Металлургия цветных металлов

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… 2. Описание технологии получения катодной меди………4 3. Выбор технологии плавки на штейне… 4. Теоретические основы процесса Ванюкова….5. Расчет материального и теплового баланса….6. Заключение….28 Введение Металлургия меди, а также других тяжелых цветных ме¬таллов является ведущим звеном отечественной цветной металлур¬гии. На долю тяжелых цветных металлов в РФ прихо¬дится значительная часть валовой продукции отрасли. Значение меди из года в год возрастает, особенно в связи с бурным развитием энергетики, электроники, машинострое¬ния, авиационной, космической и атомной техники.

Дальнейшее развитие и технический уровень медного и никелевого производств во многом определяют технический прогресс многих отраслей на¬родного 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 электролит¬ной 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 элект¬ролизные ванны, заполненные сернокислым электролитом. Между анодами в ваннах располагаются тонкие медные листы — катод¬ные основы.

При включении ванн в сеть постоянного тока происходит элек¬трохимическое 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 исполь¬зуют 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 двух¬валентной медью в растворе определяется равновесием реакции диспропорционирования. Следовательно, в состоянии равновесия концентрация в растворе ионов Сu+ примерно в тысячу раз меньше, чем кон¬центрация ионов Си2+. Тем не менее реакция имеет сущест¬венное значение для электролиза.

Она в частности определяет переход меди в шлам. В начальный момент вблизи анода в раст¬воре соотношение двух- и одновалентной меди соответствует кон¬станте равновесия. Однако вследствие большего заряда и меньшего ионного радиуса скорость перемещения двухвалентных ионов к катоду превышает скорость переноса ионов одновалентных. В ре¬зультате этого в прианодном слое концентрация ионов Си2+ ста¬новится выше равновесной и реакция начинает идти в сто¬рону образования тонкого порошка меди, выпадающего в шлам. Как указывалось выше, электролитическое рафинирование осу¬ществляют в сернокислых растворах.

Электроположительный потенциал меди позволяет выделить медь на катоде из кислых растворов без опасения выделения водорода.

Введение

Введение в электро¬лит наряду с медным купоросом свободной серной кислоты су¬щественно повышает электропроводность раствора. Объясняется это большей подвижностью ионов водорода по сравнению с под¬вижностью 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 образо¬вываться дендриты, что уменьшает в данном месте расстояние между катодом и анодом. Уменьшение межэлектродного расстоя¬ния ведет к уменьшению электрического сопротивления, а следо¬вательно, к местному увеличению плотности тока. Последнее в свою очередь обусловливает ускоренное осаждение меди на дендри¬те 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 ка¬тода удерживает большое количество электролита и плохо промы¬вается, что не только ухудшает качество товарных катодов, но и может вызвать брак катодной меди по составу.

Одно из объясне¬ний механизма действия поверхностно-активных веществ заклю¬чается в том, что они адсорбируются на наиболее активных частях поверхности и при этом вызывают местное повышение элек¬трического сопротивления, что и препятствует росту дендрита. В результате поверхность катодов получается более ровной, а катод¬ный осадок более плотным. После выравнивания катодной поверх¬ности коллоидная добавка десорбирует в электролит. Растворы коллоидных добавок непрерывно вводят в циркули¬рующий электролит.

Вид и расход поверхностно-активных веществ различны для каждого предприятия. Обычно применяют одновре¬менно 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, явля¬ются 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 рафи¬нирования меди химические соединения (Cu2S, Cu2Se, Cu2Te, AuTe2, Ag2Te). Примеси первой группы, обладающие наиболее электроотрица¬тельным потенциалом, практически полностью переходят в электро¬лит. 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 свой¬ствам относятся к примесям I группы, но по своему поведению в процессе электролиза могут быть отнесены к приме¬сям 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 электро¬лиза меди практически не осаждаются и постепенно накаплива¬ются в электролите.

При большой концентрации в электролите металлов первой группы электролиз может существенно рас¬строиться. 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 . раство¬ра или основных солей, особенно при их значительной концентра¬ции 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 зре¬ния возможности загрязнения катода. Будучи несколько более электроотрицательными по сравнению с медью, они полностью растворяются на аноде с образованием соответствующих суль¬фатов, которые накапливаются в электролите. Однако сульфаты этих примесей неустойчивы и в значительной степени подверга¬ются гидролизу, образуя основные соли (Sb и Bi) или мышьяко¬вистую 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 напряже¬ний должны переходить в шлам в виде тонкодисперсного остатка.

Это подтверждается практикой электролитического рафинирования меди. Переход золота в шлам составляет более 99,5% от его содер¬жания 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 умень¬шения 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 взаимосвя¬занная с ней скорость циркуляции электролита. С увеличением скорости циркуляции вследствие взмучивания шлама переход золо¬та и серебра на катод возрастает.

При выборе плотности тока и способа циркуляции электролита необходимо учитывать содержание благородных металлов в анодах. В случае их повышенного содер¬жания плотность тока должна быть меньше. Снижению переноса шлама на катод способствует также наличие в ванне зоны отстаи¬вания (область от нижнего конца катода до дна ванны). На многих заводах электролит перед его возвращением в ванну в цикле цирку¬ляции 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 специаль¬ных 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 пока¬затели электролитического рафинирования меди, являются плот¬ность тока, выход металла по току, напряжение на ванне, удельный расход электроэнергии. Плотность тока является важнейшим параметром процесса элек¬тролиза.

Она выражается в амперах на единицу поверхности элек¬трода (D=I/S). В металлургии меди ее принято выражать в ампе¬рах 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. Следова¬тельно, с увеличением плотности тока интенсивность (производи¬тельность) процесса электролиза возрастает. Величина плотности тока, при которой проводят процесс элек¬тролитического рафинирования, определяет все его основные техни¬ко-экономические показатели: напряжение на ванне, выход по току, расход электроэнергии, а также капитальные и эксплуатационные затраты.

С увеличением плотности тока при прочих равных услови¬ях 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 катод¬ным осадком.

В настоящее время применение особых режимов элек¬тролиза (реверсивного тока, измененной системы циркуляции элек¬тролита 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 метал¬ла 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 назы¬вается выходом металла по току. В практике электрометаллургии цветных металлов в большин¬стве случаев приходится иметь дело с катодным выходом по току, так как масса катодного осадка определяет конечный выход товар¬ной продукции.

Преднамеренный повышенный перевод меди в электролит за счет химического растворения часто обусловливают конъюнктурными соображениями.

Избыточная медь может быть выделена из электроли¬та 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 электролиз¬ных цехов с повышенной температурой электролита.

Выбор технологии плавки на штейне

Благодаря этому процессу достигается уверенное распределение 30% SiO2 ... Схема печи для плавки в жидкой ванне: 1 — шихта; 2 — дутье; 3 — штейн;... Таким образом, плавление шихты и окисление сульфидов в процессе ПЖВ ос... Дей¬ствительно, большие скорости окисления сульфидов, например при про... Изв-к 3.42 1.92 1.5 4.

Заключение

Заключение В данной курсовой работе был составлен тепловой и материальный баланс процесса плавки на штейне на примере плавки в жидкой ванне или процессе А.В.Ванюкова, который был выбран из-за своих технико-экономических показателей.

Технологический процесс А.В.Ванюкова позволил перевести в конверторный шлак 24% кварца, 3% меди, 52% железа, 17,32% кислорода; в 45%-тый медный штейн: почти 20% железа, 25% серы; в шлак после добавления кварцевого и известнякового флюсов перешло: 33% кварца и 6% оксида кальция (согласно требуемым показателям), а также 33.63% железа и около 0.6% меди. В работе также был рассчитан тепловой баланс процесса, что позволило сделать следующие выводы: тепло на нагрев конверторного шлака составило 4638,9 ккал, на реакции окисления и шлакообразования: 85720,01 ккал, на нагрев штейна, шлака и отходящих газов с учетом требуемого топлива в размере 0,694 кг угля (95% C, 5% прочих) : 10289.08 ккал, 30132,28 ккал и 20751,2 ккал соответственно.

Испарение влаги потребовало 4290,22 ккал, а потери составили 14146,15 ккал. Отходящие газы приняли окончательный вид: SO2 ~ 53,83%, CO2 ~ 7,35%, N2 ~ 12,74%. Необходимо заметить то, что объем требуемого дуться на сжигание 0,694 кг топлива составил 1,36 нм3. Таким образом, на примере данной работы, мы еще раз убедились в том, что процесс плавки по технологии А.В.Ванюкова является одним из лучших по своим технико-экономическим показателям, и, я надеюсь, что с развитием науки и появлением свободных денежных средств у предприятий, а также НИИ, позволит в будущем его усовершенст.