Плавка во взвешенном состоянии

Широкое распространение в медной промышленности получила плавка сульфидных материалов во взвешенном состоянии. Схема устройства печи для плавки во взвешенном состоянии приведена на рисунке 1.8.

-шихтовая горелка; 2-плавильная шахта; 3-отстойная ванна; 4 аптейк; 5-котёл утилизатор; 6-паровой воздухонагреватель; 7-топливный воздухонагреватель; 8-компрессор; 10-слой шлак; 11-слой штейна.

Рисунок 1.8 - Схема устройства печи для плавки во взвешенном состоянии.

Шихта для взвешенной плавки, состоящая из концентрата и флюсов (кварцевый песок) подвергается сушке до влажности порядка 0,3%. Сушка осуществляется в барабанных печах за счёт тепла от сжигания жидкого или газообразного топлива. Подсушенная шихта вместе с возвратной пылью направляется в печь.

С помощью специальной горелки, установленной в своде печи, совместно с шихтовыми материалами в печь вводят подогретое технологическое дутьё: воздух или кислородно-воздушную смесь. Для поддержания устойчивого теплового баланса печи используют подогретое до 450- 500оС воздушное дутьё. При использовании дутья, обогащённого кислородом, нагрев дутья может быть снижен до 200оС. Подогрев дутья осуществляется обычно за счёт тепла отходящих из печи газов. В горелке происходит образование шихто-воздушной смеси и осуществляется её вдувание в печь. Мелкодисперсные частицы концентрата, поступающие в плавильную шахту, воспламеняются и сгорают в потоке окислителя. Количество тепла, которое выделяется в результате взаимодействия сульфидных частиц с кислородом дутья, достаточно для плавления шихты. Температура в факеле составляет порядка 1300-1400 оС. Образовавшиеся в факеле капли расплава падают на поверхность шлака в отстойной ванне. Горячие, раскалённые газы движутся вдоль поверхности расплава, подогревают его и поступают в газоход. Температура расплава в отстойной камере составляет порядка 1250-1300оС.

В результате физико-химических процессов, протекающих в шахте и отстойной ванне, образуются штейн и шлак. Содержание меди в штейне составляет порядка 40-60%, а в шлаке - 1-2% Cu.

Образующиеся газы, в которых содержится 10-70% SO2 и нагретые до температуры 1300-1400оС, поступают через аптейк в котёл-утилизатор, где вырабатывается насыщенный пар, используемый для подогрева дутья и нужд производства. Вместе с газами из печи выносится пыль. Пылевынос из печи составляет порядка 9%.

Из котла-утилизатора охлаждённые до 350-400оС газы поступают в электрофильтры, где происходит их очистка от пыли. Уловленная пыль направляется в бункера, откуда вместе с концентратом загружается в печь. Очищенные от пыли газы направляются на производство серной кислоты.

Медный штейн периодически выпускают из печи и направляют на конвертирование. Шлаки взвешенной плавки и конвертерные шлаки подвергаются обеднению. Обеднение шлака может осуществляться в электропечи или путём флотации. Вторичный штейн, полученный в электропечи, направляют на конвертирование, а флотационный концентрат направляют в голову процесса, где он шихтуется с исходным концентратом и после сушки направляется в печь. Обеднённый шлак, содержащий порядка 0,3% Cu, подвергается гранулированию и направляется в строительную индустрию.

Печь изготовлена из листовой стали и изнутри футерована магнезитовым кирпичом. В футеровку плавильной камеры вмонтированы медные водоохлаждаемые кессоны. Это позволяет увеличить срок службы футеровки.

Достоинствами взвешенной плавки являются: сравнительно высокая кампания печи (около года), небольшой объём отходящих газов (35-55тыс. м3/час) и практически полная автогенность.

Плавка во взвешенном состоянии применяется на предприятиях «Харьявалта» (Финляндия), «Тойо» (Япония), «Сан-Мануэль» (США) «Норддойче Аффинери» (Германия), «Диас-Давила» (Бразилия).

Технология взвешенной плавки может быть использована для плавки на черновую медь в одну стадию с получением богатого шлака по схеме:

CuFeS2+ CuS +Cu5FeS4 + O2?[Cu] + (FeO + Fe3O4 + SiO2) +SO2 (1.62)

В этом случае технологическая схема состоит из операций: подготовка концентрата, плавка на медь концентрата с использованием обогащённого кислородом дутья, электропечное обеднение шлака, конвертирование штейна полученного в электропечи, с получением меди. Недостатком процесса является низкое извлечение меди, которое составляет порядка 70%.

Более перспективной является технология взвешенной плавки с последующим конвертированием штейна также в агрегате взвешенной плавки. По такой схеме работает завод «Гарфильд» (США). По этой технологии концентрат и кремниевый флюс сушат в барабанной сушилке, Сухую шихту вместе с оборотным конверторным шлаком перерабатывают в печи взвешенной плавки с получением богатого медного штейна, содержащего до 70% Cu. Штейн измельчают и конвертируют в печи взвешенной плавки, откуда черновую медь выпускают непосредственно в анодную вращающуюся печь. Применение взвешенной плавки и взвешенного конвертирования позволяет увеличить производительность сократить эксплутационные расходы и значительно экономить энергетические ресурсы по сравнению с традиционной технологией: плавка на штейн, конвертирование штейна в конвертерах.

Существует мнение, что потенциальные возможности взвешенного конвертирования практически неограниченны.

5.3 Кислородно-взвешенная (факельная) плавка (КФП)

Кислородно-взвешенная плавка нашла применение на заводах «Копер-Клиф» (Канада) и Алмалыкском горно-металлургическом комбинате (Узбекистан)

Схема устройства печи для кислородно-взвешенной (факельной) плавки приведена на рисунке 1.9.

В печах кислородно-взвешенной плавки сухую шихту сжигают в горизонтальном факеле. Горелки для сжигания шихты устанавливаются в торце печи. Образовавшиеся в факеле капли сульфидно-оксидного расплава падают на поверхность шлакового расплава. Здесь происходит разделение и отстаивание жидких продуктов плавки шлака и штейна.

Для получения шлака с малым содержанием меди в другом торце печи устанавливается горелка для сжигания пирита. Это сопровождается образованием бедного по меди сульфидного расплава, который служит для промывки шлака с целью его обеднения по меди. Обеднённый шлак содержит 0,6-0,65 % меди. При плавке получают штейн, содержании в меди в котором колеблется в пределах 47 - 50% меди.

Содержание SO2 в отходящих газах может достигать 80%. Газы могут быть использованы для получения жидкого сернистого ангидрида или для производства серной кислоты.

Производительность печи составляет порядка 10-12 т/(м2·сут).

- бункера для шихты; 2 -питатели; 3 - расходомеры; 4 - печь; 5 - газоход; 6 - выпускные желоба; 7 - штейновый ковш; 8 - шлаковый ковш

Рисунок 1.9 - Схема устройства печи для кислородно-взвешенной плавки.

Плавка сопровождается выделением большого количества тепла. Оно отрицательно влияет на срок службы огнеупорной футеровки. Рациональное использование избытка тепла затруднено. Поэтому отвод избытка тепла осуществляется с помощью водоохлаждаемых кессонов.

5.4 Кивцэтная плавка

В ДГП ВНИИЦВЕТМЕТ (г. Усть - Каменогорск) был разработан принципиально новый вид плавки, которая была названа КИВЦЭТОМ.

Абравиатура названия расшифровывается следующим образом: кислородно - взвешенная циклонно-электротермическая плавка.

Процесс основан на сочетании взвешенной и циклонной плавок. При осуществлении плавки очень рационально расходуются кислород и электрическая энергия.

Стадии обжига, плавки перерабатываемого сульфидного материала, разделения шлака и штейна, обеднения шлака протекают в одном агрегате. При наличии в шихте цинка в этом агрегате возможно осуществление процесса конденсации паров цинка.

Принципиальная схема промышленной кивцэтной установки приведена на рисунке 1.10.

Для осуществления кивцэтной плавки требуется тщательно подсушенная шихта. Её влажность не должна превышать 1%. Подсушенный концентрат поступает в циклонную горелку сверху. Сбоку в циклон тангенциально подается технологический кислород, содержащий до 95% кислорода. Скорость подачи кислорода составляет порядка 150м/с. Вследствие большой скорости, газы дутья получают быстрое вращательное движение. Благодаря этому частицы шихты, находящиеся в начальный момент во взвешенном состоянии, отбрасываются на стенки циклона. Горение сульфидов в чистом кислороде сопровождается возникновением высоких температур.

-отстойная камера; 2-газоохладительный стояк; 3-электрофильтр; 4-бункера для шихты; 5-шнек для подачи шихты; 6-плавильный циклон; 7- разделительная перегородка; 8-бункера для загрузки коксика; 9-электрообогреваемый отстойник; 10-струйный конденсатор цинка; 11- инерционный пылеуловитель; 12 - скруббер; 13 - камера дожигания паров цинка

Рисунок 1.10 - Схема промышленной кивцэтной установки.

Шихта плавится, образуя на стенках циклонной камеры тонкую, вращающуюся плёнку расплава. В ней протекают основные процессы плавки. Перегретый расплав стекает в отстойную камеру, где происходит разделение шлака и штейна.

По мере накопления в отстойной зоне шлаковый расплав поступает в электротермическую часть кивцэтного агрегата. В этой части агрегата поддерживается восстановительная атмосфера. Восстановительная зона отделена от окислительной зоны специальной перегородкой, погруж1нной в расплав шлака. Это предупреждает разбавление технологических газов газами восстановительной зоны.

В восстановительной отстойной зоне в шлак помещены электроды, между которыми пропускается электрический ток. В этой зоне весь цинк и частично свинец, содержащиеся в шихте испаряются, в виде паров переходят в газовую фазу и направляются в конденсатор, где они превращаются в жидкое состояние. В кивцэтном агрегате цинк может быть получен и в виде твёрдых оксидных возгонов, содержащих до 60 % цинка.

Очищенные газы плавильной зоны, содержащие 35-50% SO2, направляются на производство серной кислоты.

Удельная производительность кивцэтного агрегата составляет порядка 3-5 т/(м2··сут).

Плавки во взвешенном состоянии имеют ряд достоинств. В них можно эффективно использовать тепло от сжигания сульфидов для технологических нужд. При проведении этих плавок можно регулировать степень десульфуризации. В результате плавки образуются богатые по SO2 газы.

В тоже время плавки во взвешенном состоянии обладают недостатками. Они характеризуются малой производительностью, имеют возможность перерабатывать только мелко измельченный сульфидный материал и имеют довольно высокое содержание извлекаемых металлов в первичном шлаке, который требует операции обеднения,

Отмеченные недостатки в значительной мере устраняют окислительные плавки в расплаве. Поэтому принцип окислительного плавления сульфидного сырья в расплаве следует признать как наиболее перспективный. Предложено много различных способов технологического и аппаратурного оформления процесса. В мировой практике наиболее широкое распространение получили три процесса: «Норанда», «Миубиси», плавка Ванюкова и совмещённая плавка конвертирование.

5.5 Процесс «Норанда»

По принципу процесса «Норанда» непрерывную плавку сухих медных концентратов осуществляют в горизонтальном цилиндрическом поворотном аппарате. Длина его составляет 21,3 м, диаметр 5,18 м. Схема устройства цилиндрической плавильной печи процесса «Норанда» приведена на рисунке 1.11.

Дутьё, обогащенное кислородом, вводят через фурмы. Фурмы расположены на участке загрузки шихты. Обогащение дутья кислородом достигает 37 %. Шихту непрерывно загружают через отверстие в торцевой части печи. Концентрат, содержащий 25% Cu и 30% S, подсушивают до 7% влаги, окатывают в грануляторах и сырые окатыши вместе с флюсами загружают в печь. Для регулирования теплового режима в агрегат периодически загружают уголь, а в торцевых горелках сжигают топливо (мазут, природный газ)

При работе на воздушном дутье газы содержат до 7% SO2. Они направляются на после очистки на производство серной кислоты. Применение

- питатель концентратов и флюсов; 2-створки напыльника; 3- горловина; 4-горелка 5-ковш для шлака; 6- слой штейна; 7-слой шлак; 8-слой меди; 9 - шпуры для меди и штейна; 10-ковш для меди и штейна; 11-фурмы

Рисунок 1.11 - Схема устройства цилиндрической плавильной печи процесса «Норанда».

дутья, обогащённого кислородом, концентрация SO2 в отходящих газах повышается до 25%. Вынос пыли из печи составляет порядка 3%.

Плавку ведут на штейн. Содержание меди в штейне составляет 70-75%. Шлаки, получающиеся в процессе плавки, содержат 3-8% меди. После охлаждения они дробятся, измельчаются и подвергаются флотации. Хвосты после флотации содержат 0,25-0,4% Cu и направляются в отвал, а медный концентрат, содержащий 25-30% Cu, возвращается в шихту для плавки.

В начальный период эксплуатации печи в процессе плавки получали черновую медь. Но от этого быстро отказались, так как в результате плавки на медь получались очень богатые по меди шлаки. Содержание меди в них составляло 8-12%. Переработка таких шлаков сильно затруднена.

Разновидностью процесса «Норанда» является процесс «Эль-Тениенте». Он осуществляется в модифицированном конвертере «Эль-Тиниенте» (Рисунок 1.12).

Отличительными особенностями процесса «Эль-Тениенте» являются:

периодическая добавка штейна совместно с концентратом для регулирования теплового режима плавки;

ввод части сухого концентрата через фурмы и загрузка другой его части на поверхность расплава;

непрерывная плавка осуществляется на белый матт с выпуском шлака и матта через лётки с противоположных торцов конвертера.

В шихту плавки входят концентрат, кремниевый флюс, оборотные материалы (концентрат после флотации шлака). Дополнительное топливо в процессе не используется.

-заливка штейна; 2-отходящие газы; 3-загрузка шихты; 4-выпуск шлака; 5- выпуск белого мата; 6-фурмы; 7- воздух, обогащённый кислородом; 8-загрузка концентрата флюса; 9-поворотный механизм.

Рисунок 1.12- Модифицированный конвертер «Эль-Тениенте»

Содержание меди в шлаке составляет порядка 8%. Шлак подвергается обеднению методом флотации.

Содержание меди в белом мате составляет порядка 72-77%. Концентрация SO2 в отходящем газе составляет порядка 12%. Уловленная пыль возвращается на плавку. Обогащение дутья кислородом составляет порядка 30%. В конвертере можно перерабатывать шихту влажность до 8%.

Процесс «Эль-Тениенте» внедрён в Чили на заводах в «Калетонес», «Чукмкамата», «Лас-Вентанас»

5.6 Процесс «Аусмелт»

Процесс «Аусмелт» разработан фирмой «Аусмелт»(Австралия). Агрегат для осуществления процесса представляет собой вертикальный огнеупорный цилиндр оборудованный сливными каналами, фурмой, системой автоматизации и газоходом (Рисунок 1.13)

В рабочем пространстве печи можно выделить следующие зоны. Реакционная зона у конца фурмы. В зависимости от вида дутья она может быть окислительной, восстановительной или нейтральной.

Зона плавления, расположенная на поверхности шлака. Процессы плавления в этой зоне могут протекать в окислительной, восстановительной или в нейтральной среде.

Отстойная зона, расположенная на дне печи. Здесь происходит расслаивание и отстаивание металлической (Cu) и сульфидной фаз (матт) перед их выпуском из печи.

-зона горения и окисления; 2 - зона плавления; 3 - зона отстаивания; 4- зона догорания газов

Рисунок 1.13- Схема устройства печи процесса «Аусмелт».

Зона догорания газа, расположенная над ванной расплава. Здесь происходит догорание углеводородного топлива.

Одним из основных элементов плавильного агрегата является вертикальная фурма конструкции» «Сиромелт», состоящая из двух концентрических труб, выполненных из нержавеющей стали. (Рисунок 1.14).

В полость внутренней трубы помешена трубка меньших размеров для подачи жидкого топлива, распыляющегося через сопло. Воздух для охлаждения подают в межтрубную полость, образованную наружной и внутренней трубами. В этой полости вмонтированы устройства для закручивания газового потока. Возникающая при этом циркуляция газа охлаждает корпус фурмы и, что обеспечивает образование на её внешней поверхности гарнисажа. Сгорание топлива в смеси с воздухом происходит в камере зажигания в нижней части фурмы.

Фурму закрепляют на подъёмнике и помещают в специальное устройство, расположенное над печью в центральной её части. Установку фурмы по вертикальной оси и величину её заглубления осуществляют с помощью подъёмного механизма.

По мере разрушения нижней части фурмы её опускают, и продувка ванны продолжается. Номинальное заглубление фурмы в шлак составляет порядка 15см. Замену фурмы производят тогда, когда разрушится 1м её нижней части. К отработанной фурме приваривают новую трубу, соответствующего диаметра

- стальной корпус; 2-мазутная сетка; 3-мазутный фильтр; 4-устройство для закручивания воздушного поток

Рисунок 1.14 - Фурма конструкции «Сиромелт».

Фурму можно использовать для продувки шлакового и штейнового расплавов воздухом и топливом. В качестве топлива могут служить мазут, природный газ ил угольная пыль.

Образующийся на внешней поверхности фурмы шлаковый гарнисаж позволяет вводить дутьё глубоко в шлак, создавая интенсивное перемешивание расплава в ванне.

При поднятии фурмы процесс плавления может быть прерван. В этот период отстаивается металлическая и штейновая фазы, которые после отстаивания выпускаются из печи.

Получение черновой меди в процессе «Аусмелт» может осуществляться в двух агрегатах (г.Хуома, Китай). В плавильной печи получают штейн, а черновую медь получают в печи конвертирования. В этом случае технология процесса плавки включает подсушивание концентрата, который затем распределяется по бункерам. Из бункеров с помощью весовых дозаторов концентрат направляется на ленточный транспортёр, где смешивается с необходимым количеством флюсов. В качестве флюсов используются кварцит и реже известняк. Размеры кусков шихты не должны превышать 25 мм. Затем шихта поступает в плавильное отделение в смеситель, где смешивается и увлажняется.

Из смесителя шихта поступает в загрузочное устройство в верхней части печи. Первоначально в печь загружают твёрдый шлак до уровня порядка 2м. Затем шлак расплавляют, используя фурму в качестве кислородно-топливной горелки. После образования жидкой ванны шлака на его поверхность загружают шихту и приступают к её плавке.

Процесс плавления на штейн осуществляется водном агрегате, а процесс конвертирования в другом. Их конструкция и размеры практически не отличаются друг от друга. Высота печи составляет порядка 12 м, диаметр 4м, длина фурмы плавильной печи 13,6 м, конвертера -12,8 м. Плавильная печь и конвертер расположены каскадом, что обеспечивает естественный перелив расплава. Черновая медь из конвертера поступает на разливочную машину. Слитки на разливочной машине охлаждаются водой.

Шлак из плавильного отделения по закрытому жёлобу непрерывно протекает в печь отстойник, который обогревается мазутом. Шлак, содержащий 0,5-0,7% Cu из отстойника направляют на грануляцию.

Содержание меди в штейне составляет 58-62%, в черновой меди - более 95,8%. Конверторные шлаки содержат порядка Содержание меди в конверторном шлаке 8-12% Cu. Отходящие из плавильной печи газы содержат 11% SO2. В конвертерных газах содержится 13% SO2. На входе в сернокислотный цех концентрация SO2 в объёдинённом потоке газа составляет 6-8%. Извлечение меди в штейн составляет порядка 95%. Пылевынос из плавильной печи составляет 1%,, из конвертера -2%. Извлечение меди в черновую составляет 97,5%.

Охлаждение плавильного агрегата и конвертера осуществляется орошением кожуха печи оборотной водой.

Отходящие газы от плавильной печи проходят через котёл-утилизатор, сухие электрофильтры, смешиваются с конверторным газом и направляются в сернокислотный цех.

Процесс «Аусмелт» по сравнению с традиционной технологией (плавка на штейн, конвертирование в горизонтальных конверторах) обладает рядом преимуществ:

простота конструкции и лёгкость управления процессом;

высокая степень использования кислорода дутья (95%);

низкое содержание серы в черновой меди (менее1%);

высокое прямое извлечение в черновую медь (более 90%);

эффективная утилизация серы;

минимальные потери тепла, что позволяет перерабатывать низкосортные концентраты и техногенные отходы.

Особое внимание заслуживает простота управления процессом и его режимами с помощью оперативного излечения (погружения) фурмы. Печь «Аусмелт» является экологически безопасной, так как работает при разряжении, что предотвращает выброс сернистого газа в атмосферу цеха.

Короткий срок ввода печей в эксплуатацию, сравнительно низкие капитальные и эксплутационные затраты выгодно дополняют выше приведённые технологические преимущества.

5.7 Процесс» «Айзасмелт»

Процесс «Айзасмелт» разработан фирмой «Маунт Айза» (Австралия) включает использование плавильной печи «Айзасмелт», которая работает в непрерывном режиме, периодический процесс конвертирования и рафинирования меди (рисунок 1-15). Штейновый и шлаковый расплав периодически выпускаются из плавильной печи в электропечь, где происходит расслоение шлаковой штейновой фаз. Шлак после гранулирования направляется в отвал, а штейн поступает на конвертирование. Черновая медь подвергается огневому рафинированию в цилиндрической наклоняющейся печи. Анодная медь разливается в аноды и поступает на электролитическое рафинирование. Конвертерный шлак направляется в электропечь для обеднения, а шлак из рафинировочной печи направляется на конвертирование.

Рисунок 1- 15 Технологическая схема процесса «Айзасмелт»

Печь «Айзасмелт» (рисунок 1.16) представляет собой вертикальный стальной цилиндр высотой около 12 м и диаметром 4,6 м., футерованный изнутри хромомагнезитовым кирпичом. Толщина футеровки составляет порядка 0,55 м. В свод печи вмонтирована радиационная секция котла - утилизатора, представляющая собой трубчатую мембрану. В своде печи имеются отверстия для введения вертикальной подвижной фурмы, горелки и загрузки шихты. У основания газоотвода монтируется дополнительный медный блок для защиты газоотводящей системы от всплесков расплава. Загрузка увлажнённой гранулированной шихты осуществляется с помощью ленточных конвейеров через загрузочные отверстия в своде печи. Шихта состоит из медьсодержащего концентрата, кокса и флюсов, в качестве которых используются известняк и золотосодержащая кварцевая руда. В шихте Шихта содержит порядка 81,9% медного концентрата, 14,6% кварцевой руды, 2% известняка и 1,5% кокса. Влажность шихты составляет порядка 8%, крупность гранул не должна превышать 15 мм. Расплавленные продукты печи штейн и шлак периодически выпускаются через водоохлаждаемые выпускные отверстия, расположенные на определённой высоте для полного выпуска расплава из печи перед длительной остановкой печи или заменой футеровки. Глубина расплава в печи составляет порядка 1,5 -2 м. Температура расплава составляет порядка 1180оС. Остальная часть высоты печи используется для реакций догорания и высвобождения газа из шлака и перехода их в котёл-утилизатор, который установлен непосредственно после печи. Поток отходящего газа контролируется путём использования вытяжного вентилятора для создания минимального разряжения в печи, что предотвращает поступление технологических газов в атмосферу цеха. Отходящие газы имеют температуру порядка 1200оС. После котла - утилизатора температура отходящих газов составляет порядка 350оС. Содержание SO2 в отходящих газах составляет порядка 8-20%.

Рисунок 1 -16 Схема устройства печи «Айзасмелт»

- печь: 2- фурма: 3-аптейк

Дутьё, обогащённое кислородом, подаётся печь через вертикальную выдвижную фурму, которая погружается в шлаковый расплав. Во время первоначального разогрева печи через отверстие для фурмы в печь вводится специальная горелка. Для поддержания теплового режима в печи в процессе выпуска расплава температура в печи поддерживается за счёт сжигания дизельного топлива в стационарной горелке. Положение фурмы в шлаковой ванне тщательно контролируется. При изменении уровня расплава фурма с помощью специального устройства передвигается с тем, чтобы её наконечник был всегда погружен в расплав на постоянную глубину. Фурма устроена таким образом, что при эксплуатации изнашивается только её наконечник. По мере износа нижней части фурмы на определённую высоту она извлекается из печи и к ней приваривается новый наконечник. Схема устройства фурмы «Айзасмелт» приведена на рисунке 1-17.

Рисунок 1-17 Устройство фурмы «Айзасмелт»

Помимо расплава из плавильной печи в электрическую печь загружают конвертерный шлак, флюс, кокс и возвраты.. В качестве флюса используют известняк. Добавление кокса осуществляют с целью. восстановления магнетита конвертерного шлака и кислорода штейна. Расход кокса составляет порядка 3%, а известняка порядка 18% от массы штейна. Три электрода, погруженные в слой шлака, обеспечивают хороший прогрев расплава за счёт пропускания через слой шлака электрического тока. Температура расплава в печи поддерживается в пределах 1185-1200оС.

Штейн, выпускаемый из печи, содержит порядка 60% Сu, 10% Fe, 22%, S, 3,6% Pb и 2,6% Zn. Содержание меди в отвальном шлаке не превышает 0,8%. Вынос пыли из печи не превышает 2%.

Из электрической печи штейн периодически сливают в ковш и направляют на процесс конвертирования. Помимо штейна в конвертер загоужают шлак из анодной печи и кварцевый флюс. Продуктами конвертирования является черновая медь, содержащая 98,3% Cu, конвертерный шлак и отходящие газы. Конвертерный шлак содержит 7,3% Сu и направляется на переработку в электропечь, а отходящие газы, содержащие до 10% SO2 на производство серной кислоты. Полученная в конвертере черновая медь разливается в аноды и направляется на огневое рафинирование.

Огневое рафинирование меди осуществляется в наклоняюшейся цилиндрической печи. Окислительное рафинирование осуществляется путём продувки через расплав меди сжатого воздуха. В процессе окислительного рафинирования вредные примеси окисляются и переходят в шлак. По окончании окислительного рафинирования образующийся шлак, содержащий 55% Сu, удаляется из печи, разливается в изложницы, охлаждается и направляется па переработку в анодную печь. После окислительного рафинирования медь содержит достаточное количество кислорода в виде Сu2О. Удаление кислорода из меди осуществляется на стадии восстановительного рафинирования. Восстановительное рафинирование осуществляется подачей восстановителя в расплавленную массу. В качестве восстановителя используется дизельное топливо, которое подается в струе сжатого воздуха. Количество восстановителя должно обеспечивать полное сгорание кислорода воздуха. В противном случае будет иметь место поглощение кислорода воздуха расплавленной медью. Анодная медь содержит порядка 99,31% Сu. Очищенная от примесей расплавленная медь на карусельной машиной разливается в анодные изложницы. После охлаждения аноды направляются на электролитическое рафинирование.

Особенностью электролитического рафинирования меди в процессе «Айзасмелт» является использование нерасходуемых катодов, изготовленных из нержавеющей стали. Электролитическое рафинирование осуществляется в аннах, изготовленных из полимерного бетона. Ванна Каждая ванна содержит 50 анодов и 49 катодов. Масса анода составляет 405 кг. Электролиз проводят при плотности тока порядка 292А/м2. Цикл наращивания катодов составляет 7 дней. Масса катодного осадка составляет 57 кг. Сдирка катодов осуществляется с помощью катодосдирочной машины. Цикл растворения анода составляет 21 сутки. Выход анодного скрапа составляет порядка 14%. Катодный выход по току составляет 95%. Электролит содержит 50 г/л Сu и 160 г/л H2SO4. Для регенерации электролита часть его выводится из процесса и направляется на регенерацию. На регенерацию поступает электролит, содержащий до 50г/л меди. Регенерация электролита осуществляется в три стадии в электролитических регенеративных ваннах. В ваннах регенерации в качестве катодов используются листы из нержавеющей стали, а в качестве анодов - свинцово-серебрянный сплав. Первичное обезмеживание электролита осуществляется при плотности тока 280 А/м2. Электролиз ведут до содержания меди в электролите 35 г/л. В результате первой стадии обезмеживания получают товарную медь. В результате второй стадии обезмеживания содержание меди в электролите снижается до 5-6 г/л. В результате второго обезмеживания получают катодную медь, загрязнённую мышьяком и висмутом, которая направляется на огневое рафинирование в анодную печь. На последней стадии обезмеживания содержание меди в электролите снижается до 0,3 г/л. На этой стадии обезмеживания медь вместе с мышьяком осаждается на дне ванны в виде порошка. Образующийся мышьяковистый шлам содержит до 45% Cu и 55% Аs. После фильтрации мышьяковистый шлам брикетируется и направляется в анодную печь. Очищенный от меди раствор содержит 170 г/л H2SO4. После очистки в анионообменных колоннах от Ni, Fe, Cu, Sb и Bi сернокислый раствор возвращается в голову процесса электролитического рафинирования для приготовления электролита. Продуктами процесса электролитического рафинирования меди является катодная медь и шлам. Содержание меди в катодном осадке составляет 99,99%. Шлам, содержащий благородные металлы, селен и теллур, направляются на переработку с целью извлечения этих ценных компонентов.

5.8 Процесс «Мицубиси»

Процесс «Мицубиси» представляет собой непрерывную автогенную плавку, предназначенную для прямого получения черновой меди. При осуществлении этого процесса все основные стадии - плавление, конвертирование и обеднение шлаков проводят в отдельных стационарных печах. При этом промежуточные продукты непрерывно перетекают из одного агрегата в другой. Схема установки для плавки медных концентратов по способу «Мицубиси» приведена на рисунке 1.18.

-плавильная печь; 2-вертикальные фурмы-сопла; 3-горелка; 4-электропечь для разделения штейна и шлака и обеднения шлака; 5-печь для конвертирования.

Рисунок 1.18 - Схема установки для плавки медных концентратов по способу «Мицубиси».

При проведении процесса сухой сульфидный концентрат в смеси с флюсами вдувают в плавильную печь через вертикальные фурмы-сопла. При этом нижние концы фурм располагаются в непосредственной близости от поверхности расплава, что обеспечивает интенсивное перемешивание расплава. В плавильной печи протекают все основные физико-химические процессы, в том числе процессы штейно- и шлакообразования. Штейн и шлак непрерывно и самотёком по обогреваемому жёлобу перетекают в электрическую печь

Разогрев расплава в электрической печи пропусканием через слой шлака электрического тока, для чего в слой шлака погружаются электроды. В электропечи одновременно протекает процесс обеднения шлаков. Обеднённые шлаки содержат 0,4-0,5% меди.

Отстоявшийся в печи штейн через сифон непрерывно перетекает в печь конвертирования. Конвертирование осуществляется воздухом. Дутьё в печь подаётся через вертикальные сопла-фурмы. Конверторные шлаки содержат 13-18% меди и возвращаются для переработки в плавильную печь. Полученная черновая медь сливается в обогреваемый миксер и поступает на огневое рафинирование.

Отходящие газы всех печей объединяются и поступают на производство серной кислоты. Содержание SO2 в отходящих газах составляет 12-15%.

Процесс Ванюкова

Процесс плавки в печи Ванюкова разрабатывался под названием плавка в жидкой ванне (ПЖВ). В настоящее время он получил название как процесс Ванюкова. Принципиальная схема устройства печи процесса Ванюкова представлена на рисунке 1.19.

-выпуск штейна; 2-штейновый сифон; 3-чугунные и медные литые панели; 4-шихта; 5-загрузочные воронки; 6-аптейк; 7-отходящие газы; 8-медные кессоны; 9- шлаковый сифон; 10-выпуск шлака

Рисунок 1.19 - Схема печи процесса Ванюкова.

Конструкция печи Ванюкова приведена на рисунке 1.20

Свод печи изготавливается из водоохлаждаемых чугунных панелей, футерованных огнеупорным кирпичом.

Боковые стенки печи (шахта) смонтированы из трёх рядов медных кессонов. Нижний ряд медных кессонов монтируется на медные водоохлаждаемые плиты, которые опираются на горн печи. В зоне первого ряда фурменных кессонов печь в поперечном сечении имеет прямоугольную форму. В зоне второго и третьего рядов кессонов печь выполнена с распором в виде трапеции. Аптейк имеет также прямоугольную форму. В нижнем ряду кессонов с обеих сторон печи находятся фурмы, через которые в слой шлака подают кислородно-воздушную смесь и природный газ. Фурмы, расположенные в верхнем ряду кессонов применяются для отопления печи природным газом в период останова, а также для дожигания элементарной серы в процессе плавки сульфидной шихты. В аптейке установлены ещё четыре фурмы для окончательного дожига элементарной серы в токе воздушно-кислородной смеси.

Рисунок 1.20- Конструкция печи Ванюкова

Выпуск шлака и штейна из печи Ванюкова происходит непрерывно и раздельно. Это осуществляется с помощью двух самостоятельных сифонов, расположенных на противоположных торцах печи. Штейновый и шлаковый сифоны выполнены из огнеупорного кирпича, в который вмонтированы водоохлаждаемые элементы. Шлаковый сифон отделён от плавильной зоны перегородкой из глиссажных медных труб, Перегородка сифона штейна выполнена из медных водоохлаждаемых кессонов. Своды шлакового и штейнового сифонов изготавливаются из панелей. Перед котлом - утилизатором имеется вертикальная шахта прямоугольного сечения-аптейк, который предназначен для отвода технологических газов из плавильной зоны печи. Стенки аптейка выполнены из огнеупорного кирпича.

Штейн и шлак из печи выпускаются в поворачивающиеся миксеры, которые служат для накопления расплавов, которые поступают в них по обогреваемым переточным желобам. Температура штейна составляет порядка 1180-1250оС, а шлака - 1250 - 1350оС. Штейн содержит 40-60% Сu. Состав шлака колеблется в пределах, %: Cu- 0,8-1,0; SiO2 - 36,0-42,5; CaO-1,8-4,5. Из миксеров расплавы сливаются в ковши. Миксеры снабжены горловинами для слива штейна и шлака. Для отопления сифонов и миксеров штейна и шлака, преточного жёлоба и ванны печи используется природный газ. Расход газа колеблется в пределах 800-2200 м3/час в зависимости от режима работы печи.

Печь снабжена автоматизированной системой управления, представленной ЭВМ «ALKONT». Имеются также локальные средства автоматики для измерения температуры, давления, уровней шихты в бункерах, расхода материалов. Анализа технологических газов, контроля работы электрофильтров, башни охлаждения газов.

Технологические газы из плавильной зоны поступают в котёл - утилизатор, в котором получают пар высокого давления. Температура газов на входе в котёл составляет порядка 1250оС, а на выходе из котла - 400оС. Из котла газы поступают в башню охлаждения, работающую в автоматическом режиме испарительного охлаждения, а затем поступают в электрофильтры для очистки от пыли.

Печь Ванюкова в состоянии перерабатывать относительно влажные материалы. Автогенность процесса в этом случае обеспечивается увеличением содержания кислорода в дутье. Так для переработки концентрата влажностью 1-2% требуется содержание кислорода в дутье 40-45%, а при содержании влаги 6-8% содержание кислорода в дутье должно составлять 56-65%. В печи Ванюкова можно плавить как мелкие материалы, так кусковую шихту.

В состав шихты входят сульфидные концентраты, кварцевая руда, известняк, оборотные материалы (дроблённые выломы и корки, клинкер и др.).

Плавление шихты и окисление сульфидов в процессе плавки осуществляется в слое готового перегретого расплава. Плоскость, проходящая через ось фурм, делит расплав печи на две зоны: верхнюю (надфурменную) и нижнюю (подфурменную). Верхняя зона печи всегда находится в состоянии интенсивного барботажа. Это обеспечивает интенсивное протекание физико-химических процессов. Здесь происходит нагрев, плавление шихты, окисления сульфидов и укрупнение мелких сульфидных капель.

Крупные капли сульфидов оседают в слое расплава и попадают в подфурменную зону. В подфурменной зоне расплав находится в относительно спокойном состоянии. Капли сульфида, двигаясь в нижней зоне сверху вниз многократно промывают шлаковый расплав, что способствует его обеднению.

Характерной особенностью процесса плавки Ванюкова, которая отличает её от других плавок, является то, что процессы плавления шихты и окисления сульфидов происходят в объёме шлакового расплава, а не штейне. Продукты плавки в печи движутся не в горизонтальном, а в вертикальном направлении. Эти особенности процесса обеспечивают получение шлаков в самой плавильной печи с содержанием меди, позволяющим выводить шлаки из технологического процесса без дополнительной переработки.

Содержание меди в штейне составляет 45-55%, в шлаке - 0,5-0,6%. Содержание SO2 в отходящих газах - 20-40%. Вынос пыли из печи составляет 1%.

Размер печи Ванюкова колеблется в зависимости от производительности в пределах от 10 до 30м. Ширина печей составляет 2,5-3,0м. Общая высота шахты 6,0-6,5м. Особенностью печей является высокое расположение дутьевых фурм над подиной. Они располагаются на высоте 1,5-2,0м от подины.

Процесс Ванюкова внедрён в производство в Республике Казахстан (Балхашский ГМК), Россия (Норильский ГМК, г.Норильск; Среднеуральский металлургический завод, г. Ревда).

Совмещённая плавка - конвертирование

К плавкам в расплаве относится совмещённая плавка - конвертирование (СПК), представляющая собой плавку сульфидного сырья и конвертирование в одном агрегате. Особенностью данного процесса является подача шихты в агрегат через боковые фурмы непосредственно в объём сульфидного расплава или на поверхность расплава через горловину конвертера.

Совмещённая плавка - конвертирование с подаче шихты в сульфидный расплав реализована на Медногорском медно-серном комбинаие (Россия). Она осуществляется в плавильно-рафинировочном агрегате, схема которого приведена на рисунке 1.21.

-цилиндрическая поворотная печь; 2- пневматическое загрузочное устройство; 3 -горловина для загрузки кусковых материалов; 4 - газовая горловина; 5 - стационарная часть напыльника; 6 - поворотная часть напыльника; 7-штейновый ковш, 8-стационарный шлаковый жёлоб; 9-летка для выпуска обогащённого штейна; 10 - фурмы для подачи обогащённого дутья; 11- летка для выпуска шлака; 12- стационарный шлаковый жёлоб; 13 - конвейерная шлакоразливочная машина

Рис 1.21 - Схема устройства плавильно-рафинировачного агрегата

Агрегат представляет собой горизонтальную цилиндрическую печь, которая способна поворачиваться вокруг горизонтальной оси. Ванна плавильно-рафинировачного агрегата имеет две зоны: плавильную и отстойную. Загрузка шихты в печь ведётся непрерывно в районе плавильной зоны. Кусковые и брикетированные шихтовые материалы загружаются через загрузочную горловину, расположенную над плавильной зоной. Крупногабаритные материалы загружают через газовую горловину. Пылеобразная шихта загружается через торец печи на поверхность расплава в реакционной зоне с помощью пневматического загрузочного устройства.

Воздушное или обогащённое кислородом дутьё (22-28%) подают через фурмы, расположенные по длине плавильной зоны, непосредственно в расплав. Для нагрева шлака с целью повышения его жидкотекучести в отстойной зоне расположены две фурмы для сжигания жидкого топлива или природного газа.

Агрегат способен перерабатывать как концентраты, так и различные медьсодержащие отходы. Плавку и частичное рафинирование проводят в автогенном режиме, что обеспечивается подачей в расплав дутья, обогащённого кислородом. Продуктами переработки медьсодержащего сырья в плавильно-рафинировочном агрегате являются штейн, содержащий 65-72% при применении воздушного дутья и 60-70%Cu при применении дутья, обогащённого кислородом. Содержание меди в шлаке при воздушном дутье составляет 3,7%Сu и 1,5-4,0% при применении дутья, обогащённого кислородом. После обеднения содержание меди в шлаке составляет 0,3-0,8% Сu.

Обогащённый штейн периодически выпускают через летку, расположенную в торцовой части печи со стороны плавильной зоны. Выпуск шлака осуществляется непрерывно через летку, расположенную в торце печи со стороны отстойной зоны.

Удаление технологических газов осуществляется через газовую горловину, расположенную над отстойной зоной, в стороне от плавильной зоны. Содержание SO2 в отходящих газах составляет 18-22%.

Переработка богатого штейна на черновую медь осуществляется в конвертере. Полученный конверторный шлак охлаждается, дробится и поступает на переплавку в шахтную печь.

Агрегат СПК располагает широкими возможностями для переработки различных медьсодержащих материалов в автогенном режиме. Он отличается простотой конструкции и обслуживания, характеризуется высокой надёжностью работы его механизмов.

Совмещённая плавка - конвертирование реализована также для переработки сульфидных медных концентратов на богатый штейн на предприятии «Святогор» (Россия). Технологическая схема включает в себя следующие основные операции: плавку концентрата на богатый штейн, конвертирование штейна с получением черновой меди, охлаждение и флотационное обеднение шлака, очистку газов о пыли и производство серной кислоты.

Содержание меди в штейне составляет порядка 60-75%. Содержание меди в шлаке после плавки на штейн составляет 2,5-3,5%. Шлаки подвергаются обеднению процессом флотации. Хвосты направляются на закладку горных выработок, а богатый по меди концентрат и направляется в плавильный агрегат.

Богатый по меди штейн подвергается конвертированию с получением черновой меди. Конверторные направляются на производство серной кислоты. Уловленная грубая пыль возвращается в плавильный агрегат, а из тонкой фракции пыли извлекают цинк и свинец.

Агрегат СПК оборудован системой подачи шихты в плавильный агрегат. Шихта включает в себя концентрат, содержащий 13-15% Cu, 36-37% Sb 30-32% Fe, и кремнезёмистый флюс, содержащий 75-80% SiO2. Загрузка шихты осуществляется с помощью пневматического загрузочного устройства, установленного в торце печи со стороны плавильной зоны. Загрузка шихты осуществляется на поверхность расплава. В торце печи со стороны отстойной зоны установлены горелки для сжигания жидкого или газообразного топлива для поддержания необходимого теплового режима печи.

В таблице 1 приведены технико-экономические показатели различных плавок сульфидных медных концентратов на штейн. Из приведённых показателей видно, что при прочих равных условиях плавка Ванюкова характеризуется высокой удельной производительностью.

Таблица 1 - Сравнение технико-экономических показателей основных видов плавки сульфидных медных концентратов на штейн

ПоказательНаименование плавкиОтраж.КФПВП.КИВ-ЦЭТНОРА НДАМИЦ- УБИСИАусм-елтСПКВаню- коваПро-ть,т/(м2·сут) Сод.меди,% в штейне в шлаке (без об.) Содер.SiO2 в шл Влаж. ших.,% Круп.ших,мм Пылевынос,% О2 в дутье,% Содер. SO2,% Расх. топ.,%4-5 20-30 0,4-0,5 34-42 6-8 до 5 1-2 до 25 1-2 18-2210-13 38-40 до 1,2 28-34 до 1 0,1 9-12 95 70-75 до 28-12 60 1,0-1,5 29-30 до 1 0,1 7-10 35-40 18-20 до 53-5 40-50 0,3-0,6 - до 1 0,1 - 95 35-50 10-1210-11 70-75 5,0 - 10-13 до 10 5 до 37 16-20 9-1120 65 0,5* 30-35 до 1 до 1 3-5 45 35 - 58-60 0,5-0,7 - - до 25 1 - 11 -10-16 60-70 1,5-4,0 - - - - до 28 18-22 60-80 45-55 0,5-0,6 30-32 6-8 до 50 1 60-65 20-40 до 2

Она в 15 раз превышает производительность отражательной печи и в 4-8 раз превышает производительность других плавок. Она выгодно отличается от многих плавок по крупности перерабатываемого сырья, влажности шихты, расходу топлива и содержанию меди в отвальных шлаках.

6. Конвертирование медных штейнов

Штейн представляет собой сплав сульфидов меди (Cu2S) и железа (FeS). Содержание меди в штейне колеблется от 10 -12 до 70 -75 %. Среднее содержание серы в медных штейнах составляет порядка 25%.

Штейн, в основном, перерабатывают конвертированием. Поскольку большинство реакции в процессе конвертирования протекают с большим выделением тепла, то осуществление процесса конвертирования не требует затрат тепла. Таким образом, процесс конвертирования является типичным автогенным процессом.

Основной целью процесса конвертирования является удаление из штейна железа и серы и других вредных примесей, чтобы получить наиболее чистую медь. Благородные металлы практически полностью остаются в штейне. В него также переходит часть селена и теллура. На конвертирование, кроме штейна, в расплавленном или твёрдом состоянии поступают богатые медью оборотные материалы, а также кварцевый флюс.

Процесс конвертирования разделяется на два периода. Первый период заключается в продувке воздуха через жидкий штейн, заливаемый в конвертор с добавлением значительного количества кремнезёмистого флюса или золотосодержащей кварцевой руды.

В основе его лежит процесс окисления сульфидов железа и перевод образующихся оксидов в шлак. Поскольку сродство железа к кислороду значительно превышает сродство меди к кислороду, то в первом периоде окисление сульфида меди практически не наблюдается. Первый период конвертирования штейнов характеризуется следующими основными реакциями:

2FeS + 3O2 = 2 FeO + 2SO2 (1.63)

FeO + SiO2 = 2FeO·SiO2 (1.64)

Основная суммарная реакция процесса может быть записана в виде:

2FeS + 3O2 + SiO2 = 2FeO·SiO2 +2SO2 (1.65)

Процесс конвертирования ведут при температуре 1200-1250оС. При более низких температурах реакция шлакообразования протекает медленно. Это может привести к насыщению расплава магнетитом, так как при низких температурах получает развитие реакция:

FeO + O2 = 2Fe3O4 (1.66)

При этом выделяется большое количество тепла. Реакционная масса разогревается до температуры порядка 1250оС и реакция ошлаковывания оксида железа с образованием фаялита получает большое развитие.

При высоких температурах накопившийся магнетит также будет реагировать с сульфидом железа по реакции:

3Fe3O4 + FeS + 5SiO2 = 5(2FeO·SiO)2 +SO2 (1.67)

В первом периоде происходит также окисление сульфидов меди по реакции:

Cu2S + 3O2 = 2Cu2O +2SO2 (1.68)

Однако образующийся оксид меди сразу же реагирует с сульфидом железа, вновь превращаясь в сульфид:

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO (1.69)

Поэтому фактически окисления сульфидов меди в первом периоде конвертирования не наблюдается.

Ведение процесса при более высоких температурах нецелесообразно, так как ведёт к быстрому разрушению футеровки конвертора.

Первый период конвертирования носит циклический характер. Каждый цикл состоит из операций заливки жидкого штейна, загрузки кварцевого флюса и холодных присадок, продувки расплава воздухом и слива конверторного шлака. Длительность одного цикла зависит от состава исходного штейна и составляет 30 - 50 минут.

После каждой продувки в конвертере остаётся обогащённая медью сульфидная масса. Содержание меди в массе постепенно возрастает до предельной величины, отвечающей фактически составу чистой полусернистой меди (Cu2S).

Продолжительность первого периода определяется содержанием меди в штейне, а также количеством воздуха, подаваемого в конвертер, которое зависит от числа фурм и состояния конвертора. При переработке богатого штейна (35-45 % Cu) первый период длится 6-8 часов, при переработке бедного штейна (менее 20-25 % Cu) - 16-24 часов.

На окисление 1 кг cульфида железа (FeS) в штейне требуется порядка 2 м3 воздуха.

Время, затрачиваемое на дутьё, составляет 70-80% от длительности первого периода. Остальное время тратится на слив шлака и загрузку конвертора.

По окончании первого периода и слива последней порции шлака в конвертере остаётся почти чистая полусернистая медь Cu2S, называемая белым штейном или белым маттом. Содержание меди в белом штейне колеблется в пределах 70 - 80%.

Содержание меди в сливаемых конверторных шлаках составляет порядка 1,5-2,5%. Содержание других компонентов в шлаке колеблется в пределах, %: SiO2-21-23; FeO-57-61; CaO-0,8-1,0; Al2O3- 6,5-9,0; S-1,5-2,1.

Из примесей, попадающих в конвертер, следует упомянуть благородные металлы, цинк и никель.

Благородные металлы практически полностью концентрируются в штейне.

Цинк попадает в конвертер в виде сульфида ZnS вместе со штейном при переработке цинксодержащей шихты. Основная масса цинка в конвертере окисляется до оксида ZnO, который частично переходит в шлак, а частично покидает конвертор с отходящими газами.

Никель, присутствующий в конвертере в незначительных количествах, практически полностью остаётся в белом штейне.

Второй период конвертирования заключается в переработке белого штейна на черновую медь. Белый штейн также продувают воздухом. Процесс является непрерывным и длится порядка 2-3 часов. Во время продувки белого штейна в конвертере протекают две основные реакции. Реакция окисления сульфида меди кислородом воздуха до оксида

Cu2S + 3O2 = 2Cu2O +2SO2 (1.70)

и взаимодействие оксида меди с остальной массой сульфида меди

Cu2O + Cu2S = 6Сu + SO2 (1.71)

Суммарная реакция процесса может быть записана в виде:

Cu2S + O2 = 2Сu + SO2 (1.72)

Для конвертирования медных штейнов используют горизонтальные конвертеры. Принципиальная схема устройства конвертера приведена на рисунке 1.22.

Конвертер представляет собой железный сварной кожух с торцовыми днищами, футерованный изнутри хромомагнезитовым кирпичом. Вблизи торцовых днищ на корпусе закреплены опорные бандажи. Рядом с одним из них установлен зубчатый венец. Вращение конвертера осуществляется с помощью электродвигателя, соединенного через редуктор с зубчатым колесом.

Всё обслуживание конвертора осуществляют через горловину. Воздух в конвертор подают через фурмы. Продолжительность процесса конвертирования при прочих равных условиях определяется объёмом вдуваемого в конвертор воздуха. Расход воздуха зависит от живого сечения фурм. Зарастание фурм приводит к уменьшению живого сечения, а, следовательно, к уменьшению объёма воздуха, поступающего в конвертер за единицу времени. Это приводит к снижению производительности конвертора. Поэтому большое внимание оказывается чистке фурм и поддержанию их в хорошем состоянии.

В современной практике медной промышленности используют горизонтальные конвертеры вместимостью по меди 40, 75, 80 и 100 тонн. Длина конверторов колеблется в пределах 6-12м, диаметр 3-4м. Число фурм 32-62, диаметр 40-50мм.

Горизонтальные конвертеры являются аппаратами периодического действия. Основными рабочими положениями конвертера в зависимости от угла его поворота являются: заливка штейна, продувка штейна, слив шлака и слив черновой меди (рисунок 1.23).

- электродвигатель; 2 - редуктор; 3 - сальниковое устройство; 4 - зубчатый бандаж; 5 - опорный бандаж; 6- горловина; 7 - фурма-коллектор; 8 - шариковый клапан; 9- фурменная трубка; 10-опрный ролик.

Рисунок 1.22 - Принципиальная схема устройства конвертера.

Газы, образующиеся при продувке поступают через горловину в герметизированный напыльник., установленный над конвертером, а затем в газоходную систему. Однако в процессе работы конвертера имеет место значительный подсос воздуха, достигающий 300-400%. От первичного объёма технологических газов.

- заливка штейна; 2- продувка штейна; 3 -слив конверторного шлака; 4 -слив черновой меди

Рисунок 1.23 - Рабочие положения горизонтального конвертера.

Вследствие этого происходит существенное разбавление отходящих газов. Содержание SO2 в них составляет 4-4,5%. Отходящие газы используются для получения серной кислоты.

Черновая медь имеет суммарное содержание меди золота и серебра 96-99,4%. Примеси, находящиеся в черновой меди сильно ухудшают её свойства. Поэтому вся черновая медь подлежит рафинированию. Рафинирование черновой меди проводят в два этапа. Сначала медь очищают от примесей методом огневого рафинирования, а затем она подвергается электролитическому рафинированию.

7. Огневое рафинирование меди

Черновая медь может содержать до 3 % примесей. В ней содержатся следующие основные примеси: Ni, As, Sb, Bi, Pb, Zn, S, Fe, Se, Ne, Au, Ag. Их содержание колеблется в широких пределах. Ниже приведён примерный состав черновой меди, %: Cu - 98,3- 99,4; Ni-0,03-0,3; As - 0,004-0,336; Sb - 0,001-0,007; Bi - 0,013-0,8; S - 0,02-0,26; Fe-0,001- 0,063; Se - 0,01-0,055 Te - 0,0002-0,2; а также Ag и Au.

Эти примеси сильно изменяют свойства меди в худшую сторону. Поэтому возникает необходимость процесса рафинирования черновой меди. Рафинирование черновой меди производится в два этапа. Первым этапом является огневое рафинирование, а вторым - электролитическое рафинирование. Основной целью огневого рафинирования черновой меди является получение плотных анодов для последующего электролитического рафинирования и удаление примесей, присутствие которых в анодах отрицательно влияет на процесс электролитического рафинирования.

Огневое или окислительное рафинирование меди основано на преимущественной по сравнению с основным металлом (медью) склонности окисления ряда примесей с последующим выделением их в виде нерастворимых в меди оксидов в самостоятельную шлаковую фазу или частично в виде возгонов в газовую фазу. Склонность примесей к окислению определяется их химическим сродством к кислороду или, другими словами, изменением энергии Гиббса реакции образования оксидов примесей металлов, присутствующих в черновой меди.

Для окисления примесей, содержащихся в черновой меди, через расплавленную черновую медь продувают воздух. Реакции окисления протекают на поверхности пузырьков воздуха, всплывающих в жидком металле. В виду того, что концентрация меди в расплаве высока, в первую очередь в расплаве протекает реакция:

Cu + O2 = 2Cu2O (1.73)

Образующийся оксид меди Cu2O растворяется в расплавленной металлической меди

Сu2O(тв) = [Cu2O] (1.74)

где [Cu2O] - равновесная концентрация оксида меди в расплавленной меди.

За счёт конвекции и диффузии оксид меди заполняет весь объём расплава. Растворимость оксида меди в расплавленной меди довольно высока и существенно зависит от температуры:

Температура, оС 1100 1150 1200

Растворимость Сu2O в меди, % 5,0 8,3 12,4

При дальнейшем повышении температуры растворимость оксида меди в металлической меди практически не увеличивается.

Основной химической реакцией окислительного рафинирования является:

[Сu2O] + [Me] = 2[Cu] + (MeO) (1.75)

где [Cu] - концентрация меди в расплаве;

(МеО) - концентрация оксида примеси в шлаковой фазе.

[Me] - концентрация примеси в черновой меди (Fe, Al, Zn, Ni, Sb, As, Bi, Sn и др.)

Поведение примеси в жидкой меди будет определяться отношением упругости диссоциации оксида меди и оксида примеси. Если при данных растворимости, концентрации и температуре Р(Сu2O) > Р(MeO), то примесь будет окисляться и переходить в шлак, если же Р(Сu2O) < Р(MeO), то примесь будет восстанавливаться и оставаться в расплавленной меди. Конечная концентрация примеси в расплаве меди будет определяться равенством давления диссоциации оксида примеси и оксида меди (рисунок 1.21). медь руда сульфид штейн

На рисунке 1.24 приведены зависимости давления диссоциации (упругости диссоциации) оксида меди и оксидов примесей Ме, Ме1 и Ме2 в зависимости от концентрации оксида меди и концентрации примесей в черновой меди.

Рисунок 1.24 - Схема удаления примесей при окислительном рафинировании меди.

По мере роста растворимости оксида меди в расплаве черновой меди упругость диссоциации оксида меди будет возрастать до тех пор, пока не образуется насыщенный раствор оксида меди в расплавленной черновой меди. Предельная концентрация оксида меди в расплаве на рисунке 1.21 обозначена как [Cu2O]н.р.. По достижении предельной концентрации оксида меди упругость диссоциации (Р) оксида меди достигнет своего максимального значения и в дальнейшем изменяться не будет.

По мере удаления примеси из расплавленной меди концентрация её в расплаве будет уменьшаться, а равновесное давление диссоциации оксида примеси будет возрастать. Когда давление диссоциации оксида примеси сравняется с упругостью диссоциации оксида меди, окисление примеси прекратится. На рисунке 1.21 показаны остаточные концентрации примесей Mе и Ме1 рафинированной черновой меди. Примесь Ме2 из расплава черновой меди удаляться не будет, так давление диссоциации оксида этой примеси выше, чем давление кислорода при диссоциации оксида меди и примесь не будет окисляться.

В результате протекания реакции (1.75) оксиды металлов - примесей вместе с избытком оксида меди и кремнезёмом, загружаемым в печь в небольшом количестве, образуют на поверхности ванны шлак, так как они очень плохо растворяются в металлической меди. В конце процесса рафинирования шлак деревянными скребками сгребают с поверхности шлака.

Из приведённых выше примесей наиболее полно удаляются железо, алюминий, цинк и олово, которые практически полностью переходят из расплавленной меди в шлаковую фазу.

Очистка меди от Ni, Sb, As, Bi определяется равновесием реакции (1.74). Если их концентрации в жидкой меди ниже равновесных, то они не удаляются из меди. Так прeдельными концентрациями являются: для Ni - 0,25%; для As - 0,66%. Висмута в черновой меди очень мало и в процессе огневого рафинирования он практически не удаляется из меди. Мышьяк и сурьма относятся к трудно удаляемым примесям

В процессе огневого рафинирования в меди практически полностью остаются благородные металлы, селен и теллур. В металлической меди содержится сера, которая находится в ней в виде Cu2S. Очистка черновой меди осуществляется по реакции, которая протекает с период окислительного рафинирования:

Cu2S +2Cu2O = 6Cu + (1.76)

Сернистый газ выделяется при этом под большим давлением и удаляется из печи с отходящими газами.

Продутая воздухом расплавленная медь содержит растворённый оксид меди Cu2O (порядка 8%) и небольшое количество других примесей, которые не удаляются в результате огневого рафинирования. Для того, чтобы получить анодную (красную) медь, которая пригодна для электролитического рафинирования, необходимо восстановить находящийся в меди её оксид. Это осуществляется операцией, которую назвали «дразнением». «Дразнение» проводят или погружением в расплавленную медь свежесрубленной древесины (жердей или брёвен) или сжиганием мазута или природного газа. При разложении восстановительных реагентов в расплавленной меди образуются газы Н2, СО, СН4, которые реагируют с оксидом меди по реакциям:

Cu2O + H2 = 2Cu + H2O (1.77)2O + CO = 2Cu + CO2 (1.78)

Cu2O + CH4 = 8Cu + CO2 + 2H2O (1.79)

В процессе дразнения ванна хорошо перемешивается газовыми пузырями. Это обеспечивает высокую степень восстановления оксида меди, удаление растворённых газов и способствует глубокой десульфуризации меди.

На современных заводах для огневого рафинирования используют два типа печей: стационарные отражательные печи и наклоняющиеся печи.

Стационарные рафинировочные печи по своему устройству похожи на отражательные печи для плавки медных концентратов. Схема принципиального устройства печи приведена на рисунке 1.25.

Печь покоится на столбчатом фундаменте. На одной из продольных стен имеются закрывающиеся загрузочные окна для загрузки в печь твёрдых материалов и обслуживания печи. В горелке сжигается высоко качественное топливо. На противоположной стороне (торце) печи имеются шлаковые окна. На противоположной от загрузочных окон боковой стене имеется лётка для слива меди. Вместимость печи составляет порядка 400 тонн жидкой меди.

- столбчатый фундамент; 2 - основной фундамент; 3 - лещадь; 4 - откос; 5 - шлаковое окно; 6 - каркас крепления печи; 7 - газоход; 8 - свод; 9 - стены; 10- горелочное окно; 11- загрузочные (рабочие) окна; 13 - щелевая летка

Рисунок 1.25 - Схема устройства стационарной рафинировочной печи.

Наклоняющиеся рафинировочные печи по своему устройству сходны с горизонтальными конверторами. Их вместимость составляет порядка 300 тонн жидкой меди. В отличие от конверторов, горловина печи смещена к одному из торцов печи. Горловина служит для заливки жидкой меди, твёрдых оборотов и отвода отходящих газов. Для выпуска рафинированной меди в печи со стороны разливочной машины сделана лётка.

Огневое рафинирование является периодическим процессом. Он состоит из последовательных стадий: подготовка печи, загрузка печи, плавление или разогрев меди, окислительное рафинирование, съём шлака, восстановительное рафинирование и разливка готовой меди.

Подготовка печи заключается в её осмотре, выявлению и заделке изъянов.

Загрузка в рафинировочную печь жидкой меди осуществляется по специальному жёлобу через рабочие окна или горловину. Загрузка твёрдой мед (анодный скрап, износившиеся медные изложницы) осуществляется с помощью специальной машины также через загрузочные окна. В наклоняющуюся печь твёрдые материалы стараются не загружать. Это связано с тем, что падающие с большой высоты массивные слитки черновой меди ударяются о футеровку печи и быстро выводят её из строя. Продолжительность процесса загрузки составляет порядка 2 часов

Если в печь загружается твёрдая медь, то процесс её нагревания и плавления длится порядка 10 часов. При переработке жидкой меди длительность этой стадии значительно сокращается. В расплавления и разогрева расплава происходит частичное окисление меди до её оксида кислородом атмосферы воздуха, присутствующего в печи. Разогрев жидкой массы производится обычно до 1200оС.

Разогретая до 1200оС черновая медь продувается воздухом. Кислород воздуха окисляет примеси, сродство которых к кислороду больше, чем сродство кислорода к меди. Воздух вдувают непосредственно в расплав на глубину 600-800 мм с помощью погружаемых в расплав стальных трубок, покрытых изнутри огнеупорной обмазкой. Продолжительность окислительной продувки зависит от степени загрязнённости меди и колеблется в пределах 1,5-4 часов.

После окислительного рафинирования проводят процесс «дразнения». Продолжительность процесса «дразнения» определяется содержанием кислорода в черновой меди после окислительного рафинирования и длится порядка 2,5-3 часа. В результате двухэтапного рафинирования получают анодную медь. Содержание в анодной меди серы не превышает 0,01%, а кислорода 0,2 %.

Шлаки рафинировочных печей содержат до 50% меди. Они возвращаются на процесс конвертирования меди. Выход шлаков невелик и составляет порядка 1-2 % от массы черновой меди.

Разливка анодной меди осуществляется в изложницы, установленные на карусельных разливочных машинах. Разливка анодов из печи продолжается 5-8 часов.

Готовые аноды имеют длину 800-900 мм, ширину 800-900 мм и толщину 35-40 мм. Масса анода колеблется в пределах 240-320 кг. Охлаждённые аноды поступают в электролизный цех для электролитического рафинирования.

Некоторая часть катодной меди, полученной в результате электролитического рафинирования, перерабатывают в вайербарсы или заготовки для получения медной проволоки. В этом случае медь дополнительно по технологии огневого рафинировании очищают от серы, которая механическим путём попадает катодную медь. Катодную медь переплавляют в стационарных отражательных печах, аналогичных анодным печам. Такие печи называют ваейербарсовыми. Вайербарсы разливают на карусельных машинах. Охлаждённые вайербарсы направляют на металлообрабатывающий завод для получения медной проволоки.

Основным недостатком процесса огневого рафинирования является его периодичность. В настоящее время разрабатываются технологии непрерывного рафинирования черновой меди. Наибольший интерес представляют технологии, разработанные японской фирмой «Мицубиси» и процесс «Контимелт», разработанный совместно Германией и Бельгией.

8. Электролитическое рафинирование меди

Электролитическому рафинированию подвергается красная (анодная) медь, полученная после огневого рафинирования. Такая медь содержит 99,4-99,6% Сu. Остальное приходится на приме