Мфтериалы Второго Международного Конгресса. Цветные металлы

Подождите немного. Документ загружается.

270

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Предлагается способ мембранного электролиза растворов, полученных после серно-

кислотного выщелачивания молибденитового концентрата в присутствии пиролюзита,

позволяющий регенерировать кислоту, снизить солевой фон, очистить растворы от кати-

онов тяжелых цветных металлов, сульфат-ионов и инициировать осаждение молибдена

в виде оксидов.

Эффект электрохимической обработки молибденсодержащих сернокислых рас-

творов аналогичен эффекту реагентного подщелачивания (увеличение величины рН,

поликонденсация с образованием полиядерных комплексов), однако в отличие от него

сопровождается уменьшением отношения катион: молибдат-ион в растворе и не при-

водит к уменьшению солевого фона в нем и сокращает количество сульфат-ионов. Это

придает обработанным растворам ряд специфических свойств и позволяет упростить

последующие операции, повысить их эффективность, исключить применение щелочи.

С целью снижения нагрузки на сорбционный передел, сокращения расхода ионооб-

менной смолы и продолжительности процесса был исследован вариант гидролитическо-

го осаждения молибдена из молибденсодержащих сернокислых растворов, полученных

после выщелачивания молибденитового концентрата в присутствии пиролюзита.

При исследовании осаждения молибдена из полученных растворов обнаружены

некоторые различия в скорости, полноте осаждения и качестве осадков при выщелачи-

вании концентрата серной кислотой. Названные параметры определяют рентабельность

и эффективность этого способа выделения молибдена из раствора.

Гидрометаллургическая технология получения триоксида молибдена включает опе-

рации, связанные с необходимостью изменений молекулярного и ионного состояния мо-

либдатов для придания им способности к эффективному участию в процессах сорбции,

экстракции и кристаллизации. Рассмотрение преобразований молибдатов во взаимосвя-

зи с изменением кислотности растворов и удалением сульфат-ионов позволяет обосновы-

вать необходимые и достаточные параметры технологических операций.

Проведено исследование по сорбционному извлечению молибдена и рения из ма-

точных растворов гидролитического осаждения триоксида молибдена состава, г/дм

: мо-

либдена – 0,1; рения – 0,15; рН – 1,5.

Сорбция рения из маточного раствора проведена на сорбентах ВП-14 КР в сернокис-

лой среде при рН=2,5–3,0.

Подтверждена эффективность выбранной технологии и предложена технологиче-

ская схема процесса.

ЛИТЕРАТУРА

1. Юхтанов Д. М., Леонтьев К. Д. Изучение растворимости молибденита в водных

растворах окислителей//Цветные металлы. – 1953. – № 3. – С. 43–48.

2. Собинякова Н. М., Иванцова Г. А. Окисление и растворение молибденита в раство-

рах серной кислоты в присутствии окислителей//Сб. «Минеральное сырье». – М.: Недра,

1966. – В.13. – С. 70–77.

3. Собинякова Н. М., Иванцова Г. А., Белихина С. И. Извлечение молибдена из руд

в щелочных растворах с применением катализаторов//Сб. «Минеральное сырье». – М.:

Госгеологиздат, 1963. – В. 9. – С. 49–57.

271

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Неконтролируемый сброс в окружающую среду техногенных загрязнений привел

к ряду экологических нарушений и катастроф, значительная доля которых связана с ми-

грацией тяжелых цветных металлов, являющихся сильными биологическими токсикан-

тами [1, 2].

Наиболее экологически опасным путем миграции цветных металлов является их

распространение через гидросферу, причем, наиболее масштабный и значимый путь –

через сточные воды промышленных предприятий в результате процессов выщелачива-

ния разного рода твердых отходов, в результате технологических процессов химической,

металлургической, горнодобывающей промышленностей. Источником поступления ме-

таллов в окружающую среду являются не столько отрасли промышленности, сколько ис-

пользуемые технологические процессы, характерные для всех отраслей.

Очистка сточных вод методом ионного обмена в последнее время получает все боль-

шее распространение, так как этот метод позволяет утилизировать ценные примеси,

очищать воду до предельно допустимых концентраций и обеспечивает возможность ис-

пользования очищенных сточных вод в производственных процессах или в системах обо-

ротного водоснабжения [3].

Для очистки сточных вод применяют искусственные и природные минеральные и

органические катиониты. Синтетические иониты дороги, поэтому для очистки больших

объемов воды экономически оправдано применение природных сорбентов. Природные

ионообменные материалы хорошо поглощают цветные металлы из растворов. Использо-

вание неорганических фильтрующих материалов перспективно вследствие их высокой

термической и радиационно-химической устойчивости [3].

Предварительное исследование емкости различных неорганических фильтрующих

материалов показало, что перспективными фильтрующими материалами могут стать же-

лезомарганцевые конкреции (ЖМК) [4]. Они отличаются высокими значениями удельной

поверхностью и пористостью, по емкости многократно превосходят импортные пиролю-

зитсодержащие фильтрующие материалы [4, 5]. Вещественный состав ЖМК, определен-

ный в работе рентгенофлуоресцентным методом, в сравнении со средним содержанием

компонентов, представленных в литературе, приведен в таблице 1.

Таблица 1

Химический состав конкреций Финского залива

Компонент Содержание, масс. %, определенное

рентгенофлуоресцентным методом

Среднее содержание, мас %,

представленных в литературе [6]

Общий Mn

в расчете на MnO

35,87 33,80

36,23 20,19

Sr 0,263 0,27

Cu 0,339 0,34

Pb 0,449 0,34

Zn 0,074 0,57

SiO

–17,87

– 4,49

– 2,70

ОЧИСТКА СТОЧНЫХ ВОД МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ

ПРЕДПРИЯТИЙ ОТ КАТИОНОВ ЦВЕТНЫХ

МЕТАЛЛОВ

О.В. Черемисина, Д.Э. Чиркст, И.Т. Жадовский, А.А. Чистяков

Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова

(технический университет), г. Санкт-Петербург, Россия

272

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Для решения задачи очистки сточных вод и извлечения из них цветных металлов

необходимы исследования термодинамики ионного обмена на поверхности ЖМК и вы-

явления на основе термодинамических закономерностей сорбционных процессов коли-

чественных характеристик вытеснительной способности катионов.

Ионный обмен катионов

Сu

, Pb

, Co

, Hg

изучали из модельных водных рас-

творов солей металлов с концентрацией по металлу 0,018–0,022 моль/л при температу-

ре 298 К на ЖМК, переведенных в натриевую форму. Раствор соли металла перемеши-

вали с навеской ЖМК до равновесного состояния при постоянной температуре. Время

установления равновесия, отвечающее постоянству концентрации раствора, составляло

5–6 ч, в опытах время контакта фаз устанавливали не менее 10 ч

Величину сорбции Г (моль⋅кг

–1

) катионов определяли в статических условиях при

отношении объема жидкой фазы к массе твердой V/m=10 дм

⋅кг

–1

и массе навески ЖМК

5 г по разности концентраций исходного С

и равновесного С

растворов по формуле:

()

СС

⋅ρ

=−⋅

, (1)

где

– плотность раствора в кг⋅дм

–3

После опыта в отделенном через фильтр «синяя лента» растворе определяли равновес-

ные концентрации ионов натрия ионоселективным электродом и концентрацию катионов

металла с помощью ренгенофлуоресцентного метода, фотометрических методик, по величи-

не

э.д.с с помощью ионоселективных электродов и комплексонометрическим титрованием.

Полученные изотермы ионного обмена катионов Сu

, Pb

, Co

, Hg

и Na

на

ЖМК, представленные на рисунок 1.

Рис. 1. Изотермы сорбции катионов металлов на ЖМК.

Концентрационные пределы для катионов Сu

– (0–0,27 моль/кг),

– (0,002–0,41 моль/кг), Hg

– (0,5⋅10

–4

–0,0166 моль/кг), Co

– (0,019–1,914 моль/кг)

Термодинамическое описание обмена ионов металлов и натрия на поверхности желе-

зомарганцевых конкреций было проведено при допущении идеальности твердой фазы, т.е.

без учета коэффициентов активности ионов в сорбированном состоянии. Использовали

разработанный нами метод линеаризации модифицированного уравнения Лэнгмюра [5].

Уравнение закона действующих масс для реакции ионного обмена

2Na

(s) + Me

(aq)

⇔ 2Na

(aq) + Me

(s)

имеет вид:

Ме Na

Na Ме

Гa

⋅

, (2)

где К – кажущаяся константа обмена, Г

и Г

– величины сорбции ионов (моль⋅кг

–

и a

– активности ионов в растворе (моль⋅кг

–1

), отнесенные к стандартной актив-

ности 1 моль⋅кг

–

Значение предельной сорбции ионов равно:

Na Me

ГГ

∞

, (3)

где

∞

– величина предельной сорбции катионов, моль⋅кг

–1

(сухих ЖМК).

273

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Уравнение (2) приведено к виду:

()

222

22 2 2

4( )

Me Na Me Na

Na An Na An

MeAn MeAn

Na Me Me Me

ГC Г C

ГC Г Г C

++ + +

±±

±∞

⋅γ ⋅ ⋅γ

⋅γ − ⋅ ⋅γ

(4)

и преобразовано в формулу (5), аналогичную уравнению изотермы Лэнгмюра (6):

()

Na An

Na Me Me

MeAn

КC

ГГ

CГKC

+++

∞

⋅

=⋅

⋅+⋅⋅

; (5)

Ка

∞

⋅

=⋅

+⋅

(6)

Линейная форма уравнения (5) имеет вид:

()

Na An

MeAn

Me Me

ГГ

ГKГ C

∞

⋅

⋅⋅

, (7)

аналогичный линейному уравнению Лэнгмюра:

11 1

ГГ ГКа

∞∞

⋅

. (8)

Для вычисления значения предельной сорбции ионов построили зависимость

обратной величины сорбции ионов металлов 1/Г от аргумента

()

Na An

MeAn

Me Me

ГC

⋅

представленную на рисунке 2.

Рис. 2. Линейная форма изотерм металлов на ЖМК.

Величина аргумента для катионов Сu

– (0,2–2,2),

– (0,28–1,68), Hg

– (0,07–0,31), Co

– (1,55–1,88)

Кажущуюся константу ионного обмена вычисляли по формуле:

()

tg Г

∞

α⋅

, (9)

где

– угловой коэффициент зависимости 1/Г = f (c).

Значение Г

∞

находили по величине свободного члена этой зависимости.

Энергию Гиббса ионного обмена рассчитывали по формуле:

GRT K

Δ=

. (10)

По величине удельной поверхности ЖМК S

уд

= 43,81 м

⋅г

–1

, определенной нами в рабо-

274

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

те [4] и предельной сорбции катионов оценили «посадочную площадку» ионов по формуле:

уд

ГN

∞

(11)

и вычислили радиусы сорбированных катионов.

Полученные значения констант ионного обмена, энергий Гиббса ионного обмена и

значений предельной сорбции катионов представлены в таблице 2.

Таблица 2

Константы ионного обмена, энергии Гиббса ионного обмена, значения предельной

сорбции и радиусы сорбированных катионов

Величины Hg

∞

моль/кг 0,895 0,866 0,667 1,43

K 2,00 ±0,21 4,50 ±0,18 4,64 ±0,3 43,8 ±0,5

ΔG

298

, кДж⋅моль

–1

–1,7 ±0,24 –3,7 ±0,26 –3,8 ±0,32 –9,3 ±0,48

sоrb

, пм 160 163 186 127

В таблице 3 приведены значения кристаллографических радиусов исследуемых ка-

тионов по Бокию, значения радиусов гидратированных катионов, вычисленных по урав-

нению Стокса (12), и полученных радиусов сорбированных катионов.

сr

π⋅ ηλ

(12)

где

z – заряд катиона металла, F – постоянная Фарадея,

– вязкость воды,

– предель-

ная эквивалентная электропроводность катиона металла.

Таблица 3

Радиусы катионов

Катион r

по Бокию , пм r

по Стоксу, пм r

sorb

(радиус сорб. катиона), пм

80 324 127

112 289 160

125 262 163

78 340 186

Полученные значения радиусов катионов, сорбированных на поверхности ЖМК,

имеют значения промежуточные между кристаллографическими радиусами катионов по

Бокию и радиусами гидратированных катионов по Стоксу, поэтому их можно рассматри-

вать как средние эффективные радиусы частично дегидратированных ионов.

Степень дегидратации оценили по формуле:

aq sorb

aq cr

−

α=

−

. (13)

Величина степени дегидратации изменяется от 0 при r

sorb

= r

до 1 при r

sorb

= r

Увеличение степени дегидратации объясняется повышением прочности электростати-

ческих взаимодействий катионов, находящихся в слое Штерна – Гельмгольца, с отрица-

тельно заряженными активными центрами поверхности ЖМК. Последние образуются

на гидролизованной поверхности пиролюзита вследствие диссоциации групп

≡Mn − OH.

Согласно литературным данным [6], значения pH изоэлектрического состояния марган-

цевых минералов в составе ЖМК равны 1,5–2,8. Следовательно, в условиях проведенных

опытов поверхность ЖМК была заряжена отрицательно. Прочность кулоновских взаимо-

действий в двойном электрическом слое должна коррелировать с повышением ионного

потенциала катионов в сорбированном состоянии и с понижением энергии Гиббса ион-

ного обмена. Это подтверждается составленным на основе полученных результатов ря-

дом вытеснительной способности катионов, приведенным в таблице 4.

В качестве основного критерия сорбционной способности катионов при составле-

нии лиотропного ряда принято понижение энергии Гиббса ионного обмена.

275

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Вдоль лиотропного ряда катионов с понижением энергии Гиббса ионного обмена

растет вытеснительная способность катионов.

Полученные термодинамические данные свидетельствуют о сорбционной способно-

сти ЖМК, которые можно рассматривать в качестве селективного сорбента по отноше-

нию к ионам цветных металлов.

Изучение ионного обмена на поверхности модифицированного неорганического

сорбента позволит прогнозировать извлечение катионов цветных металлов из сточных и

природных вод, а, следовательно, рассчитывать технологические показатели очистки.

Таблица 4

Лиотропный ряд катионов

Величины Na

<Sr

<Hg

<Pb

<Co

<Ni

<Cu

ΔG

298

кДж⋅моль

–1

0 –1,69 –1,7±0,24 –3,7±0,26 –3,8±0,32 –5,66 –9,3±0,48

∞ ,

моль/кг – 0,480 0,895 0,866 0,667 1,24 1,43

z/r

sorb

⋅10

, пм

–1

5,46 9,0 12,5 12,3 10,75 13,6 15,7

sоrb

, пм 183 219 160 163 186 136 127

0 47,6 72,7 72,3 58,1 76,7 80,1

В качестве фильтрующего материала целесообразно использовать мелкую фракцию

конкреций с размером гранул 1–3 мм, которая представляет меньшую ценность для ме-

таллургии. Применение отечественного минерального сырья в данной области актуаль-

но низкой себестоимостью неорганических сорбентов.

Концентрирование цветных металлов путем сорбции на ЖМК предполагает после-

дующее извлечение на стадии вскрытия конкреций или десорбции. Переработка ЖМК

может быть проведена по технологии выщелачивания полезных компонентов сернистым

ангидридом в растворах серной кислоты или пирометаллургическим способом на ме-

таллургических предприятиях по технологии, предусматривающей извлечение цветных

и черных металлов: меди, кобальта, никеля, марганца и железа [7].

ЛИТЕРАТУРА

1. Геохимия окружающей среды / Саев Ю.Е., Ревич Б.А., Янин Е.П. и др./ М.: Наука ,

1990, 335 с.

2. Димитриев М.П., Казнина Н.И., Пигина И.А. Санитарно-химический анализ за-

грязняющих веществ в окружающей среде. М.: Химия. 1989, 368 с.

3. Блохин А.И. Сорбенты на пути загрязнения водоемов // Экология и промышлен-

ность России. 2000, № 2 С. 53–59.

4. Чиркст Д.Э., Черемисина О.В., Иванов М.И., Чистяков А.А. Сорбция железа (2+)

железомарганцевыми конкрециями // ЖПХ. 2005. Т. 78. № 4. С. 599-605.

5. Чиркст Д.Э., Черемисина О.В., Иванов М.В., Чистяков А.А. Изотерма обмена ка-

тионов никеля и натрия на ЖМК. //ЖПХ. 2006. Т. 79. № 7. С. 1101 – 1105.

6. Челищев Н.Ф. Сорбционные свойства океанических железомарганцевых конкре-

ций и корок. М.: Недра, 1992, 315 с.

7. Переработка фосфорсодержащих железомарганцевых конкреций/ Н.М. Теляков,

А.А. Дарьин// Металлургические технологии и экология: Тезисы докл. Международной

конф.(25 апреля, СПб). СПб., 2003. С.84-86.

276

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Проведены теоретические и технологические исследования по термохимическо-

му восстановлению достаточно чистого хлорида магния, производимого на титано-

магниевых заводах, карбидом кальция, ввиду сравнительно простой технологии по-

лучения последнего, в целях выпуска металлического магния повышенной чистоты

и рациональной переработки промпродуктов.

В связи с малой изученностью процессов карбидотермии хлоридов и спорностью

имеющихся данных, носящих противоречивый характер, нами с применением программ-

ного обеспечения и компьютерной обработки был проведен термодинамический анализ

реакции:

MgCl

+ CaC

= CaCl

+ Mg↑ + 2C.

Показано, что свободная энергия Гиббса реакции имеет значительную отрицатель-

ную величину в интервале температуры 873–2273 К, причем при повышенных темпера-

турах она имеет большую отрицательную величину. Поэтому можно говорить о высокой

степени вероятности протекания реакции вправо, в сторону образования элементного

магния и сажистого углерода, особенно при удалении конечных продуктов из зоны ре-

акции. Применение вакуума в системе должно способствовать ускорению и повышению

глубины протекания реакции за счет интенсивного отвода образовавшегося продукта –

парообразного магния.

Эксперименты проводили на электропечи сопротивления, в которую вертикально по-

мещалась кварцевая реторта диаметром 50 мм с конденсатором (

∅ 100 мм и Н – 100 мм)

из кварца. Тигель из железа «армко» с навеской материала устанавливался в ретор-

те на подставку в зоне постоянных температур. Трубу с конденсатором через нижнюю

часть вакуумировали форвакуумным насосом. Давление остаточных газов в эксперимен-

тах колебалось от 1,33 до 13,3 Па. Для опытов применяли безводный хлористый магний

АО «УКТМК», инкорпорирующий около 2 % примесей и технический карбид кальция, со-

держащий около 75 % основного соединения. Шихту с размером зерен 0,1–0,2 мм, близ-

кую к стехиометрическому составу с соотношением – MgCl

: CaC

= 5

: 4 в количестве 90 г

помещали в железный тигель, затем в трубу электропечи и создавали в системе вакуум.

Температуру измеряли хромель-алюмелевой термопарой в паре с милливольтметром

с погрешностью ± 3

С.

Предварительными экспериментами был показано, что состояние, близкое к равно-

весному в системе устанавливается через два часа, поскольку при двух и трехчасовой вы-

держках при 1000

С степень возгонки магния в конденсат близка и составила около 94 %.

При определении степени извлечения металлического магния от изменения темпе-

ратуры было показано, что при увеличении температуры с 600 до 1000

С выход магния

возрос с 51,2 до 94,1 % (табл. 1).

Таблица 1

Влияние температуры на выход магния (выдержка 120 мин)

№ п/п Температура

опыта,

Масса шихты,

Извлечение магния в конденсат

г %

1 600 90 6,5 51,2

2 700 90 7,1 59,9

3 800 90 9,2 72,4

4 900 90 10,9 85,8

5 1000 90 11,95 94,1

ТЕРМОВАКУУМНАЯ ПЕРЕРАБОТКА ПРОМПРОДУКТОВ

И ОТХОДОВ МАГНИЕВОГО ПРОИЗВОДСТВА

Н.С. Бектурганов, М.А. Найманбаев, А.В. Павлов, С.М. Уласюк

АО «Центр наук о Земле, металлургии и обогащения»,

г. Алматы, Республика Казахстан

277

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Полученные данные показывают, что процессы восстановления хлорида магния

карбидом кальция и отгонки магния в вакууме при 900–1000

С протекают со значитель-

ными скоростями и на большую глубину.

При графическом изображении при температуре 1000

С на первой стадии выход

магния возрастает с увеличением продолжительности выдержки, затем образуется пере-

гиб и в дальнейшем степень извлечения изменяется незначительно.

Полученный в процессе карбидотермического восстановления магниевый конден-

сат содержал 0,001 % железа и незначительные количества других сопутствующих компо-

нентов, что характеризует его как металл повышенной чистоты.

Таким образом, показано, что реакция восстановления хлорида магния карбидом

кальция протекает достаточно глубоко, с существенными скоростями при температурах

800–1000

С и давлении остаточных газов 1,33–13,3 Па с получением конденсированно-

го магния повышенной чистоты. Относительно невысокие температуры процесса упро-

щают выбор материалов для оборудования и аппаратурного оформления с перспективой

создания непрерывнодействующей технологии получения магния повышенной чистоты

из его хлорида.

Лабораторные исследования по сублимации, дистилляции и конденсации металли-

ческого магния из отвальных шламов электропечи непрерывного рафинирования (ПНР)

электролитного магния сырца, выщелоченных водой, проводили в герметично закрытой

кварцевой трубе диаметром 40 мм.

Трубу горизонтально помещали в электропечь сопротивления с нихромовым на-

гревателем. С одной стороны кварцевая труба была запаяна, с другой герметично сое-

динена с вакуум-насосом РВН-20 ПС. Перед насосом и манометром стояли очиститель-

ные склянки со стекловатой и порошком из периклаза. Навеску шлама в количестве

от 13,223 до 19,095 г засыпали в алундовую лодочку и помещали в кварцевую трубу. Опы-

ты провели при температурах 650 и 1030

С, при давлении остаточных газов 35 Па и вы-

держке в течение одного часа.

Результаты опытов показали, что при температуре 650

С (t

пл

Mg – 651

С) не дости-

галась полная отгонка сублимируемого магния. При температуре 1030

С и выдержке

1 час при навеске 16,662 г были получены: остаток от вакуумирования 10,882 г (выход

65,3 % от исходного) и магниевый конденсат 5,400 г (выход 32,4 %) невязка составила

2,3 %. В таблице 2 представлены химический и спектральный анализы продуктов опытов

по сублимации и дистилляции магния из шламов ПНР.

Таблица 2

Химический и спектральный анализы продуктов вакуумирования

Материал Содержание, %

Mg Fe Si Al Ca Mn Na K Ti Ni Cu

Шлам ПНР

94,1 0,95 0,8 0,001 0,5 0,001 1 1,2 0,1 0,003 0,0003

Конденсат Mg,

650

С, 1 ч

99,91 0,001 0,002 0,001 0,08 0,001 – – 0,01 н/о 0,001

Конденсат Mg,

1030

С, 1 ч

99,87 0,003 0,01 0,001 0,1 0,001 0,001 0,001 0,01 н/о 0,001

На основании положительных результатов лабораторных исследований были про-

ведены укрупненные заводские исследования процесса регенерации магния из солевых

отходов, в виде исходного шлама ПНР.

Установка вакуумной сепарации (рис. 1) включала: вертикальную реторту, вы-

полненную из нержавеющей стали, диаметром 219 мм и высотой 700 мм, помещенную

в электрическую печь сопротивления шахтного типа диаметром 350 мм, высотой 1000 мм

и мощностью 30 кВА; конденсатор, в виде оборотной реторты из нержавеющей стали,

диаметром 219 мм и высотой 1000 мм с внутренним нержавеющим стаканом диаметром

200 мм, высотой 700 мм и вакуумную систему с запорной арматурой, вакуумным насо-

сом ВН-6 Г и бустерным вакуумным насосом БН-2000. При испытаниях реторту со шла-

мом вакуумировали при нагреве до 400

С, при этой температуре была сделана выдержка

в течение 60 минут. Затем реторту заполняли аргоном и температуру повышали до 850

С,

снова вакуумировали до давления остаточных газов в реторте равном 60 Па и аппарат

278

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

став

или на выдержку. Во время выдержки вакуум достигал 23–27 Па. По окончании

120-ти минутной выдержки реторту и конденсатор заполняли аргоном, затем аппарат

охлаждали с одновременным пассивированием конденсата магния. Продукты разделы-

вались и сдавались на химанализ. Всего перед опытом было загружено в реторту 8,0 кг

исходного горячего шлама ПНР с 70 % магния. В результате вакуумирования получено:

3,4 кг магния металлического в конденсаторе (выход 42,5 %); 3,4 кг солевого деметал-

лизированного остатка в реторте (выход 42,5 %); 0,46 кг магния-конденсата на экране;

0,46 кг соли-конденсата на экране и крышке реторты. Всего получено 7,72 кг продуктов

сепарации. Невязка составила 0,28 кг или 3,5 % от исходного загруженного материала.

Надо отметить, что, судя по показаниям вакуумметра, прибора измерения температуры

и окончанию испарения воды, подаваемой на орошение конденсатора, процесс возгонки

и конденсации закончился уже через 35 минут после начала 120 минутной выдержки.

На укрупненной установке, вероятно, по причине большой длительности опыта и, воз-

можно, из-за наличия окалины и солевых остатков в конденсаторе, был получен менее ка-

чественный магниевый конденсат, содержащий большее, по сравнению с лабораторны-

ми опытами, количество примесных компонентов, %: 0,1 Fe; 0,1 K; 0,1 Na; 0,1 Ca; 0,01 Si;

0,001 Al; 0,001 Mn; 0,003 Cu; 0,001 Ti; 0,003 Pb; 0,01 Cr.

Таким образом, предложены способы извлечения металлического магния из хлорид-

ных солевых промпродуктов и отходов магниевого производства.

Рис. 1. Установка вакуумной сепарации магния из солевых отходов:

1 – электропечь сопротивления; 2 – реторта со шламом;

3 – конденсатор; 4 – душирующее устройство

279

Второй международный конгресс

Цветные металлы

–

2010

, г. Красноярск

•

Раздел III

•

Производство цветных и редких металлов

Постановка проблемы

В последние десятилетия в странах СНГ в качестве сырья для электролитического по-

лучения магния в основном используется природный карналлит. Технологические схемы

его переработки достаточно эффективны, но сопряжены с выделением и использованием

анодного хлора. Низкое качество анодного хлоргаза, необходимость его утилизации, ста-

новятся существенным препятствием для наращивания мощностей и расширения объёма

производства. Использование для получения хлормагниевых расплавов оксидного сырья,

например, магнезита, имеющего богатые разведанные и разрабатывающиеся месторож-

дения, позволяет замкнуть технологический цикл по хлору.

Технология хлорирования брикетов из магнезиальной шихты в шахтных электро-

печах (ШЭП), применявшаяся еще в 60-х годах, потеряла свою актуальность из-за целого

ряда существенных недостатков. Целью настоящей работы являлся анализ недостатков

технологии и поиск путей ее интенсификации.

Анализ уровня технологии

и направлений интенсификации

Быстрое внедрение схем переработки кар-

наллита было связано с разработкой Верхнекам-

ского месторождения, а также с относительно

невысокими технико-экономическими показа-

телями процесса хлорирования в ШЭПах. Их

производительность по MgCl

не превышала

15–20 т/сутки, степень полезного использова-

ния хлора – 85 %, а извлечение магния в гото-

вый расплав составляло не более 90 % в связи

с потерями в виде шлака и пыли [1].

Основу процесса хлорирования брикетов

из магнезиальной шихты составляет гетеро-

генный процесс взаимодействия оксида маг-

ния с хлором в присутствии твердого восста-

новителя, описываемый реакциями:

MgО + Сl

+ C ↔

MgCl

(ж) + СО,

ΔН = – 128,3 кДж/моль; (1)

2MgО + 2Сl

+ C ↔

2MgCl

(ж) + СО

ΔН = – 392,7 кДж/моль. (2)

Механизма процесса глубоко и однознач-

но не был изучен, поскольку в указанной систе-

ме наряду с процессами химического взаимо-

действия существенную роль играют процессы

хемосорбции хлора на поверхности углерода

и оксида магния, десорбции оксидов углерода,

а также диффузии газов в образующемся хло-

ридном расплаве [2].

ИНТЕНСИФИКАЦИЯ ПРОЦЕССА ХЛОРИРОВАНИЯ

МАГНЕЗИТА В ШЭПАХ С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ

ГАЗООБРАЗНОГО ВОССТАНОВИТЕЛЯ

Д.В. Прутцков, С.М. Лупинос, А.Н. Петрунько

Государственный научно-исследовательский и проектный институт титана,

г. Запорожье, Украина

Рис. 1. Шахтная электропечь

(вертикальный разрез)

Мфтериалы Второго Международного Конгресса. Цветные металлы - 2010

Подождите немного. Документ загружается.