Металлопрокат
Металлоконструкции
Обработка металла
Суммируя все изложенное выше по переработке сульфидных медно-никелевых руд, можно составить представление о распределении металлов в процессе производства.
На рис. 66—68 К.К. Белоглазовым изображена схема поведения никеля, меди и платиноидов одного из отечественных комбинатов, кого рая убедительно иллюстрирует сложность и многозвенность технологии, неразрывную взаимосвязь отдельных ее ветвей и необходимость использования большого количества разнообразных оборотных материалов. Данный комбинат осуществляет селективную флотацию тонковкрапленных бедных сульфидных руд сложного состава в отличие от других предприятий, работающих в настоящее время на богатых рудах и частично на концентратах. Из схем видно, что в условиях этого комбината 91—94% каждого из металлов поступало с рудой, проходящей стадию флотации, и только относительно небольшое количество богатой рудной мелочи вводилось в шихту агломерации, а богатой кусковой руды — в шихту шахтной плавки
В табл. 12 сопоставлены показатели извлечения металлов в данном производстве, отнесенные к комплексу процессов обогащения и металлургического передела и только к одному металлургическому переделу. Разница между обоими группами показателей, обусловленная учетом, или элиминированием потерь металлов в хвостах механического обогащения, весьма велика. Это обстоятельство следует иметь в виду при сопоставлении показателей извлечения для комбината, перерабатывающего в основном бедные сложные никелевые руды, требующие флотационного обогащения с предприятиями, металлургическое производство которых базируется на богатом рудном сырье, а также концентратах из хорошо обогащающихся руд и на полупродуктах, получаемых извне. Само собой разумеется, что одновременно необходим корректив и на качество материала, поступающего в металлургический передел.
Схемы рис. 66—68 не являются, разумеется, стабильными. Уже к настоящему времени на предприятии, характеризуемом этими схемами, повышено извлечение никеля при обогащении Переход от шахтной плавки к электроплавке также внесет соответствующие изменения. Осуществление замедленного охлаждения файнштейнов повышает селективность флотационного разделения никеля и меди. Улучшатся показатели производства при переработке медного концентрата флотации файнштейна отдельно от основного концентрата, при самостоятельном переделе никелевых шлаков медного производства, при дальнейшем переводе производства кобальта на кеки цеха электролиза никеля и т.д. В дополнение к изложенному выше приведем некоторые данные, характеризующие поведение платины, палладия и кобальта.
Еще в 20-х годах К.Ф. Бетоглазов констатировал неравномерность распределения платиноидов в медно-никелевых рудах и значительные колебания крупности отдельных зерен. Позднее ему ждалось впервые диагносцировать, что платина этих руд представлена преимущественно свободными минералами: браггитом (Pt, Pd, NI) S, куперитом PtS, в значительно меньшей степени сперрилитом PtAs2, ассоциированными с пирротином и, в меньшей степени, с халькопиритом. Палладий же, присутствующий в руде в значительно превалирующем над платиной количестве, в основной массе находится в никельсодержащих сульфидах и лишь в весьма небольшой степени оформлен в виде самостоятельных минералов: браггита и стибиопалладинита Pd3Sb. Золото приурочено к выделениям платиновых минералов.
В табл. 13 приведены данные распределения платины и палладия при обогащении медно-никелевых руд, полученные в результате исследований, проведенных под руководством И.С Береснева и H.С. Грейвера в 1952 г. В хвосты флотационного обогащения попадает свыше 95% составляющих пустой породы и около 25% серы. Содержание сульфидов в никелевом концентрате около 50%, в медном ~94%. В полном соответствии с очерченным выше характером проявления платиноидов в рудном сырье в шлихи перешло 23,8% от общего количества платины и лишь 2,4% от общей массы палладия. Извлечение палладия в никелевый концентрат оказалось на 10% выше, чем платины, при одинаковом извлечении обоих металлов в медный концентрат. Такое распределение палладия обусловлено его связью с никелем, а распределение платины — ассоциированностью с основными сульфидными минералами; очевидно, что концентрирование пирротина в никелевом концентрате одновременно собирает и связанную с ним платину.
Особый интерес представляет то обстоятельство, что в хвостах обогащения оказалась 1/5 часть общей массы палладия и 1/10 часть платины. Относительно небольшие потери платины в хвостах являются несомненным результатом нахождения ее в виде самостоятельных минералов. Меньший же по сравнению с никелем размер потерь палладия может быть объяснен различием форм никеля в этом продукте. Известно, что часть никеля, переходящего в хвосты, представлена силикатной формой, присутствие в которой платиноидов мало вероятно. Если потери никеля и хвостах обогащения составляют 30%, то потери палладия, на 1/3 меньшие (20%), могут быть обусловлены присутствием в хвостах 1/3 никеля (т. е. порядка 0,04%) в силикатной форме, что вполне вероятно.
Очевидно, увеличение извлечения сульфидов в концентраты обусловит одновременное повышение извлечения платиноидов.
Как показали исследования H.П. Асеева, К.Ф. Белоглазова, Ю.В. Морачевского, М.В. Иолко, А.Б. Логинова, П.П. Порфирова и Н.С. Грейвера, осуществленные в 1934—1940 гг, платина и палладий распределяются в процессах пирометаллургического передела медноникелевого сырья примерно так же, как никель. Впоследствии И.Н. Маслешщкий установил, что при наличии металлической и сульфидной фаз платина и палладий концентрируются в первой из них. По данным И.Д. Заболотского, при карбонил-процессе оба металла полностью концентрируются в остатке от синтеза карбонила никеля. В рамках технологии производства, принятой в настоящее время на отечественных заводах, основная масса платиноидов поступивших в металлургический передел, попадает в шламы электролиза никеля и меди. Методы извлечения платиноидов из этих шламов будут рассмотрены в соответствующем разделе последующих томов настоящей монографии.
Сложнее обстоит дело с извлечением кобальта. Содержание этого металла в рудном сырье примерно пропорционально содержанию никеля. К.Ф. Белоглазов и Г.А. Осолодков установили, что в медно-никелевых рудах кобальт в основной своей массе приурочен к пентландиту и не связан с халькопиритом; это определяет распределение кобальта при обогащении. В свою очередь, исследования М.В. Иолко, Н.С. Грейвера и А.Б. Логинова (1935—1937 гг.) установили поведение кобальта на всех стадиях металлургического передела.
При рудной плавке сульфидных материалов на штейн потери кобальта в отвальных шлаках выражаются величиной примерно того же порядка, что и потери никеля. При плавке окисленных руд потери кобальта составляют до 2/5 от общего его количества. Очевидно, что при плавке сульфидного сырья с оборотами (конвертерные шлаки и т. п.), содержащими кобальт в окисленной форме, потери кобальта должны характеризоваться промежуточными данными.
Установлено, что при конвертировании штейнов кобальт переходит в шлаки, значительно концентрируясь в шлаках последних сливов. Это обстоятельство наглядно иллюстрируется диаграммами Н.С. Грейвера, изображенными на рис. 69 и 70. На всех диаграммах по оси абсцисс отложено количество железа, выгоревшего из штейна (т. е. перешедшего в шлак) в процентах от общего его количества в исходном штейне. Левые группы кривых характеризуют изменение состава штейнов при продувке. Кривые содержания никеля, меди и железа имеют обычную для процесса конвертирования форму, но кривые содержания кобальта резко отличаются от них. Вначале содержание кобальта в штейне возрастает, а кривые содержания кобальта имеют тот же характер, как кривые содержаний никеля и меди. Когда примерно 75% от общего количества железа перешло в шлак, повышение содержания кобальта в штейне резко замедляется, а после выгорания 90% железа содержание кобальта в штейне резко падает. В соответствии с этим изменяется содержание кобальта в шлаках соответствующих сливов.
Назовем условно «оборотным» — весь шлак, полученный от начала продувки до заданного момента, а «кобальтовым» — весь шлак, полученный от заданного момента до конца продувки. Правые группы кривых рис. 69—70 показывают, что содержание кобальта в шлаках последних сливов может достигать весьма значительной величины, вплоть до 1—1,5%. Практика наших заполярных никелевых комбинатов блестяще подтвердила этот вывод; так, на комбинате «Североникель» шлаки последних сливов содержали 0,7—1,2% Co. На уральских комбинатах также получались шлаки с 0,4- 0,9% Co
На рис. 71 сведены вместе кривые выгорания кобальта из штейнов разного состава. Несмотря на различие состава исходных штейнов, кривые эти идут совершенно единообразно.
Описанное выше поведение кобальта будет иметь место только при надлежащих условиях конвертирования. Передувка штейна в промежуточные стадии работы до состояния, близкого к файнштейну, может исказить картину распределения кобальта, «размазав» его по всем шлакам.
Нормальным содержанием кобальта в файнштейне (по исследованиям ЛГИ) было признано 0,5%. В файнштейнах наших заводов содержание Co было 0,6—0,8%, а иногда даже более высокое, но при некоторой передувке могло быть снижено. В этом отношении интересно предложение M.И. Захарова и Л.Л. Чермака о повторных доводках конвертерной массы почти до файнштейна с применением расплавленного штейна в качестве железосодержащих добавок. Опыты авторов предложения, поставленные ими совместно с А.Е. Бердниковым на комбинате «Южуралникель», позволили получить файнштейн с содержанием кобальта 0,32%, т. е. 0,4% от никеля.
На рис. 72 показано распределение кобальта, характерное для начального периода работы наших заполярных никелевых комбинатов. Из этого рисунка ясно, что при установившемся процессе производства потери кобальта в отвальных шлаках резко варьируют в зависимости от количества конвертерных шлаков, заворачиваемых в рудную плавку; потери кобальта оказываются наименьшими при полном выводе конвертерных шлаков из основного производства.
В результате проведенных исследований конвертерные шлаки были признаны основным исходным материалом для получения кобальта на всех отечественных никелевых заводах попутно с никелем, даже при очень бедном по кобальту рудном сырье. Другими видами исходного сырья оказались кобальтовые кеки при очистке анолита и для того времени шлаки, получаемые при продувке топов.
Для переработки конвертерных кобальтсодержащих шлаков Ленинградским горным институтом было намечено два пути: плавка на штейн и плавка на железистый сплав Первый был реализован на комбинате «Южуралникель», второй — на заполярных медно-никелевых комбинатах. Так были заложены основы производства кобальта на базе никелевых и медно-никелевых руд, которого не знала зарубежная техника того времени. В последующем это производство было значительно усовершенствовано.
Передел шлаков на штейн осуществляется первоначально путем шахтной плавки с соответствующими сульфидирующими и флюсующими добавками: полученный штейн конвертировался на шпурштейн, из которого отливались аноды. Недостатком способа было крайне низкое извлечение кобальта, обусловленное неблагоприятным распределением его по продуктам плавки.
При электроплавке конвертерных шлаков на малосернистый железистым сплав извлечение кобальта было удовлетворительным и составляло (в 1955 г.) на комбинате «Североникель» 80—85% при содержании в сплаве 4—5% Co и более. Однако процесс электроплавки был периодическим с накоплением и последующим расплавлением сплава, отливаемого в аноды. Расход же электроэнергии составлял свыше 1000 квт*ч на тонну шлака.
После успешного освоения всей сложной совокупности пирогидро и электрометаллургической частей технологии производства кобальта отмеченные выше недостатки приобрели особое значение и на очередь встала важнейшая задача повышения извлечения кобальта. Это потребовало, во-первых, передачи в кобальтовый передел не одних «богатых» конвертерных шлаков, а всей их массы, и, во-вторых, изыскания путей, обеспечивающих полноту извлечения кобальта из шлаков.
Совершенно очевидно, что с точки зрения энергетических затрат переработке необходимо подвергать не твердые, а жидкие шлаки сразу же после слива их из конвертера.
Группой работников комбината «Южуралникель» разработан и внедрен метод, заключающийся в перемешивании жидких фаз: конвертерных шлаков и металлизированного штейна рудной плавки неравновесного с ними состава. Обе фазы заливаются в конвертер, обогреваемый мазутом, и перемешиваются воздухом в течение 15—30 сек Каждая порция заливаемого штейна используется для обработки нескольких порций шлака Извлечение кобальта из конвертерных шлаков в штейн достигает 80%, а из конвертерных шлаков в аноды (рис. 73) 60—62%.
Передел конвертерных шлаков методом «перемешивания жидких фаз» требует применения металлизированных штейнов. Как известно, подобные штейны свойственны предприятиям, работающим на окисленных рудах, штейны же, выплавленные из сульфидных материалов, металлизированы лишь в очень небольшой степени Это обстоятельство побудило группу работников института «Гипроникель» и комбината «Североникель» создать и внедрить иной метод переработки конвертерных шлаков, заключающийся в непрерывной восстановительной электроплавке.
При этом способе, как и при описанном выше, наличие в штейне металлизированной фазы — необходимое условие успешного протекания процесса, и фаза эта образуется в самом процессе электроплавки В печь заливают жидкие конвертерные шлаки и штейн рудной электроплавки в количестве 25—35% от веса шлака; в качестве восстановителя вводится ~1,5% коксика. Плавка, осуществляемая при постоянном объеме жидких материалов, сопровождается процессами восстановления металлов и взаимодействия образовавшегося металлизированного штейна с конвертерным шлаком. В результате плавки получают бедные шлаки и обогащенные ценными составляющими медно-никелевые штейны с 20% S не намерзающие на подине печи. Штейны эти заливаются в конвертеры основного производства в период окончания набора, кобальт же по возможности концентрируется в файнштейне, попадает в никелевые аноды и выводится из процесса при очистке анолита (осаждение хлором), как это описано выше в разделе, посвященном электролитическому рафинированию никеля. Такой метод может быть осуществлен только на заводах, подвергающих весь черновой никель электролитическому рафинированию.
Извлечение кобальта из жидких конвертерных шлаков в металлизированный штейн около 80%, а цеховое извлечение кобальта из руды, концентратов и оборотных материалов в файнштейн (рис. 74) составляет 60—63%.
Теоретические основы и практика процессов извлечения кобальта из многообразных видов сырья обстоятельно рассмотрены в следующих томах монографии в главе «Кобальт». Это позволяет ограничиться высказанными выше краткими соображениями относящимися к проблеме извлечения кобальта из никелевого окисленного и сульфидного сырья.