Металлургия цинка

Контрольная работа

Металлургия цинка

1 Руды и минералы цинка

2 Дистилляционный способ получения цинка

2.1 Дистилляция в горизонтальных ретортах

2.2 Дистилляция в вертикальных ретортах

2.3 Дистилляция в электропечах

2.4 Дистилляция цинка в шахтных печах

3 Рафинирование чернового цинка

4 Обжиг цинковых концентратов

5 Выщелачивание огарка

6 Очистка сульфатных цинковых растворов

7 Электролитическое осаждение цинка Литература

1 Руды и минералы цинка Количество цинковых минералов, из которых добывают цинк невелико. Это в основном сфалерит ZnS, смитсонит ZnCO3, каламин Zn2SiO4· H2O. Другие минералы встречаются редко и промышленного значения не имеют. Цинк в природе находится в свинцовых полиметаллических рудах, которые были описаны в металлургии свинца. После флотационного обогащения полиметаллических свинцовых руд получают цинковый концентрат, который содержит 47−60% Zn, 1,5−2,5% Pb, до 3,5% Cu, 3−10% Fe, до 0,5% Cd и 29−33 S. Цинковый концентрат харктеризуется следующим примерным соcтавом (%): ZnS -70,3; PbS-5,2; CuFeS2 — 3,1; FeS2; cиликаты и карбонаты -10,1.

В концентратах, полученных после обогащения окисленных никелевых руд, цинк содержится в основном в виде смитсонита и каламина.

2 Дистилляционный способ получения цинка В настоящее время в промышленности цинк получают пирометаллургическим и гидрометаллургическим способами. Пирометаллургический способ заключается в дистилляции цинка из цинксодержащих материалов. Дистилляция цинка осуществляется в различных агрегатах.

2.1 Дистилляция в горизонтальных ретортах Предварительно цинковый концентрат подвергается окислительному обжигу, при котором сульфиды окисляются до оксидов:

2ZnS + 3O2 =2ZnO + 2SO2 (1)

2PbS+ 3O2 = 2PbO + 2SO2 (2)

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + 2SO2 (3)

CdS + 3O2 = 2CdO + 2SO2 (4)

Обожжённый концентрат смешивается с мелким коксом и загружается в реторты, которые помещают в горизонтальные печи. Температура в печи поддерживается порядка 1400оС. В реторте протекают реакции восстановления:

ZnO + C = Zn + CO (5)

PbO + C = Pb + CO (6)

Cu2O + C = 2Cu + CO (7)

CdO + C = Cd + CO (8)

Металлический цинк испаряется и конденсируется в конденсаторе, который прикреплён к устью реторты. По мере накопления цинк вычёрпывают из конденсатора. В конденсаторе поддерживается температура в пределах 400 — 600оС. В конденсаторе конденсируется не весь цинк. Часть его в виде пара уходит в железную аллонжу, надетую на устье конденсатора. Температура в аллонже составляет 100−200оС, поэтому в ней пары цинка конденсируются в виде тонкой твёрдой пыли, которую называют пусьерой. Пусьера содержит значительное количество кадмия и направляется на его извлечение.

Из восстановленных металлов летучими являются кадмий и свинец. Они также будут испаряться конденсироваться в месте с цинком и загрязнять его. Металлическая медь в условиях дистилляции цинка практически не испаряется.

После окончания процесса дистилляции реторту отделяют от конденсатора и выгружают из неё оставшийся после дистилляции твёрдый спек, который называют раймовкой. В раймовке содержится порядка 6−12% цинка. Раймовка направляется на переработку с целью дополнительного извлечения цинка.

Извлечение цинка невелико и составляет 86,4−87,8%. Процесс дистилляции в ретортах малопроизводителен. Кроме того, в результате получают цинк, загрязнённый свинцом и кадмием.

2.2 Дистилляция в вертикальных ретортах Дальнейшим развитием процесса дистилляции является дистилляция в вертикальных ретортах. Вертикальные реторты изготавливаются из карборунда. Карборунд представляет собой карбид кремния SiC, температура плавления которого составляет порядка 2700оС. Вертикальная реторта представляет собой шахту прямоугольного сечения, Собранную из карборундовых плит или выложенную из карборундового кирпича.

Для нагрева реторты с двух её сторон в камерах сжигают генераторный газ. Высота обогреваемой части реторты составляет порядка 7,5 м. Шихта в виде брикетов загружается сверху. Нижняя часть реторты опущена в железный короб, заполненный водой. Из нижней части реторты в короб непрерывно выгружается спёкшаяся шихта — раймовка. Содержание цинка в раймовке порядка 3−5%. Из короба твёрдый остаток выгружается шнеками и направляется на дополнительное извлечение цинка.

Шихту готовят из обожжённого цинкового концентрата, коксующегося угля и связующего вещества, в качестве которого обычно используется каменноугольная смола. После перемешивания шихту брикетируют. Полученные брикеты упрочняют путем нагревания их до 750- 900оС. При этих температурах каменный уголь и смола коксуются, придавая брикетам необходимую прочность и пористость.

Процесс дистилляции осуществляется при температуре порядка 1400 оС и по своему химизму не отличается от процесса дистилляции в горизонтальных ретортах. Восстановленный металлический цинк и другие летучие металлы испаряются и конденсируются в конденсаторе. Полученный в конденсаторе цинк направляется на рафинирование.

Отходящие из конденсатора газы направляют в скруббер, где улавливаются остатки цинка в виде тонкой пыли. Очищенные от пыли газы сжигают в топочном пространстве реторты, что позволяет экономить до 20% топлива.

Извлечение цинка составляет 90−94%. Широкому распространению метода препятствует высокая стоимость карборунда.

2.3 Дистилляция в электропечах Недостатком вертикальных реторт является то, что процесс передачи тепла от теплоносителя к шихте осуществляется через карборундовую стенку теплопроводностью. Поэтому стенка имеют более высокую температуру, чем шихта. Это приводит к быстрому изнашиванию карборундовых плит. Этот недостаток ликвидируется в электротермическом способе получения цинка в электропечах.

Шихта для дистилляции в электропечах готовится из обожжённого концентрата и кокса. Электрический ток к шихте подводится с помощью графитовых электродов, расположенных друг от друга по высоте на расстоянии 8−10 м. Электрический ток протекает через кокс. Вследствие этого шихта разогревается примерно до 1200оС. Цинк восстанавливается до металла и испаряется. Пары цинка конденсируют либо в виде металла, либо сжигают до оксида цинка, который и является продуктом.

Раймовка содержит до 12−15% цинка. В ней также содержатся свинец, медь и благородные металлы, поэтому она направляется на дополнительную переработку.

Существует способ дистилляции цинка в электропечах, основанный на полном расплавлении шихты. В этом случае обожжённый цинковый концентрат в смеси углём и флюсами расплавляют в электрической печи при температуре 1300−1350оС. При этом получается жидкий шлак, в который погружены графитовые электроды.

В условиях плавки в ванне ещё до расплавления шихты из неё восстанавливаются не только оксиды цинка и меди, но также оксиды железа. Железо, растворяя в себе углерод и медь, образует на подине печи медистый чугун. Извлечение цинка в газовую фазу составляет порядка 95%. 80% испаряющегося цинка конденсируется в виде металла, а остальной цинк переходит в пыль и конденсируется в виде оксида.

2.4 Дистилляция цинка в шахтных печах При обычной свинцовой плавке примерно 80% цинка переходит в штейн и шлак. Остальной цинк теряется с отходящими газами. В нижней части печи в области при температурах выше 1000оС оксиды цинка легко восстанавливаются до металла по реакциям:

ZnO + C = Zn + CO (9)

ZnO + CO = Zn + CO2 (10)

Пары цинка в месте с газами поднимаются по столбу шихты вверх, вновь окисляются до оксида, который оседает на кусках шихты и, опускаясь вниз, переходит в штейн и шлак.

В дальнем зарубежье (Англия) были разработаны условия шахтной свинцовой плавки, позволяющие получать 90% цинка, содержащегося в шихте в виде металла. Перед загрузкой в шахтную печь шихту в смеси с коксом нагревают до 800оС, а воздушное дутье до 600оС. Плавку ведут с повышенным расходом кокса. В результате этого в газы переходит около 90% цинка и его пары не окисляются до оксида в среде восстановительных колошниковых газов, температура которых составляет порядка 1000оС. Горячие газы, содержащие 5−6% паров цинка поступают в конденсаторы, где резко охлаждаются. Для предотвращения окисления паров цинка в конденсаторах интенсивно с помощью специальных мешалок разбрызгивается жидкий свинец. Цинк конденсируется на жидких каплях свинца и образует с ним сплав, содержащий 2,26% цинка. Этот сплав непрерывно перекачивают насосами в разделительную ванну. В ванне при охлаждении происходит разделение металлов на два слоя. В нижнем слое находится сплав свинца, содержащий 2,02% цинка, а верхний слой расплава содержит порядка 99,5% цинка. При нормальном режиме работы печи 90% цинка получают в виде металла и 10% в виде порошка оксидов. Оксиды в качестве оборотного материала возвращаются в шихту в голову процесса.

3 Рафинирование чернового цинка Цинк, полученный дистилляционными способами, характеризуется наличием примесей (%): Pb-1,0−3%; Cd-0,05−0,3%; Fe-0,05−0,1%; Cu-0,05−0,1%; As- 0,0003−0,05%. Поэтому он подвергается процессу рафинирования.

Одним из простых и дешёвых способов рафинирования является ликвация, Она основана на уменьшении растворимости примесей в цинке с понижением температуры. При ликвационном рафинировании жидкий цинк охлаждают до 430−350оС. Охлаждённый расплав отстаивают в течение 24−36 часов. После отстаивания расплав разделяется на три слоя. Нижний слой содержит до 95% Pb, средний слой состоит из твёрдых кристаллов интерметаллического соединения FeZn7, а верхний слой представляет собой очищенный цинк, содержащий до 1% Pb и 0,03−0,04% Fe.

Ликвацию поводят в отражательных печах. При рафинировании на поверхности расплава цинка, который соприкасается с печными газами, образуется оксид цинка. Он виде порошка периодически снимается с и направляется на дистилляцию.

Загрузка чернового цинка в печь осуществляется периодически. После охлаждения и процесса отстаивания верхний слой сливают. Отходы, накапливающиеся в нижних слоях, периодически удаляют из ванны. Свинцовый сплав направляется на получение благородных металлов, которые концентрируются в нём. Железистый продукт направляют на дистилляцию. Кадмий ликвационным способом не удаляется и остаётся в цинке.

Существует также ректификационный способ рафинирования чернового цинка, который позволяет получать цинк чистотой 99,996%. Спрос на такой чистый цинк ограничен, а процесс ректификации дорогой, Поэтому он не получил широкого распространения.

4 Обжиг цинковых концентратов Наиболее распространённым способом переработки цинковых концентратов является гидрометаллургический, который включает как пирометаллургические, так и гидрометаллургические технологические операции: окислительный обжиг, выщелачивание, очистка раствора от примесей и электролитическое получение цинка.

Окислительный обжиг имеет целью полное или частичное удаление серы из обжигаемого концентрата и перевод сульфида металлов в растворимые в кислых водных растворах формы. Обжиг сульфидных цинковых концентратов осуществляется в печах кипящего слоя при температуре 900−950оС.

Сульфидные цинковые концентраты содержат следующие минералы: ZnS, PbS, CuFeS2, FeS2, а также силикаты и карбонаты. В процессе обжига происходит термическое разложение высших сульфидов и последующее окисление низших сульфидов.

Основной реакцией обжига сульфида цинка является реакция:

2ZnS + 3O2 = 2ZnO +2 SO2 (11)

Вместе с сульфидом и цинком окисляются другие сульфиды:

2FeS + 3,5O2 = Fe2O3 + 2SO2 (12)

3FeS + 5O2 = Fe3O4 + 3SO2 (13)

2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2 (14)

PbS + O2 = PbO + SO2 (15)

Cu2S + O2 = Cu2O + SO2 (16)

2Cu2O + O2 = 4CuO (17)

CdS + O2 = CdO + SO2 (18)

В процессе обжига возможно образование феррита цинка:

ZnO + Fe2O3 =ZnFe2O4 (19)

При каталитическом действии оксидов сернистый газ частично окисляется до SO3:

2SO2+ O2 = 2SO3 (20)

Серный ангидрит может связывать оксиды металлов в сульфаты:

Zn + SO3 = ZnSO4 (21)

Pb + SO3 = PbSO4 (22)

Образование сульфатов происходи при более низких температурах, чем образование оксидов. Поэтому образовавшиеся сульфаты частично будут разлагаться с образованием оксидов.

Карбонаты в условиях обжига разлагаются до оксидов. Оксиды пустой породы без каких-либо превращений переходят в огарок.

Огарок в основном содержит металлы в виде оксидов: ZnO, CuO, CdO, Fe2O3, Fe3O4, Sb2O3, As2O3. Свинец в огарке находится в виде PbSO4.

В процессе взаимодействия между основными и кислотными оксидами возможно образование сульфатов, арсенатов, антимонатов, ферритов и силикатов. Наиболее существенными побочными реакциями обжига следует считать образование ферритов цинка и силикатов свинца и цинка. Их образование является нежелательным. Так феррит цинка плохо растворяется в водных растворах серной кислоты, а силикаты при выщелачивании образуют коллоидную кремневую кислоту, которая затрудняет процессы фильтрования и отстаивания пульпы.

Окислительный обжиг цинковых концентратов осуществляется в печах кипящего слоя, устройство которых мало отличается от устройства подобных печей для обжига сульфидных медных концентратов.

Вынос пыли при обжиге составляет порядка 35%. Состав пыли практически не отличается от состава огарка и она поступает вместе с огарком на выщелачивание.

Содержание SO2 в отходящих газах составляет порядка 8−10%. Отходящий газ направляется для производства серной кислоты.

5 Выщелачивание огарка Целью выщелачивания цинковых огарков является наиболее полное растворение соединений цинка, содержащихся в огарке, и получение чистых растворов для электролиза. В качестве растворителя используется раствор серной кислоты. Практически все соединения цинка, присутствующие в обожжённом концентрате, способны в той или иной мере реагировать с серной кислотой с образованием хорошо растворимого сульфата цинка. Оксид и сульфат цинка хорошо растворимы в слабых растворах серной кислоты. Основной реакцией процесса выщелачивания является реакция взаимодействия оксида цинка с серной кислотой:

ZnO + H2SO4 = ZnSO4 + H2O (23)

Образующиеся в процессе обжига в небольших количествах силикаты, ферриты и алюминаты цинка мало растворимы в слабых растворах серной кислоты. Их растворимость возрастает по мере повышения концентрации кислоты и температуры.

Силикат цинка разлагается серой кислотой сообразованием коллоидной кремниевой кислоты:

ZnSiO3 + H2SO4 = ZnSO4 + H2SiO3 (24)

Сульфид цинка, который не окислился в процессе обжига, практически не растворяется в растворах серной кислоты и переходит в твёрдый остаток (пески).

Железо в огарке, в основном находится в виде ферритов цинка и меди, которые мало растворяются в слабых растворах серной кислоты и переходят в твёрдый остаток. Часть железа находится в виде оксидов Fe3O4 и Fe2O3 и в незначительном количестве в виде FeO. Оксид железа FeO хорошо растворяется в растворах серной кислоты по реакции:

FeO + H2SO4 = FeSO4 + H2O (24)

Другие оксиды железа растворяются частично, и значительная их часть остаётся в нерастворимом остатке. Обычно в раствор переходит 3−4% исходного количества железа в огарке.

Медь, содержащаяся в огарке в виде оксидов, ферритов и силикатов частично растворяется и переходит в раствор:

Cu2O + H2SO4 = CuSO4 + Cu + H2O (25)

CuO + H2SO4 = CuSO4+ H2O (26)

Примерно половину меди переходит в раствор, а остальная часть остаётся в твёрдом остатке.

Никель, кобальт, кадмий и марганец в виде сульфатов переходят в раствор:

MeO + H2SO4 = MeSO4 + H2O (27)

где Ме — Ni, Cd, Co и Mn.

Оксиды свинца, кальция, бария в сернокислых растворах образуют труднорастворимые сульфаты соответствующих металлов и остаются в твёрдом остатке.

Соединения хлора, фтора, натрия и магния легко выщелачиваются и накапливаются в растворе.

В промышленных условиях для выщелачивания цинковых огарков используют различные технологические схемы: одно-, двухи трёхстадийные. Наибольшее распространение получила схема двухстадийного непрерывного противоточного выщелачивания (Рисунок 1).

Рисунок 1 Принципиальная технологическая схема двухстадийного непрерывного противоточного выщелачивания цинковых огарков.

Согласно этой схеме выщелачивание проводят в две стадии, Сначала обожжённый цинковый концентрат обрабатывают слабокислым раствором, содержащим 1−5 г/л свободной серной кислоты. Такой кислоты недостаточно для полного выщелачивания цинка. Только часть цинка переходит в раствор, который становится нейтральным. После нейтрального выщелачивания в нерастворимом остатке остаётся ещё много цинка, поэтому его вторично выщелачивают отработанным электролитом, содержащим 150−170 г/л H2SO4. К концу кислого выщелачивания концентрация серной кислоты в растворе уменьшается до 1−5 г/л. Раствор отделяют от осадка и направляют на нейтральное выщелачивание.

Нейтральное выщелачивание осуществляют в пачуках с воздушным перемешиванием (Рисунок 2)

1 -воздушное сопло; 2-аэролифт; Корпус; 4-загрузочный жёлоб; 6-вентиляционный люк; 7-крышка;- 8,12- детали крепления аэролифта; 9-соивнгой жёлоб; 10- выпускной жёлоб; 11-змеевик; 13-крепление сопла; 14- разгрузочный патрубок.

Рисунок 2 Чан с воздушным перемешиванием для выщелачивания цинковых огарков

6 Очистка сульфатных цинковых растворов Раствор, полученный после нейтрального выщелачивания, содержит различные примеси. Поэтому перед процессом электролиза сульфатные цинковые растворы подвергают очистке.

Очистку от железа производят одновременно с выщелачиванием. В раствор добавляют МnO2, который окисляет ионы Fe2+ до Fe3+ по реакции:

MnO2 + 2FeSO4 +H2SO4 = Fe2(SO4) + MnSO4 + 2H2O (28)

Образующаяся соль трёхвалентного железа подвергается гидролизу и в виде основной соли выпадает в осадок:

Fe2(SO4) + 2H2O = 2FeOHSO4 + H2SO4 (29)

Одновременно с железом из раствора удаляются мышьяк, сурьма и частично кремниевая кислота.

Перед поступлением раствора на электролиз его очищают от меди и кадмия. В основе очистки раствора от меди и кадмия лежит процесс цементации, основанный на вытеснении из раствора одного металла другим металлом, который характеризуется более отрицательным электродным потенциалом, чем вытесняемый из раствора металл. Для очистки от меди и кадмия в качестве цементатора используется цинковая пыль. В процессе очистки в растворе протекают реакции:

Zn + CuSO4 = Cu + ZnSO4 (28)

Zn + CdSO4 = Cd + ZnSO4 (29)

Расход цинковой пыли превышает необходимое стехиометрическое количество, так как часть его растворяется в растворе серной кислоты. Кроме того, повышенный расход пыли связан также с тем, что осаждающиеся на поверхности частиц цинка медь и кадмий экранируют внутреннюю часть цинковой частицы, что препятствует её полное использование.

Выпавший осадок металлов отфильтровывают на фильтрах Диффенбаха. Медно-кадмиевый кек состоит из меди, кадмия и избытка цинковой пыли. Он характеризуется следующим составом (%): Сu -2−8; Cd-6−8; Zn-30−40. В медно-кадмиевом кеке концентрируется также таллий. Кек направляют на переработку с целью извлечения из него меди, кадмия, цинка и таллия.

Специальной очистки нейтрального раствора от кобальта и хлора не производят. Они накапливаются в электролите. Удаление этих примесей осуществляется по мере их накопления путем временного вывода части электролита из процесса циркуляции. Эту часть электролита очищают от хлора и кобальта и возвращают в процесс циркуляции. Тем самым приостанавливают накопление этих примесей в электролите.

Очистку от хлора производят при накоплении его в растворе до 100 мг/л. Хлор удаляют добавлением в раствор свежеосаждённой цементной меди. Медь образует с хлором малорастворимое соединение СuCl, которое выпадает в осадок.

Удаление кобальта производится добавлением в электролит ксантогената натрия и медного купороса. Кобальтовый кек, содержащий 4% Со, пригоден для извлечения металлического кобальта.

7 Электролитическое осаждение цинка На электролиз поступает очищенный от примесей электролит, представляющий собой раствор сульфата цинка в серной кислоте.

В качестве катода в процессе электролиза цинка используется сплав алюминия с 1% Ag. Как только поверхность алюминия покроется слоем цинка, катод будет представлять собой цинковый электрод.

В процессе электролиза на катоде возможен разряд ионов водорода и цинка:

Zn2+ + 2e = Zn (30)

2H+ +2e = H2 (31)

Потенциал разряда ионов водорода (= 0 В) намного положительнее потенциала разряда ионов цинка (= - 0,76 В). Поэтому на катоде должен в первую очередь выделяться водород. В действительности этого не происходит, поскольку выделение водорода на цинке происходит с большим перенапряжением. Это приводит к тому, что потенциал выделения водорода становится отрицательнее потенциала выделения цинка. Поэтому в процессе электролитического получения цинка доля водорода, выделяющегося на катоде, не превышает 5%. Поэтому в процессе электролиза цинка необходимо создавать условия для высокого перенапряжения разряда ионов водорода. Чем больше разность потенциалов разряда ионов цинка и водорода, тем менее вероятно выделение водорода на катоде вместе с цинком, тем выше выход по току для цинка.

Выделение цинка на катоде происходит с малым перенапряжением. Его потенциал практически определяется уравнением Нернста:

= + lnCZn (32)

Из уравнения видно, что выше концентрация ионов цинка, тем положительнее потенциал разряда ионов цинка.

Потенциал разряда ионов водорода определяется уравнением

= 0 + lnCН+ + (33)

где — перенапряжение, В.

Увеличение концентрации ионов водорода в электролите будет сдвигать потенциал разряда ионов водорода в положительную сторону, а возникающее перенапряжение в отрицательную сторону. Величина перенапряжения разряда ионов водорода зависит от плотности тока и температуры. С увеличением плотности тока и понижением температуры перенапряжение выделения водорода на катоде возрастает. Поэтому для получения высокого выхода по току для цинка процесс электролиза необходимо вести при высоких плотностях тока и пониженных температурах.

В качестве анода используется сплав свинца с 1% Ag. Анод является нерастворимым. В процессе электролиза цинка на нём последовательно протекают следующие процессы. Сначала при потенциале анода — 0,34 В происходит растворение свинца, который в сернокислом растворе образует малорастворимую соль PbSO4.

Pb2+ + 2e + SO42+ = PbSO4 (34)

Сульфат свинца кристаллизуется на поверхности анода, образуя на нём пористую плёнку, плохо проводящую ток. Из-за уменьшения площади металлического сплава анодная плотность тока возрастает, потенциал анода сдвигается в электроположительную сторону. По достижении потенциала анода порядка + 0,65 В в порах плёнки будет окисляться свинец по реакции:

Ph — 4e + 2H2O = PbO2 + 4H+ (35)

Как только поры пленки закроются оксидом свинца, который проводит ток ещё хуже, чем PbSO4, снова будет происходить поляризация анода. При достижении потенциала анода порядка +0,95 В начнётся процесс окисления PbSO4:

PbSO4 — 2e + 2H2O = PbO2 + H2SO4 + 2H+ (36)

В результате протекания этого процесса вся поверхность анода покроется плёнкой PbO2, и на нём при достижении потенциала анода +1,229 В начнётся процесс выделения кислорода по реакции:

2Н2О — 4е = 4Н+ + О2 (37)

Реакция (4.37) представляет собой основной анодный процесс.

В качестве электролита в процессе электролиза цинка используется очищенный от примесей нейтральный раствор, содержащий 100 — 150 г/л цинка. Напряжение на ванне в процессе электролиза составляет 3,3−3,8 В. Электролиз ведут до содержания цинка в растворе 40−60 г/л. Отработанный электролит содержит порядка 90−120 г/л. Для поддержания в электролитической ванне постоянной концентрации цинка осуществляют циркуляцию электролита, которая составляет 3−5 л/мин. Плотность тока в процессе электролитического получения цинка на большинстве заводов составляет порядка 300 — 500 А/м2. Время наращивания катодов обычно составляет 24 часа. Температура электролита поддерживается в пределах 30- 40оС. Для предотвращения нагревания электролита вследствие пропускания через него электрического тока применяют охлаждение электролита. На разных заводах применяют различные способы охлаждения: централизованное вакуум-испарительное охлаждение, градирни и местное охлаждение с использованием змеевиков. Выход по току для цинка составляет 90 — 95%. Расход электроэнергии оставляет 3100−3800 квт-ч на 1 т цинка.

Содержащиеся в электролите примеси ведут себя по — разному.

Такие примеси как Cu, Ni, Co, которые обладают более электроположительными потенциалами, чем цинк, способны осаждаться на катоде вместе с цинком. Их осаждение помимо загрязнения осадка приводит к снижению выхода по току, вызванное образованием на катоде зон, на которых водород выделяется с малым перенапряжением.

Железо не загрязняет катодный осадок, однако в следствие восстановления на катоде и окисления на аноде, снижает выход по току.

Свинец и кадмий не оказывают существенного влияния на выход по току, но способны загрязнять катодный осадок за счёт механического попадания в катодный осадок.

Ионы щелочных и щелочно-земельных металлов обладаю более электроотрицательными потенциалами, чем цинк. Они не осаждаются на катоде, а накапливаются в электролите.

К катодным осадкам предъявляются следующие требования: они должны быть гладкими и плотными. Получению таких осадков способствует применение поверхностноактивных веществ. В качестве таки добавок обычно используется столярный клей.

Содранные с катодов цинковые листы промывают и переплавляют в индукционных печах при температуре 500оС. Переплавленный цинк разливают в изложницы. В результате получают чушковый цинк, который идет потребителю.

Литература

цинк обжиг концентрат

1. Афанасьев Н. С.

Введение

в товароведение промышленных товаров: Учебник для товаровед. фак. торг. вузов / С. Н. Афанасьев — М.: изд-во Экономика, 1975. — 231 с.

2. Бондаренко Г. Г. Материаловедение: Учебник/ Г. Г. Бондаренко — М.: Высшая школа, 2007. — 360 с.

3. Дальский А. М. Технология конструкционных материалов: Учебник для технических вузов/ А. М. Дальский — М.: изд-во Машиностроение, 1977. — 664с.

4. Мозберг Р. К. Материаловедение: Учебник для технических вузов/ Р. К. Мозберг — М.: изд-во Высшая школа, 1991. — 660 с.

5. Савина З. Г. Практические работы по товароведению непродовольственных товаров: Учебное пособие/ З. Г. Савина — М.:изд-во Экономика, 1982. — 280с.

6. Ульянина И. Ю. Материаловедение в схемах-конспектах: Учебное пособие/И.Ю. Ульянина — М.: изд-во МГИУ, 2006. — 226с.

7. Чередниченко В. С. Материаловедение. Технология конструкционных материалов: Учебник для технических вузов/ В. С. Чередниченко — Новосибирск: изд-во НГТУ, 2004. — 455 с.

8. Практикум по товароведению и экспертизе промышленных товаров: Учебное пособие для ВУЗов/Под ред. А. Н. Неверова. М.: Академии, 2005. — 360 с.

9. Материаловедение для отделочных и строительных работ: учебник / [В. А. Смирнов и др.]. — М., 2006. — 283, с.: ил. — Рекомендовано МО.

10. Степанов Б. А. Материаловедение для профессий, связанных с обработкой дерева: [учебник для средней общеобразовательной школы] / Б. А. Степанов; Ин-т развития профессионального образования. — М., 2000. — 327, с.: ил., табл. — Рекомендовано МО.