный выход товарной продукции. Преднамеренный повышенный перевод меди в электролит за счет химического растворения часто обусловливают конъюнктурными соображениями. Избыточная медь может быть выделена из электролита в виде медного купороса при его регенерации. В тех случаях, когда потребность в медном купоросе, используемом в основном для борьбы с болезнями и вредителями сельскохозяйственных растений, очень велика (например, в НРБ), допускается работа электролизных цехов с повышенной температурой электролита.
Выбор технологии плавки на штейне
Почти столетие в металлургии меди и около полувека в металлургии никеля
(в Канаде) «господствует» отражательная плавка. Свое широкое
распространение она получила благодаря освоенности плавки применительно к
переработке различных видов мелких рудных материалов, главным образом
флотационных концентратов, простоте организации процесса почти в любых
условиях металлургического производства. Основными причинами острой
необходимости замены отражательной плавки стали высокие требования к
предотвращению загрязнения окружающей среды выбросами оксидов серы. В
условиях отражательной плавки, характеризующейся образованием огромных
количеств очень бедных по SO2 газов, их обезвреживание требует больших
капитальных затрат и обходится дорого в эксплуатации. В связи с этим, а
также в связи с необходимостью активного использования теплотворной
способности сульфидов и ряда других рассмотренных выше факторов были
разработаны и освоены новые способы плавки медного сырья. Главным образом
это — автогенные процессы, совмещающие в себе обжиг, плавку и
конвертирование. В этих процессах большая часть серы переходит в отходящие
газы с достаточно высоким и постоянным содержанием SO2.
Ниже приведены сравнительные основные технико-экономические показатели
применяемых в настоящее время в медной промышленности пирометаллургических
процессов.
Уже в начальной стадии освоения процесса плавки в жидкой ванне достигнута
удельная производительность, превышающая более чем в 15 раз
производительность отражательной печи при плавке сырой шихты, и в 6—8 раз
производительность КВП и финской технологии. Возможно широкое управление
составом штейна и получение на богатых штейнах относительно бедных
отвальных шлаков.
Процесс характеризуется низким пылеуносом и получением возгонов, богатых
по содержанию ценных компонентов. Для осуществления процесса создана
надежная и долговечная аппаратура. Процесс не требует сложной подготовки
сырья и пригоден для переработки как кусковой руды, так и концентратов
различного состава. По своим показателям он превосходит все известные в
мировой практике процессы. Процесс следует считать в основном освоенным и
заслуживающим широкого и быстрого внедрения в отечественной медной и
никелевой промышленности.
Помимо основного использования для плавки сульфидных концентратов на
штейн, плавка в жидкой ванне пригодна для более широкого применения. При
внедрении процесса в жидкой ванне необходимо учитывать его возможности,
пути и направления развития, которые будут осуществляться уже в недалеком
будущем.
К перспективным направлениям относятся прежде всего прямое получение
черновой меди и глубокое обеднение шлаков, прямое получение медно-
никелевого файнштейна, плавка коллективных медно-цинковых концентратов,
комплексная переработка отвальных шлаков. Заслуживает внимания также
использование принципов плавки в жидкой ванне для переработки окисленных
никелевых и железных руд.
Сравнительные технико-экономические показатели некоторых видов плавки сульфидных медных концентратов
|Показатель|ПЖВ |КФП |Финская|КИ ВЦЭТ|Норанда|Мицубис|Отражат|
| | | | | | |и |ельная |
| | | | | | | |плавка |
| | | | | | | |сырой |
| | | | | | | |шихты |
|Удельный |60—80| | | | | | |
|проплав, | |10—13 |9—12 |3—5 |10—11 |До 20 |4—5 |
|т/(м2 • | | | | | | | |
|сут) | | | | | | | |
|Содержание| | | | | | | |
|меди, %: | | | | | | | |
|в штейне |45—55|37—40 |60 |40—50 |70-75 |65 |20—30 |
|в шлаке | | | | | | | |
|(без обед |0,5—0| | | | | | |
|нения) |,6 |До 1,2 |1—1,5 |0,3—0,6|5 |0,5 |0,4—0,5|
|Содержание| | | | | | | |
|Si02 в | | | | | | | |
|шлаке, % |30—32|28—34 |29—30 |30—34 |22 |30—35 |34—42 |
|Влажность |6—8 |