Лекции Автогенные процессы цветной металлургии


«Автогенные процессы цветной металлургии»
Модуль 1. Теория автогенного плавления и окисления сульфидосодержащих шихт
Лекция 1. Общие сведения об автогенностиПлан лекции:
1. Понятие автогенная плавка
2. Основные и побочные реакции автогенных процессов
3. Технологическое и аппаратурное оформление автогенного процесса.
Автогенными называются технологические процессы, которые осуществляются полностью за счет внутренних энергетических ресурсов без затрат посторонних источников тепловой энергии — топлива или электрического тока. При переработке сульфидного сырья, обладающего достаточно высокой теплотворной способностью, автогенность пирометаллургического процесса (плавки) достигается за счет тепла экзотермических реакций горения (окисления) сульфидов перерабатываемой шихты. В качестве окислительного реагента при плавке можно использовать воздух, обогащенное кислородом дутье или технологический кислород.
Таким образом, автогенная плавка является окислительным процессом. При ее осуществлении степень десульфуризации можно изменять в широких пределах, изменяя соотношение между количествами перерабатываемого материала и дутья. Это позволяет в широком диапазоне варьировать составом штейнов, вплоть до получения черновой меди.
Все автогенные плавки являются совмещенными. Они объединяют в одном металлургическом аппарате процессы обжига, плавки и частично или полностью конвертирование. Это позволяет наиболее рационально и концентрированно (в одном месте) переводить серу шихты в газы. При этом в зависимости от содержания кислорода в дутье можно получать газы с различным содержанием SO2, вплоть до чистого сернистого ангидрида.
Автогенные процессы позволяют создавать технологические схемы, обеспечивающие минимальные энергетические затраты, высокую комплексность использования сырья и предотвращение загрязнения воздушного и водного бассейнов.
Принцип автогенности при переработке сульфидных материалов давно используется в металлургии меди. Примером типичных автогенных процессов, применяемых ранее или широко используемых в современной металлургической практике, могут служить пиритная плавка, окислительный обжиг сульфидных концентратов и конвертирование штейнов.
Идея использования автогенного процесса для плавки флотационных медных концентратов на штейн возникла и была впервые опробована в Советском Союзе и получила в дальнейшем широкое развитие во всем мире. В настоящее время можно назвать не менее двух десятков освоенных промышленностью, внедряемых и разрабатываемых автогенных процессов. Крупный вклад в развитие и промышленное внедрение автогенных процессов вносил Советский Союз.
В основе любого автогенного способа плавки сульфидных медных, медно-цинковых и медно-никелевых концентратов и руд лежит следующая суммарная реакция:
2FeS + 3O2 + SiO2 2FeO • SiO2 + 2SO2 + 1030290 кДж. (1)
Эта экзотермическая реакция протекает в две стадии. Сначала проходит окисление сульфида железа:
TOC \o "1-3" \h \z 2FeS + 3O2 = 3FeO + SO2 + 937340 кДж, (2)
а затем образовавшийся оксид железа ошлаковывается кварцевым флюсом:
2FeO + SiO2 = 2FeO· SiO2 + 92950 кДж. (3)
При окислении сульфидных материалов возможно также переокисление железа до магнетита:
6FeO + O2 = 2Fe3O4 + 635560 кДж (4)
с последующим его разрушением сульфидом железа:
3Fed04 + FeS + 5SiO2 = 5 (2FeO• SiO2) + SO2 — 19930 кДж. (5)
Применительно к флотационным концентратам автогенные металлургические процессы могут быть организованы по-разному: как технологически, так и аппаратурно. С технологической точки зрения такие процессы в первую очередь различаются методом сжигания сульфидов, которое может быть проведено в факеле или в расплаве.
При сжигании сульфидов в факеле мелкий хорошо высушенный концентрат вдувается в разогретое до высоких температур плавильное пространство вместе с кислородсодержащим дутьем. Сульфидные частицы, находясь во взвешенном состоянии, окисляются кислородом дутья [ реакция (2)] и в зависимости от температуры частично или полностью расплавляются. Реакция (3) в этих условиях не может получить большого развития, и в факеле возможно переокисление FeO по реакции:
3FeO+1/2 О2 = F3О4.
Образовавшиеся в факеле капли сульфидно-оксидного расплава падают на поверхность спокойной шлаковой ванны, где продолжаются основные физико-химические взаимодействия и превращения, включая процессы шлако- и штейнообразования и отстаивания. При таком методе автогенной плавки шлаки характеризуются повышенным содержанием извлекаемых металлов в форме растворенных оксидов и тонкой механической взвеси.
Факельное сжигание сульфидов используют во всех видах плавок во взвешенном состоянии и частично в кивцэтном процессе.
Автогенные процессы, осуществляемые в расплавах, имеют особый механизм плавки. Его элементарные стадии: плавление загруженной шихты и растворение ее компонентов в первичном, хорошо перегретом сульфидно-оксидном расплаве, окисление сульфидов, процессы штейно- и шлакообразования. Последовательность их протекания в этом случае выделить невозможно. Фактически все они идут одновременно в определенном объеме расплава.
При осуществлении указанных процессов физико-химические превращения начинаются с момента загрузки шихты в интенсивно перемешиваемый расплав. Подачу шихты можно производить как на поверхность расплава, так и вдуванием в него вместе с окислительным реагентом. Подаваемое в расплав дутье обеспечивает его интенсивный барботаж, что способствует ускорению всех физико-химических процессов. Однако разделения и отстаивания жидких продуктов плавки в условиях интенсивного барботажа происходить не может; эта стадия плавки должна производиться в отдельной зоне или в специальном аппарате.
Идея окислительной плавки сульфидных концентратов в расплавах уже не одно десятилетие привлекает и продолжает привлекать внимание металлургов. К настоящему времени предложено большое количество технологических и аппаратурных вариантов автогенных плавок в расплавах. Среди них особый интерес представляют плавка в жидкой ванне, разработанная в СССР, и зарубежные процессы — «Норанда» (Канада) и «Мицубиси» (Япония), внедренные в промышленном масштабе.
В настоящее время к числу наиболее технологически и аппаратурно отработанных автогенных процессов относится плавка во взвешенном состоянии во всех ее разновидностях. Сейчас этот процесс применяют более чем на 30 предприятиях во многих странах мира для переработки медных, никелевых и пирротиновых концентратов. [2]
Контрольные вопросы:
1. Объяснить понятие автогенной плавки.
2. Показать основные и побочные реакции автогенных процессов.
3.Объяснить технологическое и аппаратурное оформление автогенного процесса.
Лекция 2, 3. Сырье автогенных процессов
План лекции:
1. Руды, применяемые для автогенных процессов.
2. Отличительная особенность руд.

По качественной характеристике медные руды разделяются следующим образом: весьма богатые с содержанием меди более 3-5 %; богатые, содержащие более 2 % меди (для руд медно-порфировых месторождений - более 1 %); среднего качества (рядовые) с содержанием меди более 1 % (для руд меднопорфировых месторождений - более 0,4 %); бедные, содержащие от 0,7 до 1 % (для руд меднопорфировых месторождений - менее 0,4 %). По степени окисления руды медных месторождений подразделяются на сульфидные, смешанные и окисленные. Критерием для отнесения руд к тому или иному типу служит содержание меди в оксидной форме: для сульфидных руд - до 10 %; смешанных - 11-50 %; окисленных - более 50 %; для каждого месторождения эта цифра уточняется в процессе технологических исследований. Так, для Удоканского месторождения разработаны иные пределы: к сульфидным относятся руды, содержащие до 30 % окисленных минералов меди, к смешанным - 31-70 % и к окисленным - более 70 %.
В комплексных рудах, где основное промышленное значение имеют другие металлы (никель, свинец, цинк, молибден, железо, олово, вольфрам, золото, висмут), медь часто является важным попутно извлекаемым компонентом.Сульфидные медно-никелевые месторождения генетически связаны с дифференцированными массивами ультраосновных и основных магматических пород (перидотитов, габбро-норитов, габбро и габбро-диабазов). Медно-никелевые рудные тела располагаются преимущественно в придонной части интрузивов, а иногда во вмещающих интрузивы породах. Руды представлены сплошными, брекчиевыми, прожилковыми и вкрапленными разностями. Рудные тела имеют, как правило, крупные размеры: протяженность по простиранию и падению от сотен метров до нескольких километров, мощность до 100 м; плитообразные, пластообразные, линзообразные, жилообразные и более сложные формы; залегают субгоризонтально, реже полого- или крутонаклонно. Господствующее развитие имеют согласные пластообразные залежи вкрапленных руд. К лежачему боку этих залежей приурочены сплошные руды, образующие отдельные пласты, линзы и жилы, сложенные массивными, брекчиевидными и густовкрапленными разновидностями. Характерной особенностью сульфидных медно-никелевых месторождений является сравнительно выдержанный минеральный состав руд. Руды содержат никель, медь, кобальт, платиноиды, а также золото, серебро, селен, теллур и серу.Месторождения медистых песчаников и сланцев приурочены к пестроцветным формациям складчатых областей и располагаются в их внешних поясах, в наложенных мульдах и других подобных структурах.
Мощности продуктивных толщ меняются в широких пределах. Рудные тела располагаются обычно в нескольких горизонтах (до 10, иногда более) серых лагунно-дельтовых терригенных, реже карбонатных отложений. Общее количество рудных залежей в крупных месторождениях весьма велико - до нескольких сотен; размеры их разнообразны; границы с вмещающими породами нечеткие и определяются опробованием.
Характерной является пластовая, а также линзо- и лентообразная форма рудных залежей. Для внутреннего строения характерно относительно равномерное распределение полезных компонентов; среди преобладающего количества вкрапленных руд среднего качества наблюдаются прослои, линзы и гнезда более богатых руд.
Отличительной особенностью этих руд является разнообразие ценных компонентов (медь, цинк, свинец и попутные: серебро, кобальт, теллур, рений), их минеральных форм (халькопирит, халькозин, борнит, сфалерит, галенит и др.), степени окисленности при значительных колебаниях содержаний. В рудах весьма часто присутствуют глинистые образования.
Медноколчеданные (медные и медно-цинковые) месторождения связаны в основном с дифференцированными формациями базальтоидного магматизма натровой серии: базальт-липаритовой (спилит-кератофировой) и базальт-андезит-дацит-липаритовой. В комплексе вулканитов колчеданные руды локализованы преимущественно среди пород кислого состава, нередко образующих несколько горизонтов.
Все разнообразие форм рудных тел медноколчеданных месторождений определяется наличием пяти главных структурно-морфологических типов, отдельные из которых обычно являются ведущими для конкретных рудных полей:
пластообразные тела, залегающие согласно с напластованием рудовмещающих пород; тела комбинированной формы, верхние части которых согласны с напластованием, а сопоставимые с ними по размерам апофизы лежачего бока секут напластование под большими углами;
крутопадающие линзообразные, реже жилообразные тела, занимающие отчетливо секущее положение относительно напластования;
залежи, которые характеризуются взаимными переходами между крутопадающими линзообразными телами и залежами комбинированной формы;
Весьма богатые медные руды (более 3-5% меди), пригодные для непосредственной плавки, и концентраты подвергаются пирометаллургической переработке с получением черновой меди. На медеплавильных заводах России используются разные технологии плавки. Наиболее распространенным методом является плавка в отражательных печах, хотя сохранила свое значение и шахтная плавка. В последнее время интенсивно внедряются автогенные процессы получения черновой меди (плавка в жидкой ванне, плавка во взвешенном состоянии и др.), что позволяет упростить технологию за счет совмещения процессов обжига, плавки на штейн и даже конвертирования в одном технологическом цикле. Это дает возможность повысить комплексность использования сырья, исключить или резко сократить расход топлива, предотвратить загрязнение окружающей среды. Из отходящих газов металлургического производства получают серную кислоту или элементарную серу, а из пыли - свинец, цинк, висмут, кадмий, германий и другие элементы.
Электролитическое рафинирование черновой меди обеспечивает получение меди высокой чистоты и извлечение многих ценных компонентов. Из электролитных шламов извлекаются селен, теллур и благородные металлы. Наличие разнообразных методов технологии переработки медных руд и систематическое их совершенствование обеспечивают извлечение все большего числа полезных компонентов даже при их очень низких содержаниях в рудах.
В зарубежных странах заметную роль в производстве меди стала играть новая технология извлечения меди, основанная на экстракции и электролизе (технология SX-EW), позволяющая извлекать медь из бедных и забалансовых руд, труднообогатимых окисленных руд, хвостов обогатительных фабрик и шлаков металлургического производства. За период 1990-2000 гг. производство меди по указанной технологии увеличилось в 3,3 раза, а в Чили - в 12,5 раз.
Контрольные вопросы:
1. Рассказать какие виды руд применяются для автогенных процессов.
2. Показать отличительную особенность руд.
Лекция 6, 7. Кинетика и механизм глубокого окисления сульфидов железа, цинка и меди при высоких температурах.
План лекции:
1. Окисление сульфидов металлов
2. Поведение железа в зоне окисления
3. Зона окисления никель-кобальтовых месторождений.
4.Зона окисления молибденовых и медных месторождений.
5. Зона окисления оловорудных и ртутных месторождений.
В общем виде окисление сульфидов кислородом газовой фазы может быть выражено следующими основными уравнениями:
2MeS + 3O2 = 2MeO + 2SO2 (1)
MeS + 2O2 = MeSO4 (2)
MeS + O2 = Me + SO2 (3)
О конечном результате окисления сульфидов можно судить по убыли энергии Гиббса реакций.
Сульфиды металлов могут окисляться в зависимости от температуры по различным схемам: при низких температурах – до сульфатов, при температурах обжига (700–800ОС) – до оксидов. При более высоких температурах окисление сульфидов может приводить также к образованию металла.
Термическая нестойкость сложных сульфидов приводит к тому, что в условиях окислительной атмосферы процессы окисления сводятся в основном к окислению простых сульфидов в соответствии с реакцией (1).
Оценка вероятности и преимущественно окисления тех или иных сульфидов может быть сделана на основе данных термодинамического анализа реакций окисления.
В ходе плавки устанавливается следующий порядок окисления сульфидов: сначала будут окисляться сульфиды железа, цинка и кобальта, а затем сульфиды свинца, никеля и меди. Такой порядок окисления справедлив для отдельных сульфидов и в основном сохраняется как при окислении твердых, так и расплавленных сульфидов.
Указанный порядок окисления сохраняется и при совместном окислении, хотя это не исключает полного окисления сульфидов всех металлов. Для развития зоны окисления сульфидных и других эндогенных месторождений имеют значение климат, геоморфологические условия, состав руд и свойства вмещающих пород. Наиболее интенсивно сульфидные руды окисляются в условиях влажного тропического климата, менее интенсивно – в умеренном климате, очень слабо – в сухих пустынных и высокогорных полярных областях. В условиях сглаженного рельефа окисление происходит интенсивнее, чем при резком расчлененном рельефе. Состав руд и боковых пород, их проницаемость для поверхностных вод, структура месторождений и условия залегания рудных тел – важные факторы развития зоны окисления. Трещиноватые и пористые руды окисляются более интенсивно. Наличие в окисляющихся рудах пирита приводит к образованию серной кислоты, которая способствует разрушению других сульфидов. Расположение рудных тел в зонах контактов различных пород облегчает развитие процессов окисления; наоборот, залегание рудного тела под водонепроницаемыми породами, препятствующими доступу вод к рудному телу, может затруднить развитие зоны окисления.
Основные агенты окисления рудных месторождений – поверхностная вода, кислород, углекислота, серная кислота. При этом главное действие на руду оказывает не столько сама вода, сколько растворенные в ней свободный кислород и кислоты.
Вследствие просачивания поверхностных вод, изменения их химического состава и постепенного развития процессов окисления и выщелачивания строение зоны окисления на всю ее глубину оказывается неоднородным. В области циркуляции поверхностных вод выделяются три зоны: просачивания, активного водообмена и застойных вод. Зоне просачивания соответствует измененная часть рудных тел, зоне застойных вод – неизмененная часть рудных тел, в зоне водообмена в телах неизмененных полезных ископаемых обычно встречаются измененные участки, а также скопления вторичною переотложенною материала (см. рис. 1).
В зоне окисления выделяются четыре подзоны: поверхностный слой, подзона окисленных руд, подзона окисленных выщелоченных руд и подзона богатых окисленных руд. Нижняя граница зоны окисления обычно неровная и часто не совпадает с уровнем грунтовых вод в связи с его колебаниями. В зоне окисления вес сульфиды неустойчивы и превращаются в сульфаты. При этом растворимые сульфаты выносятся. Ниже зоны окисления образуется зона вторичного обогащения или цементации.

Рис. 1. Схема соотношения измененной части рудного тела и зон циркуляции приповерхностных вод среди пород равной проницаемости (разрез поперек речной долины).
Гидродинамические зоны: 1 – просачивания (аэрации). 2 – водообмена, 3 – застойных вод.
Рудные зоны: А окисления, Б – вторичного обогащения, В – первичных руд. Подзоны: а – окисленных руд. б – выщелоченных руд, в – богатых окисленных руд.
Некоторые металлы (медь, серебро, уран) выносятся из зоны окисления руд и переотлагаются в зоне цементации. Формирование этой зоны связано с недостатком в ней кислорода, в связи, с чем создаются восстановительные условия и из сульфатных растворов при отсутствии свободного кислорода выпадают такие минералы, как халькозин, ковеллин. аргентит, регенерированные урановые черни и другие. Образующиеся вторичные сульфиды и другие минералы обогащают данную зону и как бы «цементируют» первичные образования. Поэтому эта зона и называется зоной цементации. Глубина распространения зоны вторичного обобщения значительна и на некоторых месторождениях достигает 400 500 м от поверхности. Зона вторичного обогащения имеет важное промышленное значение на штокверковых медно-порфировых месторождениях.
Зона окисления сульфидных залежей развивается постепенно, в несколько стадий. В начальной стадии первичные минералы только начинают изменяться. Новообразований бывает – мало и они представлены главным образом сульфатами, частично оксидами и гидроксидами. На средней стадии окисления вторичные минералы преобладают над первичными, но в рудах сохраняются наиболее устойчивые сульфиды.
В окисленном материале преобладают оксиды, карбонаты, силикаты. На конечной стадии все сульфиды (кроме киновари) исчезают, а количество сульфатов становится незначительным. Весь материал зоны окисления сложен конечными продуктами разложения.
В окисленных рудах возникают псевдоморфные текстуры (массивные, пятнистые, полосчатые, вкрапленные, прожилковые), каркасные (ящичные, губчатые), остаточные (землистые, шлаковидные, брекчиевые), переотложенные (колломорфные, корковые, полосчатые, натечные, рыхлые). В поверхностной зоне над сульфидными залежами возникают отрицательные формы рельефа. Детальное изучение окисленных руд (остаточных первичных минералов, каркасных текстур и др.) необходимо для оценки оруденения, скрытого на глубине.
Поведение железа в зоне окисления. В сульфидных рудах основными минералами железа являются пирит, марказит, пирротин. Окисление пирита и марказита происходит по следующей схеме:
2 FeS 2 + 7О2 + H 2 O → >2 FeSO 4 + 2 H 2 SO 4 ;12FeSO4 +6H2O + 3O2 →4Fe2(SO4)3 +4Fe(OH)3,
В дальнейшем сульфат Fe3+ в слабокислых или нейтральных растворах гидролизуется, переходит в гидроксид железа в виде гелей и дает начало образованию гидроксидов железа:
3Fe2 (SO4)3 + 6H2O « Fe (OH)3 + 3H2SO4.
4 Fe ( OH )3 = 3 Fe 2 O 3 × 3 H 2 O + 3 H 2 O
В. В. Щербина приводит для железа такую последовательность минеральных превращений:
пирит → мелантерит → фибросферрит → ярозит → лимонит (2 Fe 2 О3 × 3 H 2 O ).
В результате окисления верхние части колчеданных залежей превращаются в железные шляпы.
Образующийся при окислении пирита сульфат Fe3+ в свою очередь оказывает воздействие на пирит, что приводит к выделению серы:
FeS2 + Fe2(SO4)3 = 3F е SO4 + 2S.
За счет окисления серы образуется серная кислота или SO2. Пирротин является наиболее легко разлагаемым сульфидом FeS + 2 O 2 = FeSO 4 плюс небольшое количество свободной серной кислоты. Закисный сульфат железа FeSO4 в дальнейшем претерпевает изменение до Fe2(SO4)3, а последний, гидролизуясь, дает гидроксид железа и серную кислоту, т. е. процесс протекает аналогично окислению пирита.
В некоторых условиях пирротин подвергается дисульфидизации, т. е. замещается мельниковитом, марказитом, реже пиритом. Этот процесс происходит в том случае, когда при окислении пирротина образуется достаточное количество H2S.
Окисление халькопирита и борнита протекает аналогично пириту.
При окислении арсенопирита образуется скородит:
2 FeAsS + 6Н2О + 7 O 2 = 2[ FeAsO 4 × 2Н2О] + H 2 SO 4 .
Карбонаты железа в зоне окисления легко разрушаются. Окисление сидерита происходит по следующей реакции:
4 FeCO 3 + 6Н2О + О2 = 4 Fe ( OH ) + 4 CO 2.
В результате окисления сидеритовых рудных залежей образуются настоящие железные шляпы.
Гематит в зоне окисления, как правило, устойчив. Но при наличии в рудах обильного окисляющегося пирита гематит может превращаться в гидроксиды железа.
Магнетит также устойчив в зоне окисления. Однако нередко наблюдается его мартитизация (замещение гематитом), а при наличии пирита он превращается в гидроксиды.
Таким образом, превращение минералов железа в зоне окисления можно представить в следующем виде: железосодержащий сульфид (или другой минерал) → FeSO 4 → Fe 2 ( SO 4 )3 → Fe ( OH )3 → лимонит.
Сульфаты железа легко растворимы в воде и выносятся из зоны окисления. Часть железа может мигрировать также в виде гидрозоля Fe(OH)3. При определенных условиях может осуществляться почти полный вынос железа из зоны окисления. Однако очень часто железо в значительных количествах сохраняется в зоне окисления в виде гидроксидов, ярозита, скородита и других минералов.
Зона окисления никель-кобальтовых месторождений. Наиболее распространенными первичными минералами никеля и кобальта являются сульфиды (пентландит (Ni, Fe)9S8, миллерит NiS, линнеит Со3S4, карролит Cu(Co,Ni)2S4 и др.), сульфоарсениды (кобальтин CoAsS, гла-укодот (Со, Fe)AsS, герсдорфит NiAsS) и арсениды (никелин NiAs, шмальтин (Со, Ni)As3-2, хлоантит (Ni. Co)As3-2, саффлорит (Co. Fe)As2, раммельсбергит NiAs2 и др.).
Вес перечисленные минералы в зоне гипергенеза неустойчивы и разрушаются. При окислении судьфидов образуются сульфаты (NiSO, CoSO, FeSO, CuSO), которые хорошо растворимы, что в определенных условиях может привести к полному выносу металлов при сохранеии лишь небольших количеств гидроксидов железа. Однако следует заметить, что зона окисления месторождения кобальтоносных медистых песчаников Центральной Африки богата сферокобальтитом СоСО3 и асболаном k МпО * МпО2 m СоО п H2О, которые имеют промышленное значение.
Более сложным является окисление сульфоарсенидных и арсенидных руд никеля и кобальта. В результате окисления возникают разнообразные вторичные минералы. Наиболее распространенными являются арсенаты никеля (аннабергит Ni3(AsO4)2 8H2O) и кобальта эритрин Со3(AsO4)2*8Н2O). Минералогия окисленных Ni-Co-арсенидных руд детально изучена на месторождении Хову-Аксы (Тува), где установлена следующая последовательность образования гипергенных минералов: сульфаты → арсенаты → карбонаты → гидроксицы. Главными минералами, в которых фиксируется кобальт, являются эритрин, гетерогенит 2СоО3 n Н2О и асболан. Реже встречаются сферокобальтит, биберит CoSO4 * 7Н2O, розелит Ca2Co[AsO4]2 * 2Н2О.
Таким образом, при окислений сульфидных руд никель и кобальт могут мигрировать и рассеиваться, а при окислении арсенидных руд они остаются в зоне окисления преимущественно в виде арсенатов и некоторых других минералов.
Зона окисления молибденовых месторождений. Главный промышленный минерал – молибденит – в зоне окисления разлагается и замещается молибдитом и повеллитом. Молибдит образуется при разложении молибденита в кислой среде, в результате взаимодействия появляющихся при этом сульфатов железа и молибдена:
2MoS2 + 9O2 + 2H2 О = 2( МоО 2 × SO4) + 2 Н 2 SO4,
4Fe(OH)3 + 6MoO2 × SO4 + 15 H2 О « 2(Fe2O3 × 3MoO3 × 7.5H2O) + 6H2SO4
МолибдитВ условиях карбонатной среды вместо молибдита образуется повеллит:
Ca(HCO3)2 + MoO2 × SO4 « CaMo04 + H2S04 + 2CO2
ПовеллитЕсли в окисляющихся рудах содержится свинец, то может образоваться вульфенит:
2MoS2 × SO4 + O2 + 2PbO + 2 H2 О = 2PbMoO4 + 2 Н 2 SO4
Таким образом, при окислении молибденитовых руд молибден фиксируется во вторичных минералах. Однако описаны случаи выщелачивания и миграции молибдена из зоны окисления, которые возможны в условиях кислой среды, при отсутствии осадителей (карбонатных пород и вод), при длительном развитии процессов окисления. Такие условия имеют место в Центральном Казахстане.
Зона окисления вольфрамовых месторождений. Промышленные минералы – вольфрамит (Fe, Mn)W04, гюбнерит (Мп. Fe)WO4, фербериг FeWO4 и шеелит CaWO4. Все перечисленные минералы в зоне типергенеза устойчивы, перемещаются механическим путем и могут накапливаться в россыпях. Лишь при длительном окислении эти минералы разрушаются и покрываются коричневато-желтыми налетами тунгстита WO, × n H2O и ферритунгстита Fc2O3WO36H2O.
Зона окисления медных месторождений. Первичные сульфиды меди, обычно сопровождающиеся сульфидами железа, в зоне окисления неустойчивы, разлагаются, и возникает хорошо выраженная зола окисленных руд, особенно на медно – колчеданных и штокверковых месторождениях. Окисление халькопирита происходит по следующей схеме:
CuFeS 2 + 4О2 = CuSO 2 + FeSO 4 .
После образования сульфата окиси железа процесс окисления халькопирита ускоряется, причем часто образуется и самородная сера:
CuFeS2 + 2Fe2(SO4)3 = CuSO4 + 5FeSO4 + 2S.
Иногда окисление халькопирита протекает с образованием серной кислоты и сернистого ангидрида.
Сульфат меди хорошо растворим в воде, и медь мигрирует из зоны окисления. Однако при взаимодействии сульфата меди с жильными минералами руд и вмещающими породами образуются малахит, азурит, хризоколла и многие другие гипергенные минералы зоны окисления. И все же значительная часть меди выносится в зону водообмена, где из раствора выпадают вторичные сульфиды (халькозин, ковеллин, борнит) и возникает зона вторичного обогащения. Образование вторичных сульфидов в зоне цементации происходит по схеме:
5 CuFeS 2 + 11 CuSO4 + 8 Cu2S + 2FeSO4 + 8 H2SO4 ;Халькозин
CuFeS2 + CuSO4 = 2CuS + FeSO4
Ковеллин5FeS2 + 14CuSO4 + 12H2O = 7Cu2S + 5FeSO4 + 12H2SO4;
FeS + CuSO4 = CuS + FeSO4 .
Таким образом, в верхних частях меднорудных залежей возникает классическая вертикальная зональность. У поверхности располагается подзона окисленных руд. Ниже находится подзона выщелоченных руд, еще ниже – зона вторичного сульфидного обогащения, а затем первичные руды.
Зона вторичного обогащения особенно ценная в промышленном отношении оказывается на штокверковых медно-порфировых месторождениях (см. рис. 2). Содержание меди в рудах зоны вторичного обогащения в 2 – 3 раза (и более) выше, чем в бедной прожилково-вкрапленной первичной руде. Глубина распространения руд зоны обогащения на месторождениях этого типа достигает 400 – 450м и более.
Хорошо проявлена зона вторичного сульфидного обогащения и на медноколчеданных месторождениях. Так, на месторождениях Урала верхняя часть зоны окисления выражена гидроксидами железа (железная шляпа). Ниже следует подзона ярозита, затем подзона выщелачивания (баритовая и пиритовая сыпучка) небольшой мощности, под которой располагается зона вторичного сульфидного обогащения, а еще ниже первичные сульфидные руды. В зоне гиперкинеза медь обладает высокой миграционной способностью, образуются хорошо выраженные зоны окисления и вторичного сульфидного обогащения.

Рис. 2. Геологический разрез месторождения Коунрад:
1 – окисленные и выщелоченные руды; 2 – промышленные руды зоны вторичного сульфидного обогащения; 3 – непромышленные первичные (гидротермальные) руды
Зона окисления свинцово-цинковых месторождений. Основным минералом свинца является галенит PbS . В рудах часто, но в небольших количествах встречаются сульфосоли свинца. Главным минералом цинка является сфалерит ZnS. Оба указанных минерала в зоне гппергенеза неустойчивы и достаточно легко окисляются. При окислении галенита образуется англезит ( PbS + O 2 = PbSO 4 ), который обладает весьма малой растворимостью. Но в условиях карбонатной среды англезит неустойчив и замещается церусситом:
PbSO 4 + СО2 + Н2О = РЬСО3 + H 2 SO 4
или
2PbSO4 + Са ( НСО 3 )2 = 2 РЬСО 3 + CaSO4 + H2SO4.
Общая цепь изменения сводится к следующему: галенит → англезит → церуссит. Церуссит весьма устойчив и дает значительные скопления. Он может замещаться также пироморфитом Р b 5 С1[Р04]3, ванадинитом Р b5С1[V04]3 и другими минералами. Кроме того, в зоне окисления свинцовых месторождений встречаются плюмбоярозит PbFe 6,(OH )12[SO4]4, вульфенит Рb МоО4,. миметезит PbCl[AsO4]3, бедантит PbFe 3 ( OH )6[ SO4][ AsO4] и другие гипергенные минералы.
Таким образом, свинец в зоне окисления является малоподвижным элементом. Однако при наличии кислых растворов, характерных для начальных и средних стадий окисления колчеданно-полиметаллических руд, свинец может мигрировать и переотлагаться в виде церуссита и плюмбоярозита.
Окисление сфалерита происходит по схеме:
ZnS + 2O2 = ZnSO4 или  ZnS + Ft(SO4)3 = ZnSO4 + 2FeSO4 + S.
Сульфат цинка обладает большой растворимостью и, в отличие or англезита, легко выносится. Высокая миграционная способность цинка приводит к его выносу из зоны окисления и рассеиванию, что резко отличает цинк от свинца, с которым он теснейшим образом связан в зоне первичных сульфидных руд. Особенно интенсивно выносится цинк из силикатной среды. В условиях же карбонатной среды сульфат цинка взаимодействует с карбонатами и образуется смитсонит:
МеСО3 + ZnSO 4 = ZnCO 3 MeSO 4
Скопления смитсонита часто образуются вне контуров первичною рудною тела, нередко в лежачем боку (рис. 44). Кроме смитсонита в зоне окисления полиметаллических руд образуются каламин.
Zn 4 ( OH )2( Si 2 O 7 ) – H 2 O, гидроцинкит Zn 5 ( OH )6( CO 3 )2, адамин Zn 2 ( OH )[ AsO 4 ] и др.

Рис. 3. Разрез, иллюстрирующий соотношение окисленных свинцовых и цинковых руд месторождения Турлан (Южный Казахстан):
1 – известняк; 2 – брекчия оседания; 3 – окисленные свинцовые рулы; 4 – окисленные цинковые рулыЗона окисления оловорудных месторождений. Главным промышленным минералом олова является касситерит SnO2. Меньшее значение имеет станнин Cu2FeSnS4 и совсем небольшое другие сульфостаннаты: тиллит PbSnS2, франкеит Pb5Sn3Sb2S11, цилиндрит Pb3Sn4Sb2S14 и др. В зоне гипергенеза касситерит – один из самых устойчивых минералов, накапливается в россыпях, которые являются главным источником получения олова в зарубежных странах.
Сульфостаннаты в зоне окисления неустойчивы. Процесс окисления станнина можно представить в такой схеме:
2Cu2FeSnS4 + 17 О2 + 4 Н2О = 4CuSO4 + 2FcSO4 + H2SO4 – I 2H2SnO3.
Образующаяся при этом метаоловянная кислота дает коллоидный раствор, быстро коагулирующий. Возникающий гель Н28п0з при последующей дегидратации дает супергенный касситерит.
В касситерит-сульфидных рудах Н. К. Маршуковой и А. Б. Павловским выявлены и описаны такие гипергенные минералы олова, как гидростаннаты с формулой MeSn(OH)6, где Me может быть представлен двухвалентным железом, цинком, кальцием, медью и минералами группы варламовитов с широкими вариациями в их составе железа, олова и воды. Указанные гипергенные минералы олова развиваются непосредственно по станцину, что свидетельствует о слабой миграции олова в гипергенном процессе.
Зона окисления сурьмяных месторождений
Главный минерал сурьмы – антимонит, который в поверхностных условиях окисляется с образованием сульфата сурьмы: Sb2 S3 +6 O 2 = Sb 2 (SO4)3. Сульфат сурьмы весьма неустойчив и гидролизуется с образованием оксидов сурьмы сервантита Sb2O4, стибиоконита Sb2O4*H2O и в меньшей мере – валентинита Sb 2 O 4, кермезита Sb 2 S 2 O и других, дающих нередко тонкие смеси, псевдоморфно замещающие антимонит.
При окислении буланжерита Pb5Sb4S11 и тетраэдрита Cu3SbS3 образуются вторичные минералы свинца, меди и оксиды сурьмы первичные сульфидные руды.
Таким образом, в зоне гипергенеза сурьма является почти не мигрирующим элементом, так как образующиеся при окислении антимонита и других минералов вторичные оксиды и гидроксиды сурьмы обладают ничтожной растворимостью.
Зона окисления ртутных месторождений
Гланый минерал ртути – киноварь HgS – устойчив в условиях зоны окисления, перемещается механическим путем и встречается в шлихах на значительном удалении от коренных источников. При длительном окислении киноварь слабо растворяется с образованием сульфата HgS04 или хлорида HgCl2. которые неустойчивы и быстро восстанавливаются с образованием самородной ртути. Реже в зоне окисления ртутных месторождений появляется каломель HgCl и кубическая модификация киновари – метациннабарит.
Таким образом, миграция ртути в зоне гипергенеза осуществляется в основном механическим путем в виде киновари.
Поведение золота в зоне окисления золото-сульфидных месторождений. Золото в первичных рудах является самородным видимым, субмикроскопическим (невидимым), рассеянным в сульфидах, а также представлено теллуридами. В зоне гипергенеза самородное видимое золото является химически стойким, перемещается механическим путем и накапливается в россыпях. Теллуриды золота легко разлагаются, причем золото выпадает в виде тонкодисперсного коричневого порошка. Субмикроскопическое золото, освобождающееся из разлагающихся сульфидов, может растворяться (коллоидные или истинные растворы золота в виде хлоридов и сульфатов) и мигрировать как в зоне окисления, так и за ее пределы. Изучение золоторудных месторождений Урала и других районов, проведенное М. И. Альбовым, показало наличие в этих месторождениях вторичной зональности в распределении золота по вертикали. В кварц-сульфидных жилах на Урале установлен пояс вторичного золотого обогащения на глубине 20 – 150 м от поверхности. Образование этого пояса М. Н. Альбов объясняет переносом тонкодисперсного золота вниз по трещинкам рудных жил нисходящими водами.
В. М. Крейтером, В. В. Аристовым, И. С. Волынским и другими изучено поведение золота в зоне окисления медноколчеданных месторождений Урала и Центрального Казахстана.
Распределение золота в зоне окисления Майкаинского золотоколчеданно-полимсталлического месторождения представлено на рис. 4.
Высокие содержания золота в окисленных рудах возникли в связи с его растворением, миграцией в сульфатной форме и персотложением в самородном виде. Наличие самородного гипергенного золота в буром железняке, ярозите и в сыпучке подтверждается детальным микроскопическим изучением окисленных руд.

Рис. 4. Содержание золота и серебра
(в усл. сд.) в зоне окисления месторождения Майкаин (Казахстан):
1 – глины; 2 – бурые железняки; 3 – ярозиты; 4 – кварц-баритовая сыпучка с ярозитом; 5 – кварц-баритовая сыпучка с серой; 6 колчеданная сыпучка; 7 – первичные колчеданные руды
Поведение серебра в зоне окисления сульфидных месторождений. Среди гипогенных минералов серебра наиболее распространенными являются серебро самородное, аргентит Ag2S, прустит Ag3AsS3, пираргирит Ag3SbS3, теллуриды.
В зоне гипергенеза самородное серебро химически устойчиво и переносится механическим путем в россыпи. Аргентит и другие сернистые соединения серебра разлагаются с образованием Ag2S04. Этот сульфат растворим в воде и серебро мигрирует. В результате реакции Ag 2 SO4 + 2 FeSO4= = 2A g + Fe2(SO4)3, в зоне окисления образуется серебро самородное. Кроме того, в окисленных рудах часто встречаются кераргирит AgCl и другие минералы.
Миграция растворимого сульфата серебра приводит к появлению зоны вторичного обогащения, в которой отлагается вторичный аргентит:
MeS + Ag2SO4 = Ag2S + MeS04.
Глубина распространения зоны вторичного обогащения серебром на некоторых полиметаллических месторождениях может достигать нескольких сот метров.
Контрольные вопросы:
1. Объяснить процесс окисления сульфидов металлов
2. Показать поведение железа в зоне окисления
3. Объяснить зону окисления никель-кобальтовых месторождений.
4. Объяснить зону окисления молибденовых и медных месторождений.
5. Объяснить зону окисления оловорудных и ртутных месторождений.
Лекция 8. Физико–химические свойства шлако-штейновых систем. (свойства жидких шлаков и штейнов. Равновесие в системе шлак-штейн –газовая фаза)
План лекции:
1. Состав металлургических штейнов.
2. Равновесие в системе шлак-штейн
Штейном называется сплав сульфидов тяжелых цветных металлов (меди, никеля, свинца, цинка и др.) с сульфидом железа, в котором растворены примеси. Штейны являются промежуточными металлсодержащими продуктами, получение которых характерно для пирометаллургии меди, никеля и частично свинца.
В практике цветной металлургии получают медные, медноникелевые, никелевые и полиметаллические штейны (табл. 1). Они образуются в жидком состоянии и практически не смешиваются с жидкими шлаками, что позволяет отделять их друг от друга путем отстаивания. Для успешного разделения штейнов и шлаков необходимо, чтобы разность их плотностей составляла не менее
Таблица 1 - Состав штейнов
Вид штейна Содержание, %
CuNiPb ZnFeS Медный 10... 60 До 0,5 До 1 1...6 30. ..50 23.. .26
Медно-никелевый 5.... 10 5...13 — — 40. ..60 24.. .27
Никелевый 0,1...0,3 12...20 — — 55. ..60 15.. .22
Полиметаллический 10...30 — 10...20 5... 10 20. ..40 13.. .22
т/м3. Чем больше эта разность, тем быстрее идет отстаивание. Так, если шлак имеет плотность около 3000 кг/м3, то плотность штейна должна быть не менее 4000 кг/м3.
Основными компонентами медных штейнов являются сульфиды меди и железа (Cu2S и FeS). В медно-никелевых штейнах преобладают Ni3S2 Cu2SnFeS.
Характерными особенностями медных и медно-никелевых штейнов являются примерное постоянство в них содержания серы (23 . . . 27 %) и обязательное присутствие кислорода в форме растворенных оксидов железа (Fe3O4). При выполнении металлургических расчетов содержание серы в таких штейнах принимают равным 25 % (правило проф. Мостовича). Концентрация кислорода уменьшается с увеличением в штейнах содержания основного металла (Cu или Ni + Cu), т.е. чем беднее штейн (чем больше в нем железа), тем больше будет содержаться в нем кислорода. Расчетный состав медных штейнов следующий, %:Медные и медно-никелевые штейны являются хорошими растворителями (коллекторами) всех благородных металлов. Кроме того, они обязательно содержат селен и теллур и ряд других примесей (мышьяк, сурьму, висмут, кадмий и др.).
В никелевых штейнах содержание серы переменно. Оно зависит от количества образовавшегося при плавке ферроникеля (сплава металлического железа с никелем). Чем большей будет металлизация штейна, тем ниже содержание в нем серы. Кислорода в никелевых штейнах практически нет.
Штейновые расплавы отличаются очень небольшой вязкостью. При температурах плавки (1200... 1300 °С) их вязкость составляет не более 5 • 103 Па * с. Вязкость штейнов снижается при увеличении температуры, а также содержания серы и железа. Очень бедные штейны настолько жидкотекучи, что легко проникают в мельчайшие поры и трещины футеровки.
Плотность расплавленных штейнов возрастает при увеличении содержания меди и никеля от 4000 до 5700кг/мэ. При высокой металлизации штейнов их плотность может достигать больших значений (до 7 т/м3).
Плотность
Плотность шлака является функцией плотности его компонентов, важнейшие из которых имеют следующую плотность при комнатной температуре (г/см3):
CaO 3,40
MgO 3,65
SiO2 2,26
FeO 5,70
Fe2O3 ........ 5,24
MnO 5,40
На плотность шлака наибольшее влияние оказывают тяжелые компоненты FeO, Fe2O3 и MnO.
Вязкость, текучесть
Свойство вязкости, противоположное жидкотекучести, является важнейшим физическим свойством жидкого шлака. Активность шлака в большей мере зависит от вязкости, которая в свою очередь является функцией химического состава и температуры шлака.
Величину, обратную вязкости, называют текучестью. Единице динамической вязкости присвоено название пуаз (имеет размерность г/см•сек).Значения вязкости в технических единицах следующие: 1 техн. ед. вязкости = 1 кг•сек/м2 = 98,1 пз.
С повышением температуры вязкость шлаков уменьшается, а текучесть, наоборот, увеличивается. Ранние шлаки обычно гетерогенны и, следовательно, обладают повышенной вязкостью. Шлаки обладают в 10—150 раз большей вязкостью, чем металл.
Контрольные вопросы:
1. Объяснить состав металлургических штейнов.
2. Показать равновесие в системе шлак-штейн
Лекция 9. Общие сведения о плавке во взвешенном состоянии
План лекции:
1. Основные процессы, протекающие в процессе плавки во взвешенном состоянии
2. Плавка во взвешенном состоянии в атмосфере технологического кислорода
3. Достоинства и недостатки процесса плавки во взвешенном состоянии
Из основных разновидностей плавок во взвешенном состоянии плавка на подогретом дутье (финская плавка) является наиболее отработанным технологически и аппаратурно-автогенным процессом. Этот вид плавки в промышленном масштабе был впервые осуществлен в 1949 г. Финской фирмой «Оutocumpu» на заводе «Харьявалта». В настоящее время эту технологию используют более 30 заводов во всем мире для переработки медных, никелевых и пиритных концентратов.
Печь для плавки во взвешенном состоянии включает в себя три основных узла:
- вертикальную цилиндрическую плавильную камеру (шахту);
- горизонтальную отстойную зону для разделения шлака и штейна;
- газоход (аптейк) с котлом утилизатором.
Плавку осуществляют на подогретом от 200 до 900 – 10000 С воздушком дутье или на дутье, обогащенном кислородом до 30 – 50 %. Используют и комбинированное дутье.
На своде шахты установлены шихтовые горелки, обеспечивающие горение сульфидной шихты в вертикальном факеле. Перед подачей в печь шихту подсушивают в барабанных и трубчатых сушилках до влажности 0,2%.
Шихтно-воздушная смесь из горелки поступает в раскаленное пространство плавильной шахты, где сульфиды воспламеняются. За время падения сульфидные частицы успевают в должной степени окислиться, а легкоплавкие сульфиды и железистые силикаты – расплавиться.
Процесс плавления начинается с прогревания частиц, которые при малых размерах достаточно нагреваются до температур, равных 550 – 6500 С. При этих температурах начинают интенсивно протекать реакции диссоциации высших сульфидов, идущие с поглощением теплоты.
2FeS2 →2FeS + S2
4CuFeS2 →2Cu2 S + 2FeS + S2
4CuS→2Cu2 S + S2
Бурно протекающие эндотермические реакции препятствуют прогреву частиц, и пока не удалится избыточная сера, температура частиц существенно не повысится. Горит на этой стадии только элементарная сера по реакции:
S2 + 2O2 =2SO2
Быстрое окисление низших сульфидов и главным образом FeS по реакции:
2FeS + 3O2 + SiO2 =2FeO*SiO2 + 2SO2
Начинается после практически полной диссоциации высших сульфидов.
Окисление сульфидов сопровождается образованием большого количества магнетита. Переокисление железа зависит от степени десульфуризации – с получением богатых штейнов большая часть железа переходит в форму магнетита.
Капли жидкой фазы, образующиеся в факеле, попадают на поверхность шлакового расплава в отстойной камере, а раскаленные газы – в газоход, отдавая при этом часть тепла расплаву в отстойнике. Температура в реакционной шахте 1350 – 1400 0 С, в отстойнике 1250 – 1300 0 С.
Продолжительность нахождения частицы во взвешенном состоянии и степень её окисления и плавления учитывают при определении размеров шахты. Диаметр шахты изменяется от 3 до 5,5 м., высота от 7,5 до 12м. Отстойная зона имеет ширину от 3,5 – 10 м., длину от 12 до 32 м. Размеры отстойной зоны рассчитывают исходя из пребывания в ней шлака в течении 5-7 ч.
Высота аптейка достигает 20 м. над уровнем расплава, что обусловлено необходимостью восстановления серы в газах.
При плавке получают штейн с содержанием меди 50 – 60 %, шлаки содержащие 0,7 – 2 % меди и газы (14 – 16 % SO2), используемые для производства серной кислоты или элементарной серы.
Шлаки подвергают обеднением флотацией, электроплавкой или обработкой пиритом. Производительность печей достигает 1500 т/сут. Шихты или 8 – 10 т*(м2 *сут).
Вся печь выполнена из магнезитового кирпича. Футеровка плавильной камеры и аптейка заключены в металлический кожух из листовой стали. В кладку всех элементов печи заложено большое количество водоохлаждаемых кисонов. В боковые стены отстойной камеры установлены две медные водоохлаждаемые плиты с отверстиями для выпуски шлака, а в передней торцевой стене – чугунные шпуры для выпуска штейна.
Плавку осуществляют на подогретом от 200 до 900 – 1000 0 С воздушном дутье или на дутье, обогащенном кислородом до 30 – 50 %. Используют и комбинированное дутье.
Конструкции печи взвешенной плавки на подогретом дутье на всех заводах одинаковы, кроме завода «Тамано» (Япония). Печь этого завода оснащена в отстойной камере электродами для перегрева шлака и его обеднения и смещенным в результате этого трубчатым газоходом.
Плавка во взвешенном состоянии в атмосфере технологического кислорода
Отличительной особенностью плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье является использование для её осуществления печей с горизонтальным факелом. Это обусловлено высокой скоростью окисления сульфидов в чистом кислороде и относительно низкой скоростью газовых потоков в печи в следствии небольшого объема образующихся технологических газов.
Кислородно-взвешенная (кислородно-факельная) плавка (КФП) применялась только на двух заводах в мире – в Канаде на заводе «Коппер – Клиф» и на медном заводе в Алмалыке (Узбекистан).
Печь для плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье (96 – 98 %) представляет собой плавильный агрегат с горизонтальным рабочим пространством с горелками для сжигания сульфидов, установленными на обоих торцах печи и центральным отводом газов.
Предварительно высушенная до содержания влаги менее 0,5 % шихта подается в струю кислорода горелками на одной из торцевых стен. В факеле печи протекают реакции диссоциации высших сульфидов:
2CuFeS2 →Cu2 S + 2FeS + 1/2S2
FeS2 →FeS + 1/2S2
3NiS→Ni3 S2 + 1/2S2
S + O2 →SO2
и реакции окисления:
2FeS + 3O3 + SiO2 =2FeO*SiO2 + 2SO2
FeS + 3/2O2 =FeO + SO2
3FeO + 1/2O2 =Fe3 O4
Cu2 S + O2 = Cu2 O + SO2
MeS + O2 =MeO + SO2
Восстановления магнетита сульфидами происходит по реакции:
Fe3 O4 + FeS + 2SiO2 ⇄2 (2FeO*SiO2 ) + SO2
В противоположной стороне печи установлены для факельного сжигания в кислороде пирротинового или пиритного концентрата. В этом факеле образуются капли бедного по содержанию меди сульфидного расплава, служащего для промывки шлака перед выпуском с целью обеднения.
Штейн по мере накопления периодически выпускается через шпур, расположенный на одной из боковых стен.
Выпуск шлака осуществляется со стороны обеднительного торца. Отходящие газы, содержащие до 80% SO2 , направляются на химическое производство.
При сжигании сульфидов в чистом кислороде в факеле развивается высокая температура 1550 – 16000 С. Для отвода избыточного тепла и защиты стен и свода от разрушения, кладку печи охлаждают, с помощью кессонов.
При высоких температурах факела в атмосфере технического кислорода горение сульфидов протекает очень быстро. И уже на расстоянии 0,6 – 1 м. от сопла, кислород полностью расходуется и горение заканчивается. Поэтому скорость горения сульфидов не влияет на конечную производительность.
Процесс КФП отличается высокой десульфуризацией, достигающей 75 %. Это позволяет получать очень богатые штейны, содержащие до 70 % меди.
Принципиальное единство технологических основ двух разновидностей плавки во взвешенном состоянии порождает общность их достоинств и недостатков.
Достоинства:
1. Использование тепла сжигания сульфидов;
2. Высокое извлечение серы в газы (70 – 80 %);
3. Богатые по содержанию SO2 газы;
4. Высокая удельная производительность агрегата;
5. Возможность полной автоматизации процесса.
Недостатки:
1. Высокое содержание меди в шлаках (до 2 %);
2. производительность процесса вследствие медленной скорости штейнообразования и шлакообразования и разделения фаз в отстойной зоне, низка и затраты на подготовку шихты высокие.
Контрольные вопросы:
1. Объяснить основные процессы, протекающие в процессе плавки во взвешенном состоянии
2. Рассказать плавку во взвешенном состоянии в атмосфере технологического кислорода
3. Показать достоинства и недостатки процесса плавки во взвешенном состоянии
Лекция 12. Новые направления плавки во взвешенном состоянии.
План лекции:
1. Основные типы агрегатов для автогенной плавки
2. Принцип работы печей для плавки на штейн
3. Тепловой и температурный режимы работы печей для плавки на штейн4. Принцип работы печей для плавки на черновую медь
Автогенными принято называть технологические процессы, идущие за счет химической энергии сырьевых материалов. Традиционным является, например, использование этой энергии на нагрев воздушного дутья и расплавление холодных присадок при конвертировании штейнов, а также при протекании процессов обжига сульфидов в кипящем слое. Многолетние работы по расширению области применения химической энергии сульфидов в производстве меди привели в начале пятидесятых годов к созданию принципиально новых промышленных агрегатов для плавки на штейн. Эти агрегаты имеют ряд существенных преимуществ перед топливными и электрическими печами аналогичного назначения, которые заключаются в значительном (примерно в два раза) сокращении энергозатрат на переработку шихты и полной ликвидации выбросов сернистого газа в атмосферу. Вместе с тем опыт работы печей для автогенной плавки показал, что принцип их работы, а также конструктивные и режимные параметры во/многом зависят от состава перерабатываемого сырья. Чрезвычайное разнообразие применяемых в металлургии меди шихтовых материалов, состав которых может изменяться даже в условиях одного
По принципу работы различают три основных типа агрегатов для автогенной плавки на штейн:
1) печи для плавки концентратов во взвешенном состоянии в потоке предварительно нагретого воздуха или дутья, обогащенного кислородом, именуемые печами взвешенной плавки (ПВП);
2) печи для плавки концентратов во взвешенном состоянии в потоке технически чистого кислорода, которые иногда называют печами кислородно-взвешенной плавки (КВП);
3) печи для плавки шихтовых материалов в среде барботируемого газообразным окислителем шлакового расплава, более известные под названием печей для плавки в жидкой ванне (ПЖВ).
Печи для взвешенной плавки имеют различное конструктивное оформление, зависящее от характера применяемого окислителя и состава сырья. Использование предварительно нагретого воздушного дутья позволяет варьировать в широком диапазоне соотношение между интенсивностями протекающих в печи тепло-генерационных и теплообменных процессов и тем самым создает возможность перерабатывать в ней шихтовые материалы различного состава. В этом случае в печи образуется большое количество технологических газов, движущихся в рабочем пространстве агрегата g высокими скоростями. Поэтому с целью снижения пыле-выноса в печах взвешенной плавки на воздушном и обогащенном кислородом дутье обычно применяют вертикальное расположение технологического факела, заключая его в специальную реакционную камеру, С той же целью отвод газов из печи осуществляется через вертикальный газоход шахтного типа.
При использовании кислородного дутья возможности агрегата с точки зрения изменения его теплотехнических параметров в ходе плавки значительно ниже, чем при воздушном дутье. Однако сравнительно небольшое количество технологических газов, образующихся в процессе окисления сульфидов, дает возможность применить более компактную конструкцию агрегата о горизонтальным расположением технологического факела.
Принцип работы печей для плавки на штейнВ печи для плавки шихты в жидкой ванне. Технологический процесс осуществляется за счет тепловой энергии, выделяемой непосредственно в среде бар вотируемого газообразным окислителем шлак-штейнового расплава. В качестве окислителя в печи в зависимости от состава сырья используются воздух, дутье, обогащенное кислородом, или технически чистый кислород. Дутье подается в расплав через специальные фурмы, расположенные по обе стороны ванны в боковых стенках печи. Образующиеся в результате протекания технологического процесса газы всплывают на поверхность ванны, способствуя ее интенсивному перемешиванию, и удаляются через вертикальный газоход, установленный в центре печи. Перерабатываемая шихта без предварительной подготовки (тонкий помол, глубокая сушка и т. п.) подается в печь сверху через загрузочное устройство. Попав на поверхность ванны, шихта перемещается вглубь расплава, энергично перемешивается с ним и расплавляется под действием высоких температур. Жидкие продукты плавки в подфурменной зоне делятся на штейн и шлак, которые по мере накопления выводятся из агрегата через отстойники сифонного типа, расположенные с торцевых сторон печи.

Рисунок 1 – Схема печи для плавки в жидкой ванне
1 - фурмы; 2 — устройство для загрузки шихты; 3 — вертикальный газоход; 4 - свод; 5 — устройство для выпуска штейна; 6 — устройство для выпуска шлака
Тепловой и температурный режимы работы печей для плавки на штейнПо энергетическому признаку агрегаты для автогенной плавки на штейн относятся к печам смешанного типа, так как в них газообразной окислитель и компоненты шихты, участвующие в экзотермических реакциях, нагреваются непосредственно в процессе теплогенерации, тогда как остальные продукты плавки получают тепло за счет теплообмена. Тепловая работа печей такого типа во многом зависит от характера распределения тепла между продуктами плавки, т. е. от соотношения интенсивности протекающих в них процессов теплогенерации и теплообмена. Как теплогенераторы они относятся к печам с массообменньм режимом работы, в которых интенсификация массообменных процессов достигается за счет максимального увеличения реакционной поверхности сульфидов.
При анализе работы этих агрегатов в качестве печей-теплообменников необходимо учитывать, что в той части рабочего пространства печи, где происходит интенсивное окисление сульфидов кислородом дутья, преобладают процессы переноса тепла конвекцией и излучением. В ванне, где происходит завершение процессов формирования расплава и его разделение на штейн и шлак, передача тепла осуществляется в основном теплопроводностью через шлак и конвекцией за счет осаждения штейна.
Закономерность тепло- и массопереноса в печах для автогенной плавки отличаются крайним разнообразием и сложностью. К сожалению, из-за относительной новизны процесса пока отсутствуют надежные экспериментальные данные о тепловой работе рассматриваемых печей, что в значительной степени затрудняет теоретические расчеты в этой области. В реальной практике оценка режимных параметров агрегата осуществляется, как правило, на основе анализа материального и теплового балансов протекающего в нем технологического процесса.
Печи для автогенной плавки являются агрегатами непрерывного действия с относительно неизменными во времени параметрами теплового и температурного режимов работы. При составлении теплового баланса протекающего в печи технологического процесса могут быть использованы понятия тепловых эквивалентов сырьевых материалов и продуктов плавки. В этом случае уравнение теплового баланса плавки приобретает вид
(1)
где А — производительность агрегата по проплавляемой шихте, т/ч;
— соответственно теплогенерационные и теплообменные составляющие тепловых эквивалентов шихтовых материалов и продуктов плавки, кДж/кг;
n — коэффициент, равный отношению массы штейна к массе переплавляемой шихты;
Qш, Qд — соответственно теплопотребление шихты и дутья, идущего на ее окисление, кДж/кг шихты;
Qпот — потери тепла через ограждение печи, кВт.Из уравнения (1) следует, что интенсивность теплообмена в рабочем пространстве печи (величина теплового потока ) будет равна, кВт
Qп=0,28A(-n) (2)
Ее величина должна соответствовать технологическим параметрам процесса, которые выбираются таким образом, чтобы в печи были созданы условия для наиболее полного разделения продуктов плавки. Известно, что повышение средней температуры в зоне технологического процесса с одной стороны ведет к снижению вязкости шлака и тем самым способствует ускорению разделения продуктов плавки, с другой — к увеличению растворимости штейна в шлаке и (в окислительной среде) к росту так называемых химических потерь меди со шлаком.
В случае переработки конкретного сырья в зоне окисления сульфидов, как правило, стремятся поддерживать оптимальную температуру, значение которой определяется экспериментально. Так как соединения, полученные в результате окисления сульфидов, являются одновременно продуктами плавки, то их действительная температура должна быть равна средней температуре зоны технологического процесса. Из определения теплового эквивалента шихтовых материалов следует, что это условие соблюдается, когда поток тепла, отводимого от продуктов окислительных реакций, достигает своего максимального значения и будет равен, кВт
(3)
где Qх.ш Qх.пр — соответственно теплота сгорания шихты и продуктов плавки, кДж/кг.
Расчеты величин, входящих в уравнение (2), производятся по данным материального и теплового балансов плавки. Для приближенных расчетов могут быть использованы значения тепловых эквивалентов шихты и штейна, кВт
(4)

где S, Сu — соответственно содержание серы и меди в шихте, %;
Т0 — заданное значение средней температуры в зоне технологического процесса, К;
— соответственно начальные температуры шихты и дутья, К;
О2 — содержание кислорода в дутье, %.
Физический смысл рассчитываемой по формуле (3) величины заключается в том, что она показывает, какое количество тепла за единицу времени должно быть отведено в процессе теплообмена от продуктов окисления сульфидов с тем, чтобы избежать их перегрева относительно средней температуры процесса.
При определении интенсивности теплообмена в рабочем пространстве печи, соответствующей заданным параметрам технологического процесса, необходимо также учитывать характер протекания реакций окисления сульфидов. В реальных условиях это чрезвычайно сложный многостадийный процесс. Однако, для его энергетической оценки можно воспользоваться упрощенной двухстадийной моделью, которая описывается следующими уравнениями
1 2Cu2S + ЗО2 - 2Cu2O + 2SO2 + 2015 кДж
Cu2S + 2Cu2O = 6Cu + SO2 — 304 кДж
2 Cu2S + 2Cu2O = 6Cu + SO2 — 304 кДж
Cu2S + О2 = 2Cu + SO2 +1711 кДж на 1 кг меди
3 9FeS + 15O2 = 3Fe3O4 + 9SO2 + 9258 кДж
FeS + 3Fe3O4 = l0FeO + SO2 — 896 кДж
4 FeS + 3Fe3O4 = 10FeO + SO2 — 896 кДж
FeS + 1,5O2 = FeO + SO2 + 8389 кДж на 1 кг железа
Из анализа уравнений реакций 1—4 следует, что при многостадийном характере процесса величина, характеризующая количество тепла, выделившегося в зоне окисления сульфидов, может существенно отличаться от своего среднего значения, рассчитанного по данным теплового баланса процесса (т. е. по суммарным тепловым эффектам реакций). В рассматриваемом случае для завершения второй стадии химических превращений, предусмотренных принятой технологией, необходимо, чтобы «дополнительное» (по сравнению со средними балансными характеристиками) тепло, полученное на первой стадии окисления сульфидов, в процессе теплообмена поступило в зону протекания эндотермических реакций. Интенсивность теплообмена (тепловой поток кВт), соответствующая двух стадийному характеру протекания процесса окисления сульфидов, определяется по данным его материального и теплового балансов и может быть рассчитана по формуле
(5)
Тепло, которое поступает в зону технологического процесса за счет теплообмена (отводится от продуктов окисления сульфидов), расходуется в рабочем пространстве печи на нагрев и плавление сульфидных соединений, образующих штейн, флюсов и породообразующих компонентов шихты, а также на компенсацию потерь тепла через ограждение печи в окружающую среду.
Зная состав шихты и продуктов плавки и задаваясь производительностью печи, нетрудно определить, какое количество тепла в единицу времени необходимо подвести к компонентам шихты, не участвующим в экзотермических реакциях, для того, чтобы нагреть их до средних температур процесса. Для приближенных расчетов могут быть использованы следующие формулы
(6)
(7)
где — соответственно потоки тепла, поступающие на поверхность сульфидных частиц и флюсов, кВт.
Расчеты по формулам (5)—(7) позволяют установить взаимосвязь между основными параметрами технологического, теплового и температурного режимов работы печей для автогенной плавки, а также могут быть использованы при количественной оценке экспериментальных данных, полученных в процессе их эксплуатации.
В качестве примера возможного применения предложенной расчетной модели может быть рассмотрена типичная производственная ситуация, возникающая при необходимости повышения концентрации меди в штейне с целью уменьшения количества поступающего на конвертирование материала. Из формулы (1) следует, что рост степени десульфурации (снижение величины коэффициента п) при прочих равных условиях ведет к увеличению тепловой нагрузки агрегата и улучшению его теплового баланса. В этом случае, если согласно уравнениям (5) и (7) увеличение тепловой нагрузки сопровождается интенсификацией теплообмена в зоне технологического процесса, создаются благоприятные условия для сокращения энергозатрат на производство черновой меди за счет снижения температуры дутья или концентрации содержащегося в нем кислорода.
Изменение технологических параметров процесса без соответствующей коррекции его энергетических характеристик влечет за собой, как показал опыт работы промышленных печей, значительное ухудшение тепловой работы агрегата, связанное с серьезными нарушениями температурного режима плавки. Например, при переработке типового концентрата, содержащего 35% и 19 % Си, в печи взвешенной плавки на кислородном дутье изменение концентрации меди в штейне с 35 — 40 до 45 — 50% ведет сначала к возникновению промежуточного магнетитового слоя между шлаком и штейном, а затем к интенсивному образованию настылей на подине печи, представляющих собой смесь застывшего шлака и штейна с большим содержанием магнетита.Появление магнетитового слоя можно объяснить тем, что В повышением степени десульфурации в технологическом факеле стало больше окисляться сульфидов железа. Насыщение ванны расплава магнетитом повлекло за собой увеличение скорости эндотермических реакций и как следствие охлаждение и затвердевание шлак-штейнового расплава в области их протекания. Оценка этого явления с помощью расчетных формул (4) и (6) показала, что переход к получению богатых штейнов в рассматриваемом случае должен был сопровождаться интенсификацией теплообмена в зоне окисления сульфидов на 30%, а в зоне протекания эндотермических реакций в полтора раза.
В печах взвешенной плавки на штейн интенсификация процессов теплообмена в ванне расплава представляет собой сложную научно-техническую задачу. Поэтому при повышении степени десульфурации соответствие параметров теплового режима плавки и ее технологических показателей достигается обычно за счет уменьшения производительности печи. Удельная производительность современных печей взвешенной шавки на штейн в зависимости от состава перерабатываемого сырья колеблется в пределах 4,5 — 15 т/м2 в сутки, т. е. находится примерно на том же уровне, что и удельная производительность отражательных печей, отнесенная к единице площади зеркала ванны, расположенной между откосами.
Для целого ряда шихтовых материалов снижение производительности агрегата ведет к резкому ухудшению его теплового баланса. В этих случаях становится необходимым сжигание в рабочем пространстве печи традиционных видов топлива, как это делается, например, в печи взвешенной плавки на штейн, работающей на медеплавильном заводе фирмы «Норддойче Аффинери». С той же целью на аналогичной печи фирмы «Тамано» в отстойнике установлены электроды, позволяющие организовать электрообогрев ванны, одновременно интенсифицируя в ней процессы тепло- и массопереноса,
В печах для плавки в жидкой ванне интенсивность процессов теплообмена в зоне технологического процесса на порядок выше, рем в газовой среде. Кроме того, процессы, протекающие в ванне, поддаются управлению при изменении параметров продувки. Поэтому в печах такого типа достигается высокая удельная производительность при широком диапазоне регулирования содержания меди в штейне.
Анализ тепловой работы печи, основанный на использовании балансных уравнений, позволяет оценить средние значения параметров, характеризующих интенсивность теплогенерационных и теплообменных процессов при автогенной плавке сульфидных материалов, но не дает информации о способах их достижения в условиях конкретного технологического процесса. В реальной практике выбор основных параметров плавки, энергетических характеристик и конструкции печи производятся, как правило, по данным экспериментальных условий.
Принцип работы печей для плавки на черновую медьОт плавки на штейн процессы получения черновой меди отличаются только тем, что при их протекании происходит полное окисление содержащихся в шихте серы и железа. До настоящего
времени многочисленные попытки получить черновую медь в печах взвешенной плавки пока не увенчались успехом. Эксперименты показали также, что существует принципиальная возможность для реализации процесса непрерывного производства черновой меди в печах для плавки в жидкой ванне. Известна целая серия опытно-промышленных установок различного типа, работающих по этому принципу. Однако в промышленных условиях опробована пока только одна печь для плавки на черновую медь (рисунок 2).

Рисунок 2. Схема печи для плавки на черновую медь
В конструктивном отношении печь напоминает конвертер и представляет собой заключенную в металлический кожух реакционную камеру цилиндрической формы 1 выложенную из основного огнеупорного кирпича. Ванна расплава наводится на подине печи, в центральной части которой имеется специальное углубление — копильник, где скапливается черновая медь, периодически выпускаемая из агрегата через шпуровое отверстие. Слева от копильника установлен ряд фурм для подачи газообразного окислителя, справа в задней торцевой стенке печи расположена летка для выпуска шлака.
Технологические процессы в печи протекают по следующей схеме. Шихта, содержащая 28% S и 24% Си, в виде окатышей поступает в рабочее пространство печи через специальное загрузочное устройство, установленное в ее передней торцевой стенке над ванной. Материал попадает в расплав, где интенсивно окисляется под действием дутья, подаваемого через фурмы. За счет выделившегося в результате протекания экзотермических реакций тепла происходит нагрев и расплавление шихты. Технологические газы удаляются через горловину, расположенную в центре печи над ванной.
Для отопления хвостовой части печи используется традиционное топливо, которое подается через горелки, установленные в ее задней торцевой стенке. Отходящие газы, представляющие собой смесь продуктов сгорания топлива и сульфидных материалов, содержат около 7 — 8% сернистого ангидрида. Пылевынос составляет примерно 5% от массы перерабатываемой шихты. Жидкими продуктами плавки являются черновая медь и богатый по меди шлак. Длина печи 21 м, диаметр 4 м. Производительность печи составляет примерно 730 т концентрата в сутки. Основным недостатком этого агрегата, препятствующим его дальнейшему распространению, является высокое содержание меди в шлаке (10 — 12%), который неизбежно должен быть подвергнут дополнительной переработке.
Контрольные вопросы:
1. Рассказать об основных типах агрегатов для автогенной плавки
2. Объяснить принцип работы печей для плавки на штейн
3. Объяснить тепловой и температурный режимы работы печей для плавки на штейн.4. Описать принцип работы печей для плавки на черновую медь.
Лекция 13. Общие сведения о кислородно-факельной плавке
План лекции:
1. Схема комплекса кислородно-взвешенной плавки
2. Технико-экономические показатели кислородно-взвешенной плавки.
3. Плавка во взвешенном состоянии на подогретом дутье
4. Основные технико-экономические показатели взвешенной плавки с подогревом дутья
Автогенный процесс плавки сульфидного сырья с использованием в качестве дутья технологического кислорода называют кислородно-взвешенной (факельной) плавкой (КВП или КФП). Этот вид плавки применяют в настоящее время только на двух заводах в мире – в Канаде на заводе «Коппер-Клиф» и на Алмалыкском ГМК.
Отличительной особенностью плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье является использование для ее осуществления печей с горизонтальным факелом. Возможность использования в этом виде плавки печей с горизонтальным рабочим пространством обусловлена высокой скоростью окисления сульфидов в чистом кислороде и относительно низкой скоростью газовых потоков в печи вследствие небольшого объема образующихся технологических газов.

Рисунок 2 – Схема комплекса кислородно-взвешенной плавки: 1 – шихтовые бункера; 2 – питатели; 3 – расходомеры; 4 – печь; 5 – газоход; 6 – выпускные желоба; 7 – штейновый ковш; 8 – шлаковозПечь для плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье (96–98% O2) представляет собой агрегат типа отражательной печи с горелками на обоих торцах печи и центральным отводом газов. Предварительно высушенная до содержания влаги менее 0,5% шихта (сульфидный концентрат вместе с мелким кварцевым флюсом) подается в струю кислорода горелками, установленными на одной из торцевых стен печи. Штейн отстаивается под слоем шлака, а в шлаковом расплаве протекают реакции взаимодействия сульфидов с оксидами и шлакообразования.
На противоположной стороне печи установлены горелки для факельного сжигания в кислороде пирротинового или пиритного концентрата. В этом факеле образуются капли бедного по содержанию меди сульфидного расплава, служащего для промывки шлака перед выпуском с целью его обеднения.
Штейн по мере накопления периодически выпускают через шпур, расположенный на одной из боковых стен печи. Выпуск шлака осуществляют со стороны обеднительного торца. Отходящие газы, содержащие около 80% SO2, направляют в химическое производство.
При сжигании сульфидов в чистом кислороде в факеле развиваются высокие температуры (1550–1600°С), причем если содержание серы в концентрате превышает 26–28%, то количество теплоты, выделяющейся при сжигании сульфидов, оказывается в избытке. Если эту теплоту не отнимать, то печь будет перегреваться, а температура отходящих газов возрастать. Для того чтобы убрать избыточную теплоту и защитить стены и свод от разрушения, кладку печи необходимо охлаждать. С этой целью через каждые два ряда кирпичей устанавливают закладные медные кессоны, охлаждаемые водой.
Окисление сульфидов при КВП протекает при высокой температуре. Поскольку основная масса теплоты выделяется на поверхности сульфидных частиц, их температура существенно выше, чем средняя температура печи и факела. Прямые замеры температуры частиц отсутствуют, однако можно предполагать, что она превышает 1600–1700°С. При такой высокой температуре большинство частиц перерабатываемой шихты плавится. Нерасплавленными остаются только наиболее тугоплавкие оксиды: SiO2, CaO и частицы флюсов.Характерной особенностью окисления сульфидов при КВП является образование значительных количеств высшего оксида железа (Fе3О4). Условия восстановления магнетита в ванне печи КВП недостаточно благоприятны. Необходима избыточная энергия для преодоления энергетического барьера, связанного с образованием новой фазы (газообразной). Процесс разрушения магнетита фактически полностью зависит от скорости молекулярной диффузии. Поэтому остаточное содержание магнетита в шлаках КВП достигает 15–24%. Это обусловливает повышенную растворимость сульфидов в шлаках и снижает межфазное натяжение на границе шлака со штейном.
Газы, выходящие из печи, имеют высокую температуру (>1300°С) и обязательно должны направляться в котлы-утилизаторы. Трудности, которые в этом случае возникают, связаны с высоким содержанием в газах SO2 и большой их запыленностью. С повышением содержания в газах сернистого ангидрида увеличивается опасность конденсации паров серной кислоты, которая вызывает быструю коррозию всех охлаждающих элементов котла. Во избежание этого температура труб и других охлаждающих элементов должна быть выше точки росы. Наиболее эффективно теплота отходящих газов используется при установке котлов-утилизаторов туннельного типа, работающих по принципу испарительного охлаждения. Такие котлы обеспечивают получение пара давлением 7–8 МПа.
Кислородно-взвешенная плавка является значительным шагом вперед в совершенствовании технологии переработки сульфидного медного сырья по сравнению с отражательной плавкой и плавкой в электрических печах. Ее важнейшие достоинства – использование теплоты от окисления сульфидов для процессов плавления и теплоты отходящих газов на получение пара. При КВП в одном аппарате совмещаются процессы обжига и плавления, большая часть серы выделяется в одном агрегате, что приводит к повышению извлечения серы и уменьшению степени загрязнения атмосферы. Применение чистого технологического кислорода или дутья, обогащенного кислородом, обеспечивает получение газов с высоким содержанием SO2, что удешевляет их переработку на элементарную серу или серную кислоту.
Наряду с достоинствами КВП этот процесс имеет ряд принципиальных недостатков. Важнейшими из них являются: сложная и дорогая подготовка шихты к плавке, высокое содержание меди в отвальных шлаках, высокий пылеунос шихты, недостаточная комплексность использования сырья.Технико-экономические показатели плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье приведены в таблице 3.
Таблица 3 – Технико-экономические показатели кислородно-взвешенной плавки.
Показатели КВП
Завод Коппер-КлифАГМК
Производительность печи, т шихты/сут1500 1200
Удельный проплав т/м2∙сут12,8 10
Содержание в концентрате, %
меди
серы 30
31,5 18,5
35,5
Извлечение меди в штейн, % 96 95
Содержание меди в штейне, % 45 40
Содержание в шлаке, %
меди
SiO2
железа
Fe3O4 0,75
28–32
37
10 0,9–1
33–35
41
11
Энергетические затраты в перерасчете на условное топливо, кг/т шихты 42 22
Десульфуризация, % 50–55 70–75
Содержание SO2 в газах, % 80 70–75
Выход газов, м3/т шихты 120–140
Расход технологического кислорода, м3/т шихты 150 220
Плавка во взвешенном состоянии на подогретом дутье
Плавка во взвешенном состоянии на подогретом дутье была почти одновременно с КВП осуществлена в промышленном масштабе финской фирмы «Оутокумпу» на заводе «Харьявалта». В первоначальном варианте для плавки применяли воздушное дутье, подогретое до 400–500°С.
Финскую плавку на сегодня можно считать самым распространенным в промышленности и наиболее технологически и аппаратурно отработанным автогенным процессом плавки сульфидных концентратов.
Все заводы, применяющие этот вид плавки, включая завод «Харьявалта», используют в настоящее время дутье, обогащенное кислородом до 30–40%. Температура нагрева обогащенного дутья на различных заводах колеблется от 200 до 1000°С.
Конструкция печи для плавки во взвешенном состоянии на подогретом дутье достаточно сложна – она сочетает в себе две вертикальные шахты (плавильную и газоход-аптейк) и горизонтальную камеру-отстойник (рисунок 3).

Рисунок 3 – Печь для плавки во взвешенном состоянии с топливным и паровым воздухонагревателями завода «Харьявалта»: 1 – горелка; 2 – реакционная камера; 3 – отстойная ванна; 4 – аптейк; 5 – котел-утилизатор; 6 – паровой воздухоподогреватель; 7 – топливный воздухоподогреватель
Вся печь финской плавки выполнена в виде кладки из магнезитового кирпича. Футеровка плавильной шахты и аптейка заключена в металлические кожухи из листовой стали. В кладку всех элементов печи заложено большое количество водоохлаждаемых элементов, что позволяет значительно удлинить срок службы агрегата. Аптейк непосредственно сочленен с котлом-утилизатором туннельного типа. В боковой стене отстойной камеры установлены две медные водоохлаждаемые плиты с отверстиями для выпуска шлака, а в передней торцевой стене – чугунные шпуры для выпуска штейна.
Процесс начинается с прогревания частиц, которое при малых их размерах протекает достаточно быстро. Когда температура частицы достигнет 550–650°С, начинают интенсивно протекать реакции диссоциации высших сульфидов – пирита и халькопирита, идущие с поглощением теплоты. Бурно протекающие эндотермические реакции препятствуют прогреву частиц и, пока не удалится избыточная сера, температура частицы существенно не повысится. Горит на этой стадии только элементарная сера. После практически полного завершения диссоциации высших сульфидов начинается быстрое окисление низших сульфидов. Температура материала при этом быстро возрастает, достигая в зависимости от содержания серы в концентрате, кислорода в дутье и температуры дутья 1300–1500°С.
Окисление сульфидов сопровождается образованием больших количеств магнетита, особенно в поверхностных слоях частиц. Переокисление железа до магнетита зависит также от степени десульфуризации при плавке. С возрастанием степени десульфуризации и получением более богатых штейнов все большая часть железа переводится в форму магнетита.
Управление степенью десульфуризации достигается изменением соотношения между количеством подаваемого с дутьем кислорода и количеством вдуваемого концентрата.
Процесс фирмы «Оутокумпу», как и кислородно-взвешенная плавка, направлен на интенсификацию и без того быстро протекающего окисления сульфидов и плавления легкоплавких составляющих. Для ускорения наиболее медленных стадий технологии (растворения тугоплавких составляющих, коалесценции штейновых частиц и разделения фаз в неподвижной ванне) не созданы благоприятные условия. По этим причинам остаточное содержание меди в шлаке составляет около 1,5%, что требует обязательного дополнительного обеднения шлака либо в электрических печах, либо путем выделения сульфидов из застывших шлаков методом флотации.
При плавке во взвешенном состоянии на подогретом дутье успешно решены вопросы тепловой энергетики и использования газовой серы.
Процесс характеризуется хорошим использованием теплоты от горения сульфидов. Отходящие газы печей завода «Харьявалта» направляют в котлы-утилизаторы туннельного типа для получения энергетического пара давлением 7 МПа и далее в рекуператоры (до 1971 г.) или в автономные воздухонагреватели.
Электроэнергия, вырабатываемая за счет пара, не только покрывает потребности завода, включая затраты на получение кислорода, но и позволяет передавать ее избыток в государственную энергетическую систему Финляндии. Пример завода «Харьявалта» убедительно свидетельствует о том, что правильная организация автогенного процесса дает возможность полностью осуществлять всю технологию за счет энергии, получающейся при сжигание сульфидов.
В замыкании энергетического баланса важную роль играет содержание кислорода в дутье. Энергетический баланс успешно замыкается при оптимальной концентрации кислорода в дутье 35–40%, что и принято в настоящее время на заводе «Харьявалта». Температура подогрева дутья снижена с 400–500 (воздушное дутье) до 200°С.
Практически полное использование кислорода на процесс горения сульфидов позволяет получать богатые по содержанию SO2 газы. При воздушном дутье оно составляет 13%, а с увеличением содержания кислорода в дутье до 30–40% возрастает до 18–20%.
Основными достоинствами процесса являются использование тепла сжигания сульфидов и высокое извлечение серы в газы, богатые по содержанию SO2. Главнейшие недостатки процесса: низкая удельная производительность, высокое содержание ценных компонентов в шлаках, необходимость глубокой сушки исходной шихты и связанный с этим большой пылеунос, недостаточная комплексность использования сырья.
Основные технико-экономические показатели взвешенной плавки с использованием подогретого дутья приведены в таблице 4.
Таблица 4 – Основные технико-экономические показатели взвешенной плавки с подогревом дутья
Показатель «Харьявалта»
Производительность печи, т/сут900
Удельный проплав т/м2∙сут11,9
Содержание О2 в дутье, % 35–40
Температура дутья, ОС 200
Содержание меди, %
в штейне
в шлаке (после обеднения) 60
0,85
Содержание SO2 в газах, % 18–20
Пылеунос8–10
Метод обеднения шлака Флотация
Вместе с тем кивцэтный процесс сохраняет и ряд недостатков, важнейшими из которых являются необходимость глубокой сушки материала и низкая суммарная удельная производительность по сравнению с автогенными процессами в расплаве. Кроме того, отсутствуют освоенные плавильные агрегаты большой мощности.
Контрольные вопросы:
1. Объяснить схему комплекса кислородно-взвешенной плавки
2. Описать технико-экономические показатели кислородно-взвешенной плавки.
3. Объяснить плавку во взвешенном состоянии на подогретом дутье
4. Показать основные технико-экономические показатели взвешенной плавки с подогревом дутья
Лекция 17. Общие положения о кислородно-взвешенной электротермической плавке
План лекции:
1. Кивцэтный процесс
2.Основные процессы и аппаратура кивцэтного процесса.
Кивцэтный процесс является усовершенствованной разновидностью плавки во взвешенном состоянии, разработанной советскими металлургами для переработки многих типов сульфидных концентратов (впервые способ КИВЦЭТ был разработан для переработки медно-цинковых коллективных концентратов Николаевского месторождения).Кивцетный процесс прошел длительные полупромышленные испытания на опытном заводе ВНИИцветмета при переработке многих типов сульфидных концентратов. На основании результатов этих работ была построена и в 1961 г пущена в эксплуатацию опытно-промышленная кивцэтная установка на медном заводе Иртышского полиметаллического комбината. Второй промышленный агрегат КИВЦЭТ-ЦС был пущен в 1985 г на Усть-Каменогорском свинцово-цинковом комбинате (ныне ОАО "Казцинк”) для переработки свинцовых концентратов. Процесс основан на сочетании принципов взвешенной и циклонной плавок и рационального использования технологического кислорода и электроэнергии. Стадии обжига и плавки, разделения продуктов плавки, обеднения шлаков и конденсации цинковых паров протекают в одном объединенном агрегате.В кивцэтном процессе тщательно высушенный концентрат поступает в циклонную горелку сверху. Кислород с большой скоростью (до 150 м/с) подается в циклон тангенциально. Из-за большой скорости газы получают в циклоне быстрое вращательное движение, в результате чего частицы шихты отбрасываются на стенки камеры. При горении сульфидов в чистом технологическом кислороде развиваются высокие температуры, шихта плавится, образуя тонкую вращающуюся пленку расплава на внутренней стенке циклона, в которой и протекают основные процессы. Перегретый расплав стекает в отстойную камеру, где происходит отделение штейна от шлака. Высокие скорости окисления в чистом кислороде обеспечивают полное использование кислорода и получение газов с высоким содержанием SO2 (75-80%).
Эти газы отводятся отдельно по газоходу, примыкающему к камере отстаивания, и направляются в котлы - утилизаторы для использования теплоты, в электрофильтры для улавливания пыли и далее в химический цех для извлечения серы.
Применение циклонных горелок позволяет резко снизить запыленность газов и устранить таким образом один из недостатков взвешенной плавки.Шлаковый расплав по мере накопления перетекает во вторую (электротермическую) часть кивцэтного агрегата, которая предназначена для его обеднения и отгонки летучих компонентов путем восстановительной обработки шлака. Для поддержания сильно восстановительной атмосферы и предотвращения окисления паров возгоняемых металлов камеру обеднения тщательно герметизируют. С этой целью камеры обеднения и отстаивания разделяют перегородкой, погруженной в шлак, а места ввода электродов уплотняют и используют специальные загрузочные устройства. Для осуществления процессов восстановления в электротермическую часть агрегата загружают твёрдый восстановитель. В этой части печи происходит разрушение магнетита, восстановление цинка до элементарного состояния и его испарение, возгонка соединений свинца, кадмия, германия и некоторых других редких и рассеянных элементов. При высоком содержании цинка в шихте образующиеся в восстановительной зоне его пары могут быть направлены на конденсацию с получением цинка в виде жидкого металла. Однако такой цинк оказывается очень сильно загрязненным примесями и нуждается в дорогой операции рафинирования. Поэтому более целесообразно возгоны получать в виде оксидов и затем направлять их на гидрометаллургическую переработку.
Контрольные вопросы:
1. Объяснить сущность кивцэтного процесса.
2.Рассказать основные процессы и аппаратуру кивцэтного процесса.
Лекция 21, 22. Промышленная практика переработки медно-цинковых и свинцово-цинковых концентратов
План лекции:
1. Переработка медно-цинковых концентратов
2. Переработка свинцово-цинковых концентратов
При обогащении медно свинцово-цинковых руд Жезказгана в коллективный концентрат извлекается 96-97% меди, 94-95% свинца, 96-98% цинка. При получении же селективных концентратов извлечение металлов снижается: меди на 3-4%, свинца на 15-18% цинка на 48-50% вследствие наличия сростков различных минералов, переходящих в промпродукт обогащения. Для такого сложного сырья может оказаться выгодной прямая металлургическая переработка непосредственно руд, коллективных концентратов или промпродуктов селективной флотации. Последние из-за отсутствия рационального способа их переработки либо не выделяются совсем из цикла флотации, либо присоединяются к тем или иным селективным концентратам, снижая их качество и осложняя последующую металлургическую переработку. В настоящее время в медном производстве, в связи с непрерывным обеднением состава и снижением качества исходного сырья, вместе с основным медным концентратом вовлекают в производство сложные по составу коллективные медь-свинец-цинк содержащие концентраты, характеризующиеся невысоким содержанием меди 16-19% и большим содержанием свинца и цинка 5-9%. Необходимо отметить, что кроме коллективных концентратов на медеплавильных заводах перерабатываются также и получаемые в свинцовом производстве сульфидные промпродукты, такие как штейны и шликеры, где большая часть свинца и цинка при переработке теряется.
Нами исследована возможность переработки промпродукта Жезказганской обогатительной фабрики вакуумтермическим способом в установке кипящего слоя, а также технология прямого восстановления медно-свинцово- цинковых концентратов и промпродуктов с использованием природного газа и сульфидизаторов.
Возможность вакуумтермической селекции сульфидов при пониженных давлениях известна давно. Так, галенит при температуре 1223-1273 К, сернистый цинк при 1373-1423 К имеют давления паров около 1,33 кПа.
Установлено, что возгонка свинца из медно-свинцового концентрата (Cu-26%, Pb-23%) в неподвижном слое может быть успешно проведена при температуре 1223-1273 К и давлении остаточных газов 0,133-0,655 кПа.
Переработка медно-свинцового промпродукта в вакуумкипящем слое должна быть более эффективной.
Опыты проводили следующим образом. Навеску гранул в количестве 20-30 г загружали на ложное днище кварцевого реакционного сосуда, установку и систему герметизировали и создавали вакуум.
Температура опытов была 1123-1223К, продолжительность 30 - 40 мин., давление 1,33 кПа, расход газа 18 - 20 л/ч
Для переработки использовался коллективный медный свинцово – цинковый концентрат следующего состава, %: 18,8 Cu; 9,2 Pb; 4,8 Zn; 15,6 Fe; 25,3 S и медно – свинцовый промпродукт, содержащий, %: 16,7 Cu; 7,5 Pb; 5,0 Zn; 4,5 Fe; 30,2 SiO2; 8,7 Al2O3; 2,1 CaO; 0,9 MgO.
Для повышения температуры спекаемости и снижения пылеуноса медный свинцово – цинковый концентрат гранулировался с добавкой в шихту 5% кокса, а медно – свинцовый промпродукт гранулировался с добавкой в шихту 2% кокса до крупности – 1,0 + 0,25 мм. Приготовленные таким образом гранулы не спекались до температуры 1223-1273 К.
Условия и результаты опытов приведены в таблице 1.
Таблица 1 – Результаты опытов по переработке медного свинцово – цинкового концентрата и промпродуктаМатериал Темпера-тура, К Масса навески, гВремя,
мин Масса остатка, гСтепень возгонки
свинец цинк
Медно – свинцово – цинковый концентрат 1123
 
1173
 
1223 20
 
20
 
30 60
 
60
 
90 15,40
 
14,92
 
16,57 69,3
 
88,1
 
98,0 25,4
 
39,7
 
79,5
 
Медно – свинцовый промпродукт 
1123
 
1173
 
1223  
20
 
20
 
30  
60
 
60
 
90  
15,38
 
16,15
 
23,71  
61,8
 
86,2
 
97,6  
18,4
 
23,8
 
60,2
 
Как видно из данных таблицы 1, свинец на 86-88% переходит в возгоны уже при температуре 1173 К, в то время как цинк на 24-40 %. Высокая степень отгонки свинца 97 – 98 % достигается при температуре 1223 К, цинк же при этом переходит в возгоны на 60 % при переработке промпродукта и на 79,5 % при переработке коллективного концентрата.
Содержание свинца в возгонах было 83-85, цинка – 10-11, меди – 0,2%. Такие возгоны можно направлять на извлечение свинца стандартным методом. Остаток от вакуумирования с 0,2-0,25% свинца представляет собой довольно чистый медный концентрат. Пылеунос в опытах составил 7-10%.
Таким образом, в результате лабораторных исследований установлена возможность эффективной переработки медно – свинцово – цинкового концентрата и медно-свинцового промпродукта Жезказганской обогатительной фабрики вакуумтермическим методом в аппарате кипящего слоя. Некоторым недостатком вакуумной технологии переработки такого сырья является невысокая производительность до 20т/сутки перерабатываемого материала что объясняется спецификой вакуумных аппаратов их герметизацией сложность аппаратурного оформления
Одним из весьма эффективных направлений повышения комплексности использования сырья может служить технология комплексной переработки полиметаллического сырья с использованием природного газа и сульфидизаторов, в частности технология прямого восстановления медно-свинцово- цинковых концентратов и промпродуктов [3,4].
На основании проведенных теоретических, экспериментальных и лабораторных исследований были проведены опытные испытания по переработке медь- свинец-цинк содержащего сульфидного сырья восстановительной плавкой с продувкой расплава природным газом.
Переработке подвергался медно-свинцово-цинковый концентрат, содержащий, %: Cu – 14,2; Pb-5,6; Zn – 5,2; Fe – 15,6; S – 26,3, SiO2 –22,5. Температура в печи была 1200-1270С.
Методика проведения опытных испытаний заключалась в следующем: шихту состоящую медно-свинцово-цинковых концентратов перерабатывали в расплавленном состоянии под слоем наработанного цинковистого шлака, причем вначале расплав продували природным газом с добавкой в расплав оксида кальция, взятого в соотношении (1,2-1,3: 1) от содержания цинка в исходном материале соответственно, до получения чернового свинца, штейна и шлака, после чего полученный штейн и шлак продували последовательно воздухом и природным газом. Результаты опытов приведены в таблице 2.
 Таблица 2 – Результаты опытных испытаний
Материал Температура, 0 СВес навески, кгИзвлечение металлов, %
Свинец в черновой металл Медь в штейнЦинк в шлак
и возгоны
Коллективный концентрат и цинковистый шлак 1200
1230
1250
1270 50
60
65
70 90,7
91,2
93,4
93,5 89,8
90,1
90,6
90,8 94,2
94,8
94,9
95,1
 
В результате проведенных испытаний разработана методика и аппаратура по переработке коллективного медно-свинцово-цинкового концентрата в расплаве под слоем цинкового шлака с продувкой природным газом.
При этом были получены резко разделимые полупродукты с высокой степенью концентрирования: свинца в черновой свинец на 92 – 94%; меди в штейн на 90 – 91% и цинка в щлак и возгоны на 94 – 96%, что позволит значительно снизить материальные и энергозатраты при дальнейшей переработке медных штейнов и цинковистых шлаков и снизить выход возгонов содержащих в основном пары сульфидного и металлического цинка.
В дальнейшем черновой свинец идет на рафинирование по стандартной технологии, товарный медный штейн в медное производство для извлечения меди и благородных металлов, а цинковистый шлак на переработку в шлаковозгоночных установках для извлечения цинка.
Результаты испытаний позволяют считать разработанные технологии эффективными и экологически безопасными и их можно рекомендовать для промышленного испытания и внедрения.
 Контрольные вопросы:
1. Объяснить переработку медно-цинковых концентратов.
2. Объяснить переработку свинцово-цинковых концентратов.
Лекция 25,26. Способ Ванюкова
План лекции:
1. Теоретические основы процесса плавки в печи Ванюкова
2. Технология плавки
3. Конструкция печи Ванюкова
Печь Ванюко́ва (плавка в жидкой ванне) — автогенная плавильная печь для переработки медных, медно-никелевых и медно-цинковых концентратов. Плавка происходит в шлако-штейновой ванне печи, куда интенсивно подается кислородно-воздушная смесь.
Технология предложена советским металлургом Андреем Владимировичем Ванюковым.
Промышленные печи Ванюкова применяются для плавки следующих типов сырья: сульфидных никелевых руд, медных, никелевых и свинцовых концентратов: две печи на горно-металлургическом комбинате в городе Балхаше, Республика Казахстан; три печи в городе Норильске, Россия; две печи в городе Ревда, Россия; одна печь двухзонной конструкции в городе Орск, Россия
Теоретические основы процесса плавки в печи Ванюкова
В шлаке, благодаря непрерывно вводимому дутью кислорода, протекают экзотермические реакции. Тепло выделяемое в этих реакциях и поддерживает необходимую температуру процесса. Вследствие этого через некоторое время температура частицы в шлаке достигает средней температуры в печи и приповерхностная пленка шлака нагревается и разжижается, что приводит к ускорению химических реакций взаимодействия между частицами шихты и шлаком. При попадании в ванну расплава сульфидных минералов медного сырья последовательно происходит диссоциация медных сульфидов, например:
CuFeS2 = 1/2 Cu2S + FeS + 1/4 S2
FeS2 = FeS + l/2 S2
Cu5FeS4 = 5/2 Cu2S + FeS +1/4 S2
Происходит также разложение известняка:
СаСО3 = СаО + СО2Низшие сульфиды (Cu2S, FeS) расплавляются и образуют капельки штейна и частично растворяются в шлаке. При подаче кислородсодержащего дутья в расплав происходит окисление компонентов шихты и расплава. В соответствии с термодинамическими характеристиками реакций при использовании топлива «в первую очередь» окисляются углеводородные компоненты шихты:
С + О2=СО2
СН4 + 2 О2 = СО2 + 2 Н2О
Оставшийся кислород идет на окисление элементарной серы газовой фазы, сульфидов железа штейна и сульфидов железа и меди, растворенных в шлаке.
В соответствии с термодинамикой в газовой фазе помимо СО2, Н2О, SO2 в некоторых количествах должны присутствовать и компоненты неполного окисления, например, такие как Н2, СО, SO, S2, H2S и др. Содержание горючих компонентов в газовой фазе определяется прежде всего термодинамическими параметрами системы — активностями компонентов и температурой процесса. Происходят и ряд других реакций, например, ошлакования и частичного окисления FeО до магнетита. Наличие в расплаве в фурменной зоне сульфидов железа, серы и восстановителей создает хорошие возможности для восстановления магнетита, возможно также сульфидирование шлака элементарной серой газовой фазы.
Технология плавки
Процесс представляет собой непрерывное плавление и окисление в шлаковой ванне расплава медного сульфидного сырья. Ванна барботируется кислородсодержащим дутьем. Образующийся при плавке штейн непрерывно выводится из печи через штейновый сифон в нижней части шлаковой ванны.
Сульфидная шихта подается в ванну расплава печи через три загрузочные течки. Кусочки холодной шихты, при загрузке в печь, погружаются в горячий жидкий шлак с температурой 1250—1600 °C.. Жидкий шлак смачивает поверхность твердых частиц шихты и нагревает их до температуры, при которой между ними начинается интенсивные физические и химические взаимодействия, в результате чего формируются конечные продукты плавки. Одновременно, на глубине около 0,5 м от поверхности, на плавку в шлаковый расплав подается кислородсодержащее дутье (если необходимо для теплового баланса, природный газ или жидкое топливо).
Кислород дутья и природный газ вступают во взаимодействие со шлаком, генерируя тепло за счёт экзотермических реакций, и создают требуемые окислительно-восстановительные условия в расплаве. Скорость движения газовой струи на срезе фурмы составляет 150—220 м/сек. Перемешивание газом расплава и включений перерабатываемых материалов интенсифицирует химические и физические взаимодействия в надфурменной зоне ванны расплава.
Такие высокие скорости подачи газовой струи обеспечивают устойчивый канальный характер струи на расстоянии 100—400 мм от среза фурмы. Далее движение газов дутья перестает иметь канальный характер и струя разбивается на газовые пузыри. Химическое взаимодействие кислорода дутья и расплава протекает на стенках канала, поверхностях газовых пузырей и капель расплава.
Фурменная (барботируемая) зона печи ПВ является местом, где происходят основные физико-химические взаимодействия — окисление кислородом дутья компонентов шихты, растворение кварца и других тугоплавких составляющих шихты, формирование шлака и штейна. Образующиеся капли штейна оседают в подфурменную зону и далее в донную штейновую фазу. В условиях непрерывного поступления сульфидной шихты в фурменную зону и отсадки из неё штейновых капель в зоне барботажа образуется шлако-штейновая эмульсия с определённым соотношением шлака и штейна. При этом сплошной фазой в эмульсии является, шлак и диспергированной — штейн. Шлако-штейновая эмульсия состоит на ~95 % по объёму из шлака и ~5 % по объёму из штейна. Большие скорости тепло- и массообмена обеспечиваются барботажем и энергичным перемешиванием шлако-штейновой эмульсии в фурменной зоне печи. Загружаемый в фурменную зону материал быстро распределяется по всему объёму шлака в барботируемой зоне. Это приводит к быстрому выравниванию средней температуры и состава продуктов плавки по всей барботируемой зоне. Ниже оси фурм (подфурменной зоне) жидкие фазы, образующиеся в результате реакций, формируют отдельные слои, разделяясь по удельному весу. Затем жидкие фазы выводятся по раздельным выпускным каналам. При непрерывной загрузке в расплав шихты, подаче дутья и выпуске расплавов и газов в печи при неизменности входных параметров устанавливаются некоторые постоянные во времени условия, которые определяют состав получаемых жидких и газообразных продуктов плавки. Многочисленные исследования показывают, что эти условия весьма близки к условиям термодинамического равновесия, что достигается, прежде всего, за счёт высоких скоростей физико-химических превращений в процессе Ванюкова.
Количество штейна в условиях плавления шихты в барботируемой шлаково-штейновой эмульсии невелико — не превышает 5-8 %. Мелкие капли имеют высокую вероятность встречи, они коалесцируют, укрупняются и уходят из надфурменной зоны. Таким образом, разрушение крупных капель и укрупнение тонких включений приводит к тому, что основное количество штейна шлако-штейновой эмульсии содержится в каплях размером 100—500 мкм. Такие капли оседают в подфурменной зоне с большой скоростью.
Характеристика отходящих газов
В процессе плавки Ванюкова часть шихты (до 2 % от веса загрузки) и мелкие брызги шлака уносятся отходящими газами в газоходный тракт, не достигая ванны расплава.
Следует отметить, что частицы шихты, двигаясь по газоходу, окисляются подсосами воздуха и сульфатизируются. Этому способствует понижение температуры газов по длине газохода. Так, если в пыли котла—утилизатора около половины соединений составляет сульфиды меди и железа, часть — оксиды железа и цинка, и лишь около трети — сульфаты, то пыль электрофильтра практически целиком представлена сульфатами при небольшой доле оксидов железа.
Температура отходящих газов в аптейке 1100—1300 °C. Содержание диоксида серы в отходящих газах зависит от степени обогащения дутья и состава штейна по меди: чем выше процент обогащения дутья по кислороду и ниже содержание меди в штейне, тем выше концентрация диоксида серы в газе. Отходящие газы перед подачей на сернокислотное производство необходимо охладить и очистить от грубой и тонкой пыли.
Конструкция печи Ванюкова
Проведение процесса плавки в печи ПВ неотделимо от непрерывной работы систем, составляющих комплекс ПВ; систем подачи шихты, подачи кислородсодержащего дутья и природного газа, охлаждения кессонированных элементов печи, непрерывного отвода продуктов плавки — шлака, штейна и технологических газов, очистки, охлаждения и утилизации технологических газов, аспирации, систем. Все кессонированные элементы печи охлаждаются оборотной химически очищенной водой в количестве до 1000 м³/ч при давлении на входе в кессоны и фурмы 0,6 МПа
Комплекс печи ПВ работает с потреблением различных видов топлива: угля и природного газа — для технологических нужд и для отопления сифонов штейна и шлака, обогрева желобов для выдачи штейна и шлака. Основным видом топлива является природный газ.
Строение печи

Схема печи Ванюкова
Печь ПВ состоит из нескольких узлов:
Подины.
Горна, вмещающего донный штейн.
Кессонированной шахты, состоящей из трех рядов кессонов.
Кессонированного фурменного пояса для продувки расплава.
Фурменных устройств второго и третьего ряда.
Сифонов для непрерывной выдачи штейна и шлака с желобами.
Кессонированного свода
Загрузочных устройств.
Желоба для заливки конвертерного шлака в заливочное окно печи.
Аптейка для отвода технологических газов.
Каркаса печи с площадками для обслуживания печи.
Столбчатого железобетонного фундамента.
Прямоугольное рабочее пространство печи выполнено из водоохлаждаемых кессонов и огнеупоров. Боковые и торцевые стены шахты смонтированы из массивных водоохлаждаемых медных кессонов с залитыми внутри змеевиками. На поверхности кессонов, обращенной внутрь печи, образуется гарнисаж, который надежно защищает их от воздействия высоких температур и эрозии. Кессоны монтируют в три яруса по высоте. Ниже кессонированного пояса рабочее пространство выполнено из хромомагнезированного кирпича на шамотной засыпке. В кессонах нижнего яруса на высоте 2…2,5 м от подины предусмотрены отверстия для установки водоохлаждаемых фурм для подачи дутья, а если необходимо, через них подается и углеродистое топливо (природный газ, мазут или угольная пыль).
Печь ПВ оснащена двумя рядами фурм на каждой из боковых сторон. Через нижний ряд фурм подается воздух, обогащенный кислородом, совместно с природным газом. Второй ряд фурм служит для поддержания расплава в жидкотекучем состоянии при остановке печи в «горячий резерв» на время свыше 10—20 часов и для дожига горючих составляющих технологических газов.
Фурменный ряд разделяет ванну печи на две горизонтально расположенные зоны: надфурменную и под фурменную. В надфурменной зоне происходит интенсивное перемешивание расплава, шихты и газовой фазы. Благодаря этому во всем объёме зоны поддерживается оптимальный состав шлака, происходит быстрое растворение кварца и других компонентов шихты. В подфурменной зоне движущийся поток расплава уже не пермешивается, и в нём можно создавать соответствующие градиенты температур, состава и других параметров, способствующих обеднению шлака и постепенному опусканию более тяжелых капель штейна на дно печи. Штейн удаляют непрерывно через штейновый сифон, расположенный на одном из торцов печи. В торцовой разделительной стенке имеется переточный канал высотой 490 мм, соединяющий рабочее пространство со штейновым сифоном. Уровень штейна в печи не должен опускаться ниже отметки 500 мм, чтобы исключит возможность попадания шлака в штейновый сифон. В сифоне предусмотрено щелевидное окно, через которое штейн по обогреваемому газовыми горелкамит желобу поступает в миксер, где накапливается и его периодически выпускают в ошлакованные ковши. Для аварийного выпуска штейна предусмотрено шпуровое отверстие.
С противоположного торца к печи примыкает шлаковый сифон, в разделительной стенке которого предусмотрен переточный канал. Шлак непрерывно удаляют по обогреваемому кессонированному переточному желобу в накопительную шлаковую емкость объёмом 25 м³ по мере накопления шлака его периодически выпускают в чаши железнодорожных шлаковозов. Накопительная емкость частично выполняет и роль отстойника. Поэтому из неё примерно один раз в сутки через специальное шпуровое устройство выпускают 10… 12 т. штейна того же состава, что и из штейнового сифона.
Свод печи, так же, как и штейнового и шлакового сифонов, выполнен из водоохлаждаемых коробчатых сифонов. Фундамент ленточного типа выполняют из железобетона. Для его теплоизоляции, как обычно, укладывают выстилку. Отходящие от рабочего пространства газы поднимаются по вертикальному газоходу прямоугольного сечения, выполненного из огнеупорного кирпича. К газоходу примыкает кессонированная пылевая камера, в которой за счёт резкого уменьшения скорости и направления движения газового потока осаждаются крупные фракции пыли и брызги расплава. Они попадают в бункерную часть камеры, и по мере накопления их периодически выгружают шнеком в оборотный пылевой бункер шихтового отделения. Из пылевой камеры газы попадают в котел-утилизатор, а затем после очистки в циклонах их передают в сернокислотное производство. Шихту загружают непрерывно через отверстия в своде по двум независимым загрузочным трактам. Загружаемая в печь шихта в результате интенсивного перемешивания равномерно распределяется по всему объёму барботируемого слоя.
 Контрольные вопросы:
1. Объяснить теоретические основы процесса плавки в печи Ванюкова
2. Показать технологию плавки сырья.
3. Объяснить конструкцию печи Ванюкова
Лекция 30. Перспектива переработки автогенных технологий
План лекции:
1. Конвертирование медных штейнов
2. Процесс совмещенной плавки и конвертирования.
3. Процесс «Норанда»
4. Процесс «Эль–Тениенте» и «Миццубиси»
Конвертирование – окислительный процесс, заключающийся в обработке сульфидных расплавов кислородсодержащими газами (воздух, кислородо-воздушная смесь) с целью количественного удаления железа, а также частично или полностью и серы. Технологические особенности конвертирования штейнов определяются их составом и схемой дальнейшей переработки. Так, при конвертировании медных штейнов удаляют примеси серы и получают черновую медь, содержащую менее 1% примесей. При конвертировании никелевых, медно-никелевых штейнов удаляют железо и получают файнштейн, содержащий сульфиды Ni, Cu, и металлическую фазу.
В первом периоде окисляется главным образом сульфид железа в присутствии кремнезема, подаваемого с кварцевым флюсом, по реакции:
2FeS + 3О2 + SiO2 = 2FeОSiO2+ 2SO2.
При дефиците, низком качестве флюса создаются предпосылки для переокисления железа до магнетита:
6FeO + O2 = 2Fe3O4,
который при повышении температуры взаимодействует с сульфидом железа:
3Fe3O4 + FeS + 5SiO2 = 5(2FeОSiO2) + SO2.
Эти реакции экзотермичны и не только обеспечивают поддержание температуры процесса, но и формируют избыток тепла, что приводит к повышению температуры расплава в конвертере со скоростью нескольких градусов в минуту. Поэтому в конвертер загружают холодные добавки: вторичное металлосодержащее сырье, корки штейна из ковшей, выломки и т. п.
Окисление сульфида меди возможно только после количественного окисления сульфида железа, иначе происходит обратное сульфидирование:
Cu2S + 1,5O2 = Cu2O + SO2
Cu2O + FeS = Cu2S + FeO.
Жидкими продуктами первого периода конвертирования являются шлак и белый матт. В шлак переходят фаялит и большая часть магнетита, часть свободного кремнезема из флюса, оксиды металлов–примесей. Медь в шлаке представлена в виде механических потерь в форме Cu2S; ее содержание в шлаке составляет 1,5–2,5 %. Этот шлак является оборотным и направляется в печь для плавки на штейн или на отдельную переработку флотационным или электротермическим обеднением.
Белый матт представляет собой Cu2S, содержащий некоторое количество FeS и примесей.
Второй период конвертирования предлагает получение черновой меди. При продувке расплава происходит окисление Cu2S:
2Cu2S + 2O2 = 2Cu2O + SO2
и взаимодействие оксида меди (I) с ее сульфидом:
2Cu2O + Cu2S = 6Cu + SO2.
Образующаяся металлическая медь растворяется и накапливается в сульфидном расплаве, достигая предела растворимости при данной температуре. Происходит расслаивание расплава с образованием двух жидких продуктов: нижнего слоя металлической меди и верхнего слоя жидкого белого матта. Второй период конвертирования завершается полным удалением серы и получением черновой меди, качество которой регламентируется техническими условиями. Полученная медь содержит 97,5–99,5 % меди и примеси никеля, цинка, свинца, сурьмы, висмута, селена, теллура, мышьяка и благородных металлов. Она направляется на рафинирование для получения товарной меди и извлечения примесей. Конвертерные газы охлаждают, очищают от пыли и направляют на производство серной кислоты.
Горизонтальные конвертеры представляют собой цилиндрическую емкость, опирающуюся с помощью опорных бандажей на ролики. Для заливки штейна, загрузки флюса и холодных материалов, слива расплава и удаления газов в верхней части цилиндрической поверхности корпуса имеется горловина. Поворот бочки вокруг горизонтальной оси осуществляется от электродвигателя через редуктор и зубчатую пару, в которую входят зубчатый венец, охватывающий корпус, и ведущая шестерня. Помимо рабочего привода предусмотрен привод аварийного поворота с двигателем, питающимся от аккумуляторной батареи. Аварийный привод включается при падении давления дутья и служит для предотвращения заливки фурм для подачи дутья расплавом.
Воздух поступает от воздуходувной машины по трубопроводу в расплав через фурмы. Количество и диаметр фурм определяется размерами конвертера. Для уменьшения гидравлического сопротивления при подводе дутья к фурмам коллектор конструктивно объединен с фурмами (рис. 4.40). Бочка конвертера изготовлена из листовой стали и изнутри футерована огнеупорным кирпичом. Толщина футеровки составляет 230–380 мм, а в области фурменного пояса 450–800 мм. Футеровка выполнена насухо, зазоры между кирпичами заполняют магнезитовым порошком. Преимущественно применяют хромомагнезит, периклазошпинелид, магнезит. Температурная компенсация обеспечивается наличием температурных швов в кладке, а также компенсирующими пружинами.
Подача холодного воздуха в расплав приводит к зарастанию фурм, в связи с чем их необходимо прочищать. Конвертеры современных конструкций оснащаются индивидуальными или групповыми пневмофурмовщиками, позволяющими снизить трудозатраты при проведении процесса.
Горловина конвертера, работающего под дутьем, закрыта сверху напыльником для отвода отходящих газов. Напыльник имеет испарительное охлаждение. Конвертерные газы проходят грубую и тонкую очистку от пыли соответственно в циклонах и электрофильтрах, затем направляются в сернокислотное производство.
Подготовленные флюсы подают к бункеру, расположенному над конвертером, и далее по системе транспортеров, по загрузочной течке через горловину.
Транспортировку расплавов от конвертера осуществляют ковшами. Основные параметры горизонтальных конвертеров приведены в табл. 4.16.
 
Таблица 1- Основные параметры горизонтальных конвертеров
Показатель Размер: диаметр × длина бочки
3,95×9,2 3,66×6,7 3,69×6,1 2,26×3,3
Емкость, т80 50 40 20
Мощность двигателя, кВт Рабочего 60 50 30 16
Аварийного 32 30 21 –
Число фурм 52 46 32 17
Диаметр фурм, мм51 47 41 38
Пропускная способность по воздуху, м3/мин 700 360 300 170
Площадь горловины, м26,0 4,5 3,0 2,5
 
Процесс совмещенной плавки и конвертирования. Совмещенная плавка сульфидного сырья и конвертирования в одном агрегате (СПК) был разработан в институте «Унипромедь». Особенностью СПК данного способа является подача шихты через боковые фурмы в объем сульфидного расплава. В настоящее время СПК реализован на Медногорском медно–серном комбинате (1995–96) и на ОАО «Святогор» (1997) в варианте загрузки шихтовых материалов на поверхность расплава через горловину конвертера.
Практика СПК на ММСК. В период реконструкции оборудования на территории металлургического цеха был установлен плавильно–рафинировочный агрегат емкостью 140 т. для переработки твердого медьсодержащего концентрата и медьсодержащих отходов (рис. 4.53). Конечными продуктами переработки в агрегате являются штейн, содержащий 70–75 % Cu и шлак (0,3–0,8 % Сu) . Дальнейшее рафинирование штейна до черновой меди производится в 80–т конвертере. Шлак после дробления поступает на переплавку в шахтную печь. Плавку и частичное рафинирование расплава проводят в автогенном режиме, что обеспечивается подачей в расплав воздуха, обогащенного кислородом.
Плавильно–рафинировочная ванна имеет две зоны: плавильную и отстойную. Шихтовые материалы загружают непрерывно, слив штейна периодически и шлака непрерывно в изложницы шлакоразливочной машины.
В рафинировочный агрегат входят 140 т конвертер, напыльник и шлакоразливочная машина. В состав конвертера горизонтальная цилиндрическая печь, которая при выполнении различных технологических и ремонтных операций поворачивается вокруг горизонтальной оси. Загрузка пылевидных и мелкофракционных шихтовых материалов осуществляют с помощью пневматического загрузочного устройства, установленного на торце печи. Кусковые и брикетированные материалы загружают через горловину в области реакционной зоны агрегата.
Загрузку крупногабаритных материалов проводят через газовую горловину, технологическое дутье подают через фурмы, расположенные по образующей печи ниже уровня расплава. Предусмотрены дополнительно 2 фурмы в отстойной зоне (за газовой горловиной) предназначенные для нагрева шлака и повышения его жидкотекучести. Выпуск обогащенного штейна производят через выпускное отверстие в торцевой стенке печи.
Шлак с поверхности расплава удаляют непрерывно с торцевой части печи, противоположной загрузке, и далее по футерованному желобу поступает непосредственно в изложницы.
Для удаления газообразных продуктов предусмотрена газовая горловина, установленная в стороне от реакционной зоны. Напыльник охлаждается водой и состоит из двух частей: стационарной и поворотной. Стационарная часть выполнена в виде прямоугольного фланца, подсоединенного к газоходной магистрали. Поворотная часть напыльника при подъеме в верхнее положение полностью открывает доступ к горловине для выполнения технологических операций. В закрытом положении обеспечивается примыкание периметра напыльника к фартуку поворотной печи с минимальным зазором, что снижает разубоживание газов и обеспечивает повышенное содержание SO2 в отходящих газах, направляемых после газоочистки на сернокислотное производство.
Необходимо отметить, что в конструкции печи предусмотрена возможность ремонта футеровки в зоне фурменного пояса без демонтажа оборудования. Это позволяет проводить ремонт без охлаждения печи до низких температур и устраняет необходимость последующего ее разогрева. Это уменьшает теплосмены и повышает стойкость огнеупорных материалов. Кроме того, сокращается время простоя агрегата в период ремонтных работ.
Агрегат СПК данной конструкции имеет широкие возможности для переработки различных медьсодержащих материалов автогенном режиме, отличается простотой конструкции и обслуживания, характеризуется высокой надежностью работы его механизмов. Заметим, также, что монтаж и пуск агрегата был осуществлен в короткие сроки и с минимальными капитальными затратами.
Параметры работы СПК на ОАО «ММСК» при использовании воздушного дутья и кислородно–воздушной смеси (КВС):
Вид дутья Воздух КВС
Производительность по концентрату, т/ч 10–12 10–16
Расход, тыс. м3/ч:    
Воздуха 24 20,5–22,5
Кислорода – до 3
Содержание О2 в дутье, % об. 21 22–28
Давление дутья, МПа 0,07–0,15 0,07–0,15
Температура процесса, оС1100–1300 1100–1300
Содержание меди, %:   
в штейне 65–72 60–70
в шлаке 3–7 1,5–4,0
Коэффициент нахождения конвертера под дутьем, % 92–96 92–96
Содержание SiO2 в шлаке, % 18–22 18–22
 
Пятилетняя эксплуатация СПК подтвердила его экономическую эффективность перед аналогичными аппаратурно– технологическими решениями.
Практика СПК на ОАО «Святогор». Технологическая схема СПК на ОАО «Святогор» и включает (рис. 5.54.) плавку концентрата на богатый штейн с последующей его доработкой до черновой меди; охлаждение и флотационное обеднение шлака; очистку газа от пыли и производство серной кислоты.
Агрегат СПК оборудован (рис. 1) системой подачи шихты и газовоздушными горелками для разогрева конвертера и компенсации потерь тепла в рабочем режиме с номинальным расходом газа до 600 м3/ч. В качестве шихты используется смесь концентратов, содержащих 13–15 % Cu: 36–37 S; 30–32% Fe и флюсов (75–80 % SiO2). Контроль температуры ванны (режим «Оn line») осуществляют с помощью радиационного пирометра, установленного в торцевой части конвертера агрегата.
Ниже представлены некоторые технико–экономические показатели работы конвертерного передела с момента пуска СПК:
  1997г. 1998 г. 1999г. 2000 г.
Переработано, тыс. т:        
Штейна 179,2 189,9 225,5 219,9
кварцсодержащего флюса 36,8 35,0 37,7 40,7
Среднее содержание Cu в штейне, % 28,44 25,10 23,68 24,70
Получено, тыс. т:        
черновой меди 50,8 45,8 54,0 56,5
конвертерного шлака 161,2 146,7 188,3 178,8
Использование конвертера под дутьем, % 65,2 65,7 66,5 66,2
Извлечение меди, % 93,8 93,9 93,6 95 3
Процесс «Норанда». Процесс непрерывной плавки, совмещенный с конвертированием, проводимый в цилиндрическом агрегате типа конвертера. Разработан в Канаде фирмой «Норанда Майнз». Первые испытания были проведены в 1968 г. на заводе «Горн» (Канада). Промышленное внедрение комплекс «Норанда» получил на заводе «Гарфильд» (США) в 1973 году. Впоследствии был реконструирован (1979) в конвертер–реактор, где применяли дутье, обогащенное кислородом (до 34 % об.) C этого времени технология в аппаратах данного типа называется как модифицированный процесс «Норанда» на дутье, обогащенном кислородом. Данную технологию применяли на Чилийских заводах «Калетонес и «Чукикамата» и на заводе «Бор» Югославия. На заводе Порт–Кэмбла (Австралия) в 1990 году шахтные печи были заменены на агрегат «Норанда».
В процессах «Норанда» используют большие цилиндрические конвертера длиной 21,3 и диаметром 5,2 м (рис. 4.56). Фурмы установлены по всей длине агрегата в количестве 60 шт., диаметром 54 мм. Шихту непрерывно загружают в реактор через отверстие в торцевой части конвертера или вдувается через некоторые фурмы. Концентрат, содержащий 25 % и 30 % S, подсушивают до влажности 7 % и сырые окатыши вместе с флюсами загружают в печь. Газы отводятся через горловину в напыльник.
Для регулирования теплового режима конвертера периодически на торцевых горелках сжигают топливо (природный газ, мазут), а также загружают уголь.
При работе на воздушном дутье газы содержат 7 % SO2 и после очистки, их направляют на производство серной кислоты. Обогащение дутья кислородом до 30 % повышает концентрацию SO2 в районе аптейка до ~ 25 %. Содержание SO2 в отходящих газах сернокислотной установки < 0,4%. Извлечение серы 85 % и пылевынос ~3%.
Первоначально процесс «Норанда» использовали для получения непосредственно черновой меди, но при этом были получены богатые шлаки (8–12 % Cu). Плавка на богатый штейн (> 70% Cu) приводила к получению более бедных шлаков, содержащих %. мас.: 5 Cu; 22 SiO2; 40 Fe. В дальнейшем эти шлаки отравляли на флотацию, в результате были получены хвосты флотации (до 0,.25–0,4 % Cu) и медный концентрат (25–35 % Cu) , возвращаемый в шихту плавки. Потери меди составляли ~ 0,75 %.
Процесс по способу «Норанда» отличается высокой производительностью. При обогащении дутья кислородом до 30%, проплав шихты достигал 1800 т/сут.
Процесс «Эль–Тениенте». Является разновидностью процесса «Норанда» и осуществляется в модифицированном конвертере «Эль–Тениенте» (ТМС). Внедрен на заводах «Калетонес» (1977–1978 г.г.), «Чукикамата» (1984), «Потрерильос» (1985) и «Лас–Вентанас» (1984).
Особенностью технологии ТМС в отличие от «Норанда» является:
– совместно с концентратом периодически добавляется жидкий штейн отражательных печей для регулирования теплового режима плавки;
– часть сухого концентрата вводится через фурмы, а другая – загружается на поверхность ванны;
– плавку ведут непрерывно на белый матт (72–77 % Cu), причем выпуск шлака и матта осуществляется с противоположных концов конвертера, тем самым, реализуется принцип противотока.
Повышение содержания кислорода в дутье и предварительная сушка концентрата до влажности 0,2 %, увеличивает производительность конвертера и позволяет снизить количество добавок штейна.
Общий вид конвертера показан на рис.4.57.
Ниже представлены некоторые показатели работы конвертеров «Норанда» и «Эль–Тениенте » на разных предприятиях:
  «Порт–Кэмбла»
(Австралия) «Калетонес»
(Чили)
Процесс «Норанда» «Эль–Тениенте»
Размеры реактора, м   
Длина (диаметр) 17,5 (4,5) 21 (4,2)
Высота слоя шлака (штейна), м0,3 (1–1,1) 0,5 (1,2)
Число вспомогательных горелок 2 Нет
Количество фурм (общее), шт. 35 47
Активных 22–24 42
Диаметр фурм, см5 6
Производительность, т/сут:    
Концентрат 800–900 (26 % Cu) 1550 (31 % Cu) в фурмы
кремнистые флюсы 90–100 190 (91 % SiO2)
Пыль 10–12 Концентрат на ванну
оборотные материалы 80–100 240 (8 % Н2О)
Концентрация кислорода в дутье, %, об. 38–40 31
Расход дутья, м3/ч 1200–1320 1380
Расход кислорода на т. концентрата 140–160 кг 160
Производительность, т/сут   
по штейну 400–500 (70% Сu) 700 (75 % Cu)
по шлаку 500–600 (3–4 Cu) 1200 (7 % Cu)
Объем отходящих газов, 103, м3/ч, 37,8–40,2 150
Концентрация SO2 в отходящих газах, %, об. 16 12,5
Расход топлива на т. сухого концентрата 15–20 кг кокс, ~6 газ Автогенный
 
Таким образом, плавка медных концентратов в конвертерах отличается высокой производительностью, возможностью получения кондиционного для производства серной кислоты газа и выхода на автогенный режима плавки («Эль–Тениенте»).
Процесс «Мицубиси». Предназначен для непрерывного получения черновой меди из сульфидных концентратов, разработан в Японии и применяется на заводах «Кидд–Крик» (Канада), «Онсан» (Южная Корея), «Гресик» (Индонезия), «Порт–Кэмбла» (Австралия) и «Наосима» (Япония).
Технология осуществляется в трех каскадно расположенных печах (рис. 4.58): плавильной (S), для обеднения шлака(CL) и конвертерной (C). Промежуточные продукты перетекают по закрытым водоохлаждаемым желобам. Концентрат сушат (W = 0,5 %) и в смеси с измельченными флюсами вдувают в печь.
Смешение концентрата (32,35 % Cu; 24,93 % Fe; 30,95 S) с углем, кварцевым флюсом, оборотным конвертерным шлаком и обогащенным до 56 % кислородом воздуха происходит в вертикальной водоохлаждаемой фурме, диаметром 100 мм. Расход концентрата составляет 84,0 т/ч, флюсов (SiO2 : известняк) 11,5 : 2,6, оборотного конвертерного шлака 7,1 т/ч, угля 1,4 т/ч. Используют верхнюю продувку расплава со скоростью 150–200 м/с с помощью 10 фурм, установленных в два ряда и шахматном порядке над поверхностью ванны 0,7 м («Наосима») при давлении дутья (1,5–2,0) · 105 Па. Общая высота расплава в плавильной печи составляет 1,5 м.
Плавильная печь представляет собой футерованный цилиндр диаметром 11,5 и высотой 4 м, частично отапливаемый 4–мя мазутными горелками. Толщина футеровки 0,35 м. Система управления позволяет гибко изменять производительность каждой фурмы. Использование вертикальных фурм обеспечивает эффективное перемешивание расплава и соответствующее вовлечение твердых составляющих шихты в зону продувки. Пылевынос составляет ~ 3% от массы шихты. Штейно–шлаковый расплав поступает в отстойно–обеднительную электропечь мощностью 3600 кВт, куда вводят восстановитель (пирит, коксик).
Плавку осуществляют при Т = 1500 К с получением штейна (40,9 т/ч), содержащего > 67 % меди и шлака 49,7 т/ч (0,6–0,8 % Cu; 36–37 % SiO2; 40–42 % Fe). Плавильный шлак используют для строительства дорог и производства цемента.
Печь обеднения имеет овальную форму и размеры 8×5,2 м, высота печи 2,2 м., снабжена шестью графитовыми электродами, диаметром 400 мм, длиной 1,8 м. Расход электродов 7 шт в месяц, электроэнергии 40–45 кВт·ч/т шлака.
Штейн выпускают через сифон в агрегат для конвертирования со скоростью 19,3 т/ч. Продувку штейна ведут через вертикальные фурмы; расход дутья составляет 14,5 тыс. м3/ч, через фурмы подают 1,2 т/ч известняка. Получают феррито–кальциевые шлаки, содержащие, %: 13–14 Сu, 42,4 % Fe, 15 % СаО. Шлак гранулируют и возвращают в плавильную печь. Черновую медь (0,6–0,7 % S) выпускают в миксер. Содержание SО2 в отходящих газах плавильной и конвертерной печей составляет 28–30 %, температура 1473–1573 К. Газы направляют в котлы–утилизаторы (КУ) горизонтального типа с радиационной и конвективной частями, очищают от пыли в сухих электрофильтрах, смешиваются и далее в количестве 150 тыс. м3/ч (16–17 % SO2), утилизируют в сернокислотном производстве. Температура газов после радиационной части 1173 К, на выходе из КУ – 823 К. Получают пар в количестве 40 т/ч (Р = 3,7–3,8 МПа), используемый для производства электроэнергии в количестве 20 кВт/ч на 1 т. пара.
Печь для конвертирования имеет круглую форму, диаметр кожуха 8000 мм, высота 2940 мм. Дутье, воздух обогащенный кислородом 32–35 % об. осуществляют через 10 фурм с расходом ~ 24000 м3/ч. Нижняя часть конвертерной фурмы также медленно вращается для удаления настылей. В агрегат загружают известняк (2,1 т/ч), лом анодных печей (4,6 т/ч). Выход черновой меди 30,6 т/ч, конвертерного шлака 13,4 т/ч. Из ванны грануляции шлак подают на ленточный транспортер и транспортируют в приемный бункер сушильной трубчатой печи. После сушки поступает в плавильную печь.
Футеровка плавильной и конвертерной печей по высоте шлаковой ванны выполнена с применением медных закладных водоохлаждаемых элементов, которые чередуются с хромомагнезитовой кладкой. Расход циркулирующей воды на охлаждение составляет 550–600 м3/ч, перепад температур 281–288 К. Эффективность использования кислорода при плавке и конвертировании ~ 98–99 %.
В процессе «Мицубиси» расплав находится в турбулентном состоянии, что увеличивает конвективную составляющую процесса тепло–и массопередачи в объеме жидкой фазы. Процессы окисления и плавления сульфидов осуществляются на поверхности воронки, куда с высокой скоростью подают смесь дутьевого воздуха и шихты.
Процесс «Аусмелт»
В настоящее время известны следующие разновидности данной технологии плавки медных концентратов в агрегате с вертикальной погружной фурмой:
Процесс «Сиросмелт». Разработан фирмой КСИРО (CSIRO, Австралия), первая печь по данной технологии внедрена (1987) на заводе «Маунт Айза» (Австралия). Процесс плавления, основанный на применении фурмы «Сиросмелт», изобретенный специалистами корпорации КСИРО (Австралийская правительственная исследовательская организация) в 1973 году.
Плавка «Айзасмелт». Процесс разработан фирмой «Маунт Айза Майнз лимитед» (Австралия) и предполагает использование погружной горелки «Сиросмелт». Первая демонстрационная установка была введена в эксплуатацию на медеплавильном заводе Маунт–Айза в 1987 г. Промышленное внедрение получила на медеплавильном заводе Маунт–Айза (Австралия) и на заводе Сапрус в Майами, шт. Аризона (США) в 1992г.
Контрольные вопросы
1. Объяснить процесс конвертирования медных штейнов.
2. Описать процесс совмещенной плавки и конвертирования.
3. Рассказать процесс «Норанда»
4. Рассказать процесс «Эль–Тениенте» и «Миццубиси»
Лекция 4, 5. Основные термодинамические и кинетические закономерности окисления сульфидосодержащих материалов
Лекция 10. Конструкция печей и вопросы теплотехники.
Лекция 11. Практика плавки
Лекция 28. Автогенная плавка в конверторах.

Приложенные файлы

  • docx 5806454
    Размер файла: 660 kB Загрузок: 0

Добавить комментарий