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 30 50

Конструкционные стали 10... 15

Сплавы на никелевой основе 16... 20

Никелирование 10... 18

Чугунное и стальное литье 10... 12

Прочие потребители 8... 10

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 (t_пл = 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;

1. применение оптимальных состава электролита и электричес­кого режима электролиза;

2. разделение анодного и катодного пространств слабо фильт­рующей, химически и механически стойкой диафрагмой;

3. 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.