Cimmerman (523120), страница 111
Текст из файла (страница 111)
в. Возгонка 5п из бедных руд и обогвшение им летучей фазы (~65 % 5п) в виде 5п5 (температура кипения 1230'С) и частично 5пО (температура кипения 1425 гС). Два метода возгонки 5п в виде 5п5: — возгонка фьюмингованнем. Вдувание смеси угольной пыли, воздуха и сульфидизатора в оксидиый расплав; — вельцеввние. Перемешивание смеси исходного сырья, воздуха, восстановителя (топлива) и сульфидизатора в трубчатой печи: бпо + 4СО+ 50 бпб(г з> + 4СО . Предпочтительные сульфидизаторыг Сзбог Ребе(ре5). Окисление: бпбаы1+20з-~-бпоз+боь В оставшемся шлаке (при фьюминговании) или клинкере (при вельцевании) содержится 0,1-0,3 бп. Производство чггноеого олова а. Исходный материал: обогашенный концентрат (~65 % бп); возгоны (пылевидный концентрат) ((65 тз бп).
б. Восстановительная плавке. Косвенное восстановление в шахтных или отражательных печах с использованием малоэольиого антрацита: б О+2СО б +2СО. Эффективность восстановления снижается по следующим причинам: — восстановление бпОз проходит, очевидно, через стадию образования 5по; — окислы примесей образуют соеаинення с бпО: — окислы Ре образуют гартлииг (Гебпз): при высоком содержании Ге восстановление проводят в отражательной печи. Рафинирование чгрлоеого металла а. Черновое олово содержит >97 % бп.
Основные примеси — Ге. РЬ, Сп, Аэ, 5Ь, В1. б. Способы рафинирования: — ликвация при нагреве для отлелення Ге [гартлинга); 240'С; — лразнение для удаления механических примесей при помаши древесины вли водяного пара; — очистка от меди сульфидированнем; вмешивание серы прн -350 С; — электролиз с растворимым анодом в растворе Иазб. 3.4.6.6. Металлургня цинка Схема лирометалгуреического получения г(иижи 1) полный окислительный обжиг сульфидных или кальцииация карбонатных руд: 2) обжиг; 3) производство чернового металла; 4) рафинирование чернового металла ликвацией и ректификаплей.
Обжиг а. Подготовка. Полный окнслительный обжиг до (1 тз 5. Прн этом в отвальном продукте содержится до 2 тз Уп. б. Способы обжига: ,— в кипяшем слое (предпочтительный); — во взвешенном состоянии, в механических многоподовых печах (применяются реже). в. Основные реакции: 2Уп5+ Зоз-ь2УпО+ 250; Упб + 20з Упбог ЗУпб+ 5.50з-ьУпо 2УпбО + 50; ЗУпбоэ+Упб- 4Упо+450 . г.
Побочные процессы: ьтагс Упб+ ЗРЬΠ— ь ЗРЬ + Упо+ 50 1 э шз'с У б+ ЗС40 — ЗСд+ УпО+ 5О,. Упо может образовывать феррнты (м650 'С) или силикаты; Сб сублимирует ()980 'С) в виде Сбб или улетучивается ранее в виде Сбо; РЬ частично улетучивается в виде РЬ5 или РЬО или образует феррит в силикат; Сц (в форме сульфидов) затрулняет полный обжиг; Ге снижает температуру воспламенения шихты, увеличивает тепловыделение; СаО, МКО образуют сульфаты; 510з, Резоз образуют силиквты, ферриты. Производство чериоеого металла а. Способы: — дистилляция в горизонтальных или вертикальных ретортах; — способы Ймперизл.Смелтинг. Комбинированное получение Уп+ РЬ Спеченный концентрат плавится в шахтной печи с коксом. Уп улетучивается. б. Реакции дистилляциоиного процесса: УпО+СО- Ул(пвр)+СО; Соя+ С 2СО Главным образом происходит косвенное восстановление.
Количество Уп (пар) зависит от наличия СО и кинетики реакции. в. Побочные процессы в муфеле: феррит цинка при температуре )1200'С восстагавливается до Упо, РеО, возможно также образование металлического Ге; силиьат цинка восстанавливается при еше больших температурах и медленнее; сульфат цинка частично диссоциирует. образуется Упб; Гезоз восстанавливается до Ге; РЬО водстаиавлнвается до РЬ и частично улетучивается; РЬ50+ разлагвегся с образованием РЬ5; С60 восстанавливается до Сд, Улетучивается и собирается в алонже; Аз, 5Ь перехолят частично в черновой Уп, частично в пыль; СабО, восстанавливается ло Саб ()800'С); СаО образует силикатыс Рео и буоз) А40г образует шпинель с Упо. Рафилироааниг в. Исходный материал: жидкий черновой Уп с ~96 тз Уп, содержащий РЬ, Сб, Ге, Аз. Извлечение цинка: в горизонтальных ретортах (~~90%) и в вертикальных ретортах (л.
82 %). б. Способы рафинирования: — Ликвация при охлаждении; удаление РЬ ло ( 1 "т), Ре до 0,03 'тг. Отражательная печь. — Ректификация для отделения РЬ (жидкая фаза) и Сб (пары). Гидромггаллургил Уп а. Полготовка концентрата и выщелачиванию. Окислительный обжиг проводится преимущественно ло Упо. Снижению доли растворимого УпО способствуют увеличение поли Уп500 перехол цинка а трувнорастворимой феррит. Кроме того, сульфиа цинка, соаержаший железо, склонен к поверхностному окислению, при этом часть ХпБ остается в неокнсленном состоянии в сульфидиом ядре.
б. Растворение цинка. Произволится растворами Н,БО, с использованием отработанного электролита. Феррит цинка рвстворюч только в концентрированной НзБО«. Принципы выщелачивания: — обработка пульпы в резервуарах типа «Пачукв» (метод «Анаконпы»); — еышелачиввиие в мешалках при повышенной температуре (метал Тайнтона). в.
Очистка раствора от выщелачивания: — ссаждение Ре (и Аз) гилролнзом при нейтрализацнн кислоты; — очистка от мели цементвцией иинковой пылью; — цементация Сб и остаточной меди иннком; — осаждение Со в слабом кислом рве. творе [)-нафтвлом. г. Получение металлического пинна. !(инк из растворов ЕпБО«выделяют электропилам с А1-катодами и Р)«анодами. 3.4.6.7. Металлургия алюминия Схема получения алюминия: !) производство глинозема; 2) получение алюминия электролизом расплава; 3 рафинирование алюминия. роизэодство глинозема ло способу Байера. Применяется для получения глинозема из высококачествениа( бокситов. Требуется получать А1«Оз высокой чистоты, так как А1 сильно электроотрнцателеи.
Пйи электролизе алюминия примеси более электроположятельных металлов осаждаются нз расплава вместе с АВ А1,Оэ-Н,О+ 2ХаОН 2ИвАЮ»+ 2Н»О; А1»О». ЗН»О+ 2ХаОН «2ИвАЮ»+ 4Н,О. Образующийся при выщелачпввнии крас. ный щлам, содержащий гилроокись Ре, отделяется от влюминатного растворе фнльтраиией. При гидролизе алюмннвтных растворов в осадок выпалвет гидроокись Л1 Процесс ускоряется введением затравки [мелкнх кристаллов А1(ОН)э]: 2ИаЛЮ, + 4Н»О-«А1»О» ЗН»О+ 2ИаОН. Из исхолной руды (с содержанием (~25 А1) получается концентрат, солержаШий (~99,9 7р А1зО«. Производство черноэоео алюлшния.
Л1»О«растворяется в криолнте (Ха»[А)Р«]). который полвергвется электролизу с угольными электродами. Основные процессыг а) растворение глинозема в криолитег Иаз [А)Р«]+ А1»О» «ЗИаАЮР», б) анодина процесс: ЗХаАЮР,+ 1з(,С+ 6Р~ ЗМвз [А(Р,] + 1з(з СО». в) катодный процесс: 2Ма [А)Р«] + 6Ха-«8МвР+ 2А1. 378 На катоде происходит осаждение А1, на аноде выделяются СО и СОз.
Рафинирование чернового алюминия а. Черновой металл солержит ) 99 з!« А!; основные примеси: Ре, Я, Сп, Т1. б. Способы рафинирования: — Отстаивание. Удаление механических загрязнений. Усрелненис состава алюминия, полученного в разных электролнзерах. Дрвзненне. Упаление механических загрязнений и Нз; произволнтся пролувкой Хз. — Хлорирование алюминия.
Провалится с целью отлелеиня Ми и Иа продувкой расплава С1з и Из при 850'С (в барабанной печи). — Ликвация, Вылеление Ре в виде РеА!ь — Электролитическое рафинирование по трехслойному методу. Образование «жидкого анода» присадкой Си+5!. Состав электролита А(Рь Вэрз, КР, Иар.
Чистый А1 собирается в самом верхнем слое. Катоды угольные. 3.4.6.6. Металлургия магния Схема получения люгяия: 1) разложение кврбонзтов,хлорированне; 2) производство чернового металла, электролнз расплава, карботермия; 3) рафинирование чернового металла. Подготовка сырья: — термическое разложение карбоиатов. МяСО« или МаСО« СаСО, с выделением СО (.л 6ОО 'С); — получение хлорида Ма.. а) обезвоживанием МкС!з 6Н»О (безводный МаС!з является исхолным продуктом для электролиза расплава); б) хлорированием МиО после сушки.. М80+С1«+С-:-М8С1«+ СО; 2МаО+ 2С1«+ С- 2МдС1«+ СО». Производство чернового металла а.
Исходные материалы МиС1з с прю«есямн ИаС1, КС1, СаС!з, МиО или МаО СаО. б. Способы получения: — злектролиз расплавленных солей С диафрагмами на аноде (углеродный анод). Выделяется С1з. Катод железный; — карботермический процесс >2000 с М8О+ С вЂ” » Ма (пвр) + СО.
Необходима быстрая конденсация Ми во избежание обратного окисления. Рафинирование чернового магния а. Исходный материал в черновой маг. ний, содержащий Мд (~99 г ), Рв Мл, Х1. Я. б. Способы рафинирования: — переплавке с флюсом с целью отделения механических примесей; — лнкввция с образованием нитерметэллических соединений. Снижение солержания Ре ао О,ОЗ г при помощи Мп илн Я', Вц Ег. Кристаллизация при охлаждении", — дегазвция с обработкой СС1«или РеС1«. 3.4.6.9.
Металлургия благородных металлов Схема получению 1) первичная обработка исходного сырья; 2) попутное извлечение или гидрометаллургия (извлечение иэ руд); ) .ф 3 рафинирование. пособи перзичной обработки. Благородные металлы солержатся в исхолном сырье (рудах, промежуточных продуктах, вторичных сплавах н т. п.) в незначительных количествах. Первичная переработка бедного сырья ставит своей целью концентрирование (обогащение) благоролнымн металлами конечных продуктов.
а. Попутное извлечение благородных металлов (БМ). — Переработка концентратов и промпродуктов (РЬ, Нн, Сп, штейн, шпейза). Возможны способы: — Амальгамация. Кроме БМ, амзльгамируются также галоидные соединения Ап н Аи. — Получение БМ прн производстве меди (анодный шлам). — Золото н платина концентрируются в анодном шлеме при электролизе чернового серебра. — Йз чернового РЬ, получаемого в шахтной печи, из которого БМ выделяются. Прн электролизе БМ переходят в вводный шлам нли осаждаются Хп (метод Паркеса). Дисгилляция, купелировение РЬ, разделение. б.
Гидрометаллургия. Может совмещаться с переработкой промпролуктов. БМ переводятся в раствор. Если прямое нзвлече. нне БМ вевозможно, то исходные продукты обрабатываются предварительно укззанвыми выше методами. Основные способы выщелачивания: — цианистое вышелачивание, т. е. вышелачиванне при помощи НаСЫ или КСЫ (Аи растворимо лучше, чем Аа) с последующим осажаением БМ цинковой пылью из растворов; — тносульфатное выщелачивание.
Только для Ап-сонержвщих рун. Ап не растворяется в Ыаз5зОз нлн Кз5зОз. Затем проводится цианистое выщелачивание. Осаждеиие Аа после тиосульфатного выщелачивания проводится Ыаз5. Далее слелует обреботкв купелнрованнем„ в. Импрегнирование (впитывание). Отначится к методам извлечения БМ. Основано на использования РЬ как коллектора БМ н его способности к разложению сульфндов серебра: Ааз5+ РЬ-ьРЬ5+ 2Аа; Ааз5+ РЬО-ьййа+ 2РЬ + 50 .
В свинцовую ванну может быть добавлен аррнный шлем. ,г. Купелнрованне. Старый способ. Осноцвгз.гза коллектнрованяи БМ жидким свинцрм с последующей его озтонкой. '„ьРафинироеание серебра Ставня 1з перевод чернового Аа в аноды совместно с другими БМ купелнрованнем.
Сп В! остаются на поду, РЬ испаряется. Стадия Пз электролиз Аа с добавлением Н,5О, нли ННОь Последний расгворнтель предназначен для отделения Ап и Р! от Аа. Элекгролиз серебра Способ Мебиусе. Катод: Сг — Ы1- сталь. Анод: рафинированное Аа. В анодном шлеме содержатся другие БМ. Способ Балбах — Тума. Катонз графит. Аноды: пластины рафинированного Аа.
Анодный шлем обелнен Ан. Аффинажз Аа растворяется в горячей концентрированной Нз5Оз; Ац, Р! остаютсн в осадке; Сп, РЬ, В! переходяз в раствор. 2Аа+ 2Нз50з-ьйаз50з+ 2Н О+ 50з. Квартажз НХОз частично растворяет Р1 и Рд. Рафинирование золота а. Электролиз. Из исходного чернового золота отливают аноды. Электролиз проводится в солянокнслом растворе золото. хлористоволоролной кислоты, В анолный шлем перехолят Аа, ((п, 1г, а платина может переходить в электролит.
б. Процесс Миллера. Расплав чернового золота обрабатывается С!. Присутствие Р! не допускается. Хлорнрование Сп, РЬ, 2п, Ан и образование летучих хлоридов. Получение металлов платиновой группы. Платиновые металлы осаждаются фракциямн. Осадок расплавляется с гидросульфзтом нлн НаОН н ЫаЫОз н выщелачнвзется. Затем вторичное осаждение нли улетучивание с непосредственно последующей конденсацией. После многократного термического разложения или восстановления с помошню аоворола образуется губчатый металл, который переводится в компактную форму плавлением, ковкой или литьем. З.б.
![](https://s.studizba.com/z.php?f=/templates/si/i/noavatar.png&w=100&h=100&t=1"){kind=avatar}
