Металлургией называется область науки и техники и отрасль промышленности, охватывающие процессы получения металлов из руд и др

Термостойкость характеризует способность огнеупорного материала сохранять прочность при резких колебаниях температуры. Причинами разрушения в этом случае являются внутренние напряжения, возникающие либо в результате модификационных превращений некоторых минералов при определённых температурах. Показатель термостойкости указывает число теплосмен, которые выдержал образец огнеупора до разрушения.
Важной характеристикой огнеупорных материалов является их пористость. Этот параметр влияет на механическую прочность, теплопроводность, стойкость огнеупоров против химического и физического воздействия жидких расплавов. Пористость большинства огнеупорных материалов составляет 17-25%. Однако по специальным технологиям можно получать высокоплотные изделия – с пористостью до 5% и высокопористые до 45-80%.
В ряде случаев основной причиной разрушения огнеупоров в плавильных металлургических печах является разъедание их шлаками. По характеру химической активности оксида, служащего огнеупорной основой, огнеупоры бывают кислые (SiO₂), нейтральные (AI₂O₃), основные (СаО, MgO).
При выборе огнеупорных материалов следует иметь в виду, что если в металлургическом агрегате образуются расплавы, обладающими кислыми свойствами, то необходимо применять кислые огнеупоры. В противном случае огнеупорные материалы будет быстро выходить из строя вследствие химической коррозии.
При выборе и использовании огнеупорных материалов учитывают не только их физико-химические свойства, но и стоимость, так как огнеупоры относятся к категории дорогостоящих материалов. Если принять стоимость шамота за единицу, то относительная стоимость других огнеупоров будет примерно следующей:
Шамотные – 1,0
Динасовые – 1,1-1,2
Магнезитовые – 1,4-1,6
Хромомагнезитовые – 1,2-1,4
Высокоглинозёмистые – 2,5-9
Карборундовые – 15-30
Высокая стоимость огнеупоров должна компенсироваться большим сроком их службы.

Лекция №9. Подготовка сырьевых материалов к металлургической переработке

ПЛАН.

1. Дробление кусковой руды.
2. Измельчения продуктов стадии дробления.
3. Классификация измельчённого материала.
4. Основы приготовления шихты.

Поступающие на обогатительные и металлургические предприятия горные породы представлены кусками различной крупности, в которых ценные минералы и пустая порода тесно срослись друг с другом в монолитную массу. Для вскрытия минералов и механического их отделения друг от друга породу необходимо раздробить.

Дробление кусковых материалов обычно ведут в нескольких стадий с использованием дробилок различных типов. Общая характеристика стадий дробления приведена в таблице 9.
Таблица 9.
Характеристика стадий дробления

Стадия	Размер кусков, мм, в		К	Основные применяемые агрегаты
	питании	продукте
Крупное	300-1500	100-300	3-6	Щековые, конусные ,ударные дробилки
Среднее	100-300	10-50	3-8	Щековые, конусные дробилки
мелкое	10-50	3-10	3-8	Короткоконусные ,валковые дробилки

При дроблении куски породы разделяются на части. Преодоление внутренних сил сцепления частиц монолитной породы достигается раздавливанием, раскалыванием, ударом, истиранием, или сочетанием этих способов. С целью увеличения пропускной способности дробильных установок, уменьшения износа рабочих частей дробилок и экономии электроэнергии на их привод дробление проводят в несколько стадий. При этом стремятся реализовать принцип «не дробить ничего лишнего», т.е. перед каждой стадией дробления проводят отсев мелочи, что предотвращает её бессмысленное пропускание через дробилки.
На обогатительных фабриках и металлургических заводах для дробления руд и других кусковых материалов наиболее часто применяют щековые, конусные, валковые и молотковые дробилки.

Рис. 3. Ударная двухроторная дробилка одностороннего вращения.

Рис. 4. Дробилка ККД с неподвижной осью.

Рис. 5. Молотковая дробилка с подвижными стенками

К основным процессам измельчения относятся: измельчение в барабанных вращающихся и вибрационных мельницах. Выбор типа измельчительного аппарата зависит от физических свойств (прочности, вязкости, хрупкости и др.) и крупности исходного материала, требуемой степени его измельчения и раскрытия сростков, гранулометрического состава измельчённого продукта, необходимой производительности.

Степень измельчения устанавливается в зависимости от следующих основных факторов:
А) от твёрдости и крепости руды;
Б) от производительности мельниц;
В) от степени извлечения золота и серебра;
Г) от повышения расхода реагентов;
Д) от объёма затрат на дополнительное измельчение.
Производительность мельниц ММС по исходному питанию и по классу –0,074 мм зависит от следующих факторов:
1. Крепость и крупность исходной руды.
2. Плотность пульпы.
3. Степень заполнения барабана мельницы.
4. Величина шаровой загрузки, размер шаров и их качество.
5. Площадь живого сечения и размер щели разгрузочной решетки.
Увеличение крупности и крепости руды приводит к перегрузу мельницы и снижению ее производительности. При поступлении мелковзорванной руды производительность увеличивается как по исходному питанию, так и по классу –0,074 мм, что приводит к снижению удельных расходов шаров и электроэнергии. Повышение плотности пульпы в мельницах выше регламентируемой ведет к увеличению вязкости пульпы и затруднению ее разгрузки. Снижение плотности приводит к увеличению скорости движения пульпы и, соответственно, к снижению времени пребывания рудных тел в мельнице. При этом эффективность измельчения падает, производительность снижается. Оптимальной степенью заполнения барабана ММС рудой и мелющими шарами считается 3540%. Увеличение степени заполнения приводит к перегрузу мельницы, снижение – к недогрузу, что ведет к снижению производительности. Размер щели разгрузочной решетки ММС – 20 мм.

Рис.6. Схема мельницы мокрого самоизмельчения.

1- барабан; 2 и 12- торцевая крышка; 3- горловина торцевой крышки; 4- спираль; 5- загрузочная цапфа; 6- лифтёр; 7- решётка; 8- разгрузочная цапфа; 9- зубчатый венец; 10- бутара; 11 – обратная спираль.

Получение материала с определённой крупностью частиц требует проведения обязательной гранулометрической сортировки поступающего на измельчение материала или уже измельчённого продукта. В технологии обогащения руд сортировку материалов по крупности проводят грохочением или гидравлической классификацией.

Грохочением называется процесс разделения сыпучих материалов с размером частиц крупнее 1-2 мм на классы крупности просеиванием через одно или несколько сит. Материал, поступивший на грохочение, называется исходным, оставшийся на сите – надрешётным (верхним) продуктом, а прошедший через отверстия сит – подрешётным (нижним). Эффективность грохочения выражается отношением массы подрешётного продукта к общей массе нижнего класса в исходном материале.
Применяющиеся на практике устройства для грохочения делят на неподвижные (колосниковые) и подвижные грохоты. Основной рабочей частью любого грохота является решёта. Колосниковые грохота устанавливаются горизонтально или под углом 45⁰, обеспечивающим самотек материала. их применяют для грохочения крупного материала. размеры отверстий между колосниками составляют не менее 40-50 мм. Эффективность грохочения на колосниковых грохотах не превышает 60-70%.
Классификацией называется процесс разделения минеральных частиц, основанный на их различной скорости осаждения в воздушной или водной среде. В отличие от грохочения классификация применима для сортировки только сравнительно мелких материалов с размером частиц не более 3-4 мм.
На обогатительных фабриках классификацию измельчённых руд осуществляют преимущественно в водной среде. В этом случае разделение частиц по крупности происходит в результате различий в скоростях их осаждений в движущемся потоке воды. Скорость осаждения частиц в водной среде в первую очередь зависит от их размера и плотности; крупные и тяжёлые частицы оседают быстрее, чем мелкие и лёгкие. Кроме того, скорость осаждения частиц может зависеть от вязкости и плотности среды.
Продуктами классификации являются слив, представляющий собой механическую взвесь мелкой фракции исходного материала в воде, и пески, в которых концентрируются осаждённые более крупные частицы. Разделение частиц в гидравлических классификаторах проводят в горизонтальном или восходящем потоке воды или под действием центробежной силы. В соответствии с этим все аппараты для классификации мелких материалов делятся на механические классификаторы различных конструкций и гидроциклоны.
При классификации в горизонтальном потоке траектория движения частиц определяется сложением скоростей их движения по действием движущейся жидкости и силы тяжести. В результате этого лёгкие частицы будут выносится потоком, а более крупные оседать в отстойной камере.
При классификации в восходящем потоке в слив будут выносится частицы, скорость падения которых не превышает вертикальной скорости потока. По принципу осаждения более тяжёлых частиц в восходящем потоке воды работают камерные и конические классификаторы. Для классификации измельчённых руд в настоящее время используют спиральные механические классификаторы и гидроциклоны.
Требования к подготовке шихты. Цветная металлургия является одной из наиболее материалоёмкой, а также топливо- и энергоёмких отраслей промышленности. В себестоимости продукции в среднем по цветной металлургии затраты на сырьё, основные и вспомогательные материалы составляют ~ 61-62%, на топливо и энергию ~ 11-12 %. Таким образом на долю этих статей себестоимости приходится ~ 75% общих затрат.
Наиболее материалоёмкими подотраслями цветной металлургии являются твёрдосплавная (~80% от общих затрат), медная (~ 70%) и свинцово-цинковая (~64%), а самой энергоёмкой – алюминиевая.
По этой причине качественная подготовка исходного сырья к металлургической переработке оказывает решающее влияние на конечные технико-экономические показатели металлургического передела.
В металлургическую переработку, как правило, поступает не один конкретный металлосодержащий материал, а смесь разных сортов рудного сырья с флюсами и оборотами. Смесь поступивших в переработку материалов (без топлива) называется шихтой.
Общие требования к качеству металлургических шихт сводятся к следующему:
1) постоянство химического состава;
2) однородность по химическому, минералогическому и гранулометрическому составам;
3) оптимальная крупность компонентов шихты;
4) оптимальная влажность.
Работа металлургических агрегатов на постоянных, устойчивых режимах возможна только при постоянной, оптимальной по составу шихте. На современных металлургических предприятиях, где ежесуточно перерабатывается сотни и даже тысячи тонн исходных материалов, это требование обеспечивается равномерностью подачи сырьевых материалов и хорошим смешиванием шихтовых компонентов друг с другом.
Оптимальная крупность перерабатываемой шихты определяется видом применяемого процесса и его требованиями. Так, для шахтной плавки требуется кусковая и прочная шихта крупностью 50-100 мм, а в отражательных печах необходимо плавить шихту размером частиц не более 2-5 мм. Гидрометаллургическая технология и некоторые автогенные процессы требуют очень мелкой шихты с крупностью зёрен до 70-100 мкм.
Влажность поступающей шихты также является функцией технологии. Так, гидрометаллургические переделы допускают повышенную влажность исходных материалов, тогда как в отражательных печах можно плавить шихту с влажностью до 5-8%, для плавки в электрических печах содержание влаги должно быть снижено до 3% и менее, а плавка во взвешенном состоянии требует удаления влаги до 0,1-0,3%.
окускование мелких материалов. Окускование мелких материалов проводят окатыванием, брикетированием или агломерацией.
Окатыванием называется процесс укрупнения мелких фракций руд, концентратов и порошков, при которой материал скатывается в шариковидные почти геометрически правильные прочные окатыши, сохраняющие свою форму и размеры при дальнейшей переработке.
Окатывание – сравнительно новый метод окускования. Сейчас этот метод используют на предприятиях многих отраслей промышленности. Преимуществом процесса является более высокая производительность при меньших капитальных и эксплутационных затратах.
Технологическая схема окатывания включает следующие три операции: подготовка материалов к окатыванию, собственно окатывание и упрочнение сырых гранул.
Первая операция предусматривает измельчение исходных материалов. Подготовку их по гранулометрическому составу. Увлажнение или подсушку и тщательное перемешивание компонентов шихты. Решающее влияние на результаты окатывания оказывает влажность исходной шихты. Оптимальная влажность при окатывании колеблется в пределах 6-12%.
Окутывание осуществляют в барабанных или чашевых грануляторах.
Брикетированием – называется процесс окускования путём прессования рыхлых и пылевидных материалов в куски правильной и однообразной формы – брикеты.
Придаваемая брикетам прочность обусловливается либо воздействием сил молекулярного сцепления в результате сближения отдельных частиц при прессовании, либо действием связующих веществ, обеспечивающих необходимое сцепление частиц. Поэтому по характеру связывания частиц различают брикетирование без добавок связывающих и брикетирование с применением неорганических и органических веществ. В качестве неорганических связывающих используют известь, глину и др. К числу органических веществ относятся смолы и т.п.
Перед прессованием исходные материалы подвергают подготовительным операциям: подсушке или увлажнению, измельчению, гранулометрической классификации, перемешиванию со связующими веществами и т.д. Для брикетирования рудного сырья в цветной металлургии наибольшее распространение получили валковые и штемпельные прессы.
Валковый пресс имеет два металлических вальца, вращающихся навстречу друг к другу. На вальцы насажены сменные бандажи с углублениями по форме брикетов, изготовленные из высокопрочной стали. Прессуемый материал загружается сверху между вальцами. При вращении вальцов углубления совмещаются и шихта попавшая в них, прессуется в брикет. Брикетирование на вальцовых прессах проводят при давлении 5-10 МПа. Полученные брикеты падают на наклонный грохот, для отделения мелочи и направляется в металлургический передел. Валковые прессы являются наиболее простыми и дешёвыми устройствами. Однако они имеют существенные недостатки: быстрый износ брикетных ячеек в бандажах, высокую чувствительность к составу и особенно к виду и содержанию связующих веществ; зависимость качества брикетов от колебаний влажности исходной шихты.
агломерацией называется процесс спекания мелкой руды или концентратов в прочный, кусковой, пористый материал. Спекание происходит за счёт частичного расплавления легкоплавких компонентов шихты, которые, смачивая куски более тугоплавкой породы, при последующем охлаждении сваривают их. Теплоту для нагрева и оплавления шихты при агломерации окисленных руд получают за счёт сжигания вводимого в шихту мелкого кокса. При агломерации сульфидных концентратов источником теплоты является горение сульфидов самой руды, причем одновременно со спеканием в этом случае происходит частичной или полный окислительный обжиг.
Горение топлива происходит за счёт кислорода дутья, которое просасывается или продувается через слой лежащей на колосниковой решётке шихты. Горючие компоненты шихты (топливо или сульфиды) вначале поджигаются на поверхности слоя шихты с помощью зажигательного горна. Горячие газы, пронизывая слой шихты, просушивают нижележащие слои шихты. Удаляющиеся пары воды создают в слое шихты поры, улучшающие его газопроницаемость. Затем шихта постепенно нагревается горючими газами до температуры воспламенения топлива, что способствует интенсификации процесса горения и резкому возрастанию температур.
СГУЩЕНИЕ . Сгущение – следующий после измельчения этап обработки пульпы. Оно состоит в частичном обезвоживании пульпы отстаиванием – осаждением твёрдых частиц на дно чана – сгустителя и сливом осветлённого раствора. В большинстве случаев в осевшем материале остаётся около 50% воды, что соответствует отношению Т:Ж = 1:1. Предел сгущения зависит от крупности, плотности, физико-химических свойств измельчённых частиц обрабатываемой руды.
НАЗНАЧЕНИЕ ПРОЦЕССА СГУЩЕНИЯ
1. Доведение плотности пульпы до необходимого значения перед сорбционным выщелачиванием.
2. Отделение воды и возврат ее в процесс рудоподготовки и обогащения.
3. Отделение крупного песка и щепы с возвратом их на измельчение.
Процесс сгущения происходит в сгустителях и разделяется на зоны:
1) зона осветленной жидкости;
2) зона свободного осаждения частиц;
3) зона уплотнения или сжатия;
4) придонная зона, в которой пульпа гребками дополнительно уплотняется и транспортируется к центру сгустителя для разгрузки сгущенного продукта.
На процесс сгущения влияют следующие факторы:
1) гранулометрический состав твердого в пульпе - тонкие частицы осаждаются медленнее;
2) минералогический состав - трудно сгущаются глинистые породы типа каолина;
3) температура - с повышением температуры снижается вязкость жидкой фазы пульпы и усиливается действие применяемых реагентов, что в итоге увеличивает скорость сгущения.

Лекция №10. Основы процессов обогащения.

План.

1. Гравитационные и флотационные методы обогащения.
2. Магнитные методы обогащения.
3. Специальные методы обогащения.

Для обогащения руд благородных металлов возможно применение нескольких принципиально отличающихся методов разделения минералов. В основе механических способов обогащения лежат различия некоторых физических свойств минералов руды: смачиваемости водой, плотности, крупности, цвета и блеска, магнитной восприимчивости.

Основными методами обогащения, нашедшим наиболее широкое применение в металлургии, являются флотация и гравитация. Из других методов обогащения, используемых для обработки руд благородных металлов, следует назвать ручную рудоразборку, магнитную и электростатическую сепарацию. Гравитационные методы обогащения, широко используемые при первичной обработки руд, основаны на различиях в плотности, крупности и форме разделяемых минералов, вызывающих различный характер их движения в среде под действием сил тяжести или центробежных сил и сил сопротивления среды. В качестве сред гравитационного обогащения полезных ископаемых используется вода, воздух, тяжёлые жидкости. Среды характеризуются плотностью, вязкостью, предельным сопротивлением сдвигу, устойчивостью, которые влияют на скорость перемещения разделяемых частиц, эффективность их разделения и используются в обогатительных аппаратах. Расслоение зёрен достигается по одному из разделяемых признаков путём гидро- и аэродинамических воздействий на минеральную смесь. В качестве разделяемых признаков могут служить: скорости движения зёрен в пульсирующим потоке жидкости; скорости движения зёрен в струе жидкости, текущей по наклонной плоскости; скорости движения зёрен в центробежном поле потока жидкости.
При классификации гравитационных методов обогащения различают следующие процессы обогащения:
- в тяжёлых средах: тяжёлых жидкостях, тяжёлых суспензиях;
- в потоках постоянного и переменного направления: отсадка, противоточная сепарация и обогащение в центробежных концентратах;
- в потоках по наклонной плоскости: стационарных и подвижных механизированных шлюзах, струйных желобах и концентраторах, винтовых сепараторах и шлюзах, концентрационных столах и пневматических шлюзах.
В настоящее время на большинстве ЗИФ перерабатывают руды, в которых присутствуют сульфидные минералы. Золото в таких рудах частично ассоциировано с сульфидами, а частично находится в свободном состоянии. В большинстве случаев руды этого типа относятся к категории упорных.
На современных ЗИФ эти руды, как правило обогащают флотацией. Особенность флотации как метода извлечения золота – это возможность извлечь в концентрат золото не только свободное, но и находящееся в тесной ассоциации с сульфидами. Поэтому в большинстве случаев извлечение золото во флотационный концентрат бывает высоким, а хвосты флотации имеют низкое содержание золота и могут быть направлены в отвал.
Очевидно, что переработка полученного флотационного концентрата с целью извлечения из него золота значительно проще и дешевле, нежели аналогичная переработка всей массы руды. Если к тому же учесть, что значительная, а иногда и большая часть золота в получаемом концентрате относятся к категории упорного и требует специальных дорогостоящих приёмом извлечения, необходимость сокращения количества материала, подлежащего такой переработке, становится совершенно очевидной.
В отдельных случаях флотационное обогащение не позволяет сконцентрировать всё золото в золотосодержащем концентрате. Тем не менее, и в таких случаях применение флотации целесообразно, так как позволяет перевести в концентрат наиболее упорную часть золота, не извлекаемую обычными приёмами цианирования, гравитационного обогащения. Полученный флотационный концентрат подвергают специальной переработке, что значительно дешевле, чем перерабатывать, таким образом, всю массу руды. Золото из хвостов флотации доизвлекают цианированием.
При флотационном обогащении золотосодержащих руд одновременно происходит флотация сульфидных минералов и свободного самородного золота. Последнее, однако, обладает специфическими физико-химическими свойствами и для него требуется иные условия флотации, чем для сульфидов и других минералов.
При флотации золота и золотосодержащих сульфидов применяют различные реагенты. Назначением флотационным реагентов является направленной изменение поверхностной энергии на границе раздела фаз с целью изменения показателя флотируемости разделяемых минералов, числа и размера пузырьков воздуха, прочности пены. Прогресс в области флотационного обогащения в значительной мере определяется совершенствования реагентного режима, улучшением способов использования флотационных реагентов, разработкой и внедрением новых эффективных реагентов и их сочетаний.
Флотационные реагенты могут быть органическими или неорганическими соединениями, а также их растворами или смесями. Современная классификация предусматривает разделение флотационных реагентов в зависимости от их роли при флотации на следующие группы:
- собиратели: ксантогенаты (бутиловый, амиловый, этиловый). На поверхности золота собиратель закрепляется только после предварительного непродолжительного контакта с водой или воздухом. Плотность слоя собирателя резко возрастает с повышением концентрации кислорода в воде. При повышении концентрации кислорода не только уплотняется слой, но до известной степени увеличивается его прочность. При дальнейшем воздействии кислорода ксантогенат закрепляется на поверхности золота уже менее прочно и гидрофобизация поверхности золота снижается;
- пенообразователи, представляющие собой различные органические соединения, которые за счёт их адсорбции на поверхности раздела жидкость – газ облегчают диспергирование воздуха на мелкие пузырьки, препятствуют их слиянию и повышают прочность пены. В качестве пенообразователя при флотации используется сосновое масло, реагенты Т-66. Особое внимание уделяют пенообразованию при флотации малосульфидных руд. Если в руде мало сульфидов, то пена становится неустойчивой и флотация золота, особенно крупного, ухудшается.
- депрессоры, или подавители, к которым относят реагенты, понижающие флотируемость тех минералов, извлечение которых в пенный продукт нежелательно в данной операции. Во флотационной пульпе нередко присутствуют такие реагенты как цианид, сернистый натрий, щелочи, сернокислый натрий, медный купорос. В большей или меньшей степени они подавляют флотацию золота. Наиболее сильный подавитель – сернистый натрий. При концентрации его в растворе 0.1 г/л адсорбция ксантогената на поверхности золота полностью прекращается. Кроме того, сернистый натрий вступает в химическое взаимодействие с поверхностью золота, образуя сульфид Au₂S. В результате поверхность золотин гидрофилизируется и они теряют способность флотировать. Подавляющее действие цианида связано с его способностью растворять ксантогенат золота и сорбироваться на свободных или ранее занятых собирателям участках поверхности золота, подавляющее действие цианида возрастает в щелочной среде. Количество адсорбированннго на золоте ксантогената, а следовательно и флотируемость золота снижаются с повышением рН раствора. Однако степень снижения зависит от вида применяемой щелочи. Наиболее подавляюще действет известь; сода и особенно едкий натрий снижают флотируемость золота в меньшей степени. Подавление пустой породы достигается с помощью жидкого стекла и других реагентов;
- активаторы, к которым относят реагенты, способствующие закреплению собирателя на поверхности, флотации собирателя. В качестве активатора часто используют медный купорос. Последний улучшает флотируемость окисленных с поверхности золотосодержащих сульфидов;
- регуляторы среды , к которым относят реагенты, влияющие на процессы взаимодействия собирателей, депрессоров и активаторов с минералами. Основное назначение их состоит в регулировании ионного состава пульпы, процессов диспергирования и коагуляции тонких шламов. В кислой среде флотируемость свободного золота ниже, чем в нейтральной, что также связано с уменьшением адсорбции ксантогената с понижением величины рН раствора. Обычно флотацию золота и золотосодержащих сульфидов ведут при рН 7.5-8.5, используя в качестве регулятора среды соду.
Ко всем флотационном реагентам подвергаются следующие требования: селективность действия, стандартность качества, дешевизна и недефицитность, удобство в применении.
Схемы и режимы флотационного обогащения зависят от вещественного состава руд и отличаются большим разнообразием. Однако в схемах флотации золотосодержащих руд есть общие черты. Так, при обработке почти всех типов руд используют стадиальную флотацию (чаще всего две стадии). Применение стадиальной флотации позволяет уменьшить переизмельчение золотосодержащих сульфидов и тем самым повысить извлечение золота в концентрат.
Флотационное обогащение также применяется для попутного извлечения сопутствующих золоту ценных компонентов. Флотацию используют и для выделения из руды компонентов, мешающих цианированию (углистых веществ, минералов меди, сурьмы).
Для обогащения руд часто принимают так называемую пенную флотацию, при которой частицы одних минералов переводится на поверхность воды в слой минерализованный пены, а зёрна других остаются в пульпе.
В процессе пенной флотации одновременно участвуют три присутствующие в пульпе фазы – твёрдая, жидкая и газообразная. Они соответственно представлены мелкими зёрнами минералов перерабатываемой руды крупностью не более 0.1 мм, водой и пузырьками воздуха. В связи с этим на результаты флотации в первую очередь оказывают влияние свойства поверхностей контактирующих фаз и протекающие на границах их раздела физико – химические процессы. Важнейшим и обязательным условием для флотации является различная смачиваемость минеральных частиц водой. Твёрдые тела, в том числе и минералы, в естественном виде смачиваются водой по – разному. Одни из них смачиваются водой хорошо (гидрофильные), другие плохо (гидрофобные).
Флотация как метод обогащения основана на избирательном прилипании минеральных частиц, взвешенных в пульпе, к пузырькам воздуха.
Магнитные методы обогащения основаны на различии в магнитных свойствах разделяемых минералов, главным образом на различии в их магнитной восприимчивости. По величине удельной магнитной восприимчивости все минералы условно делятся на следующие группы:
1) сильномагнитные – магнетит и др.;
2) слабомагнитные – окислы, гидроокислы железа и марганца, пирротин и др.;
3) немагнитные – кварц, кальцит и др.
Чем больше различаются минералы по величине магнитной восприимчивости, тем легче осуществить их разделения в магнитном поле. Средой разделения минералов может быть вода или воздух. В соответствии с этим процесс называется мокрой или сухой магнитной сепарацией.
Все минералы по электропроводности делятся на три группы:
- проводники, обладающие удельным электрическим сопротивлением менее 10⁹ Ом*м (самородные металлы, графит, многие сульфидные минералы, магнетит и др.);
- полупроводники, обладающие удельным электрическим сопротивлением от 10⁹ до 10¹² Ом*м (боксит, сидерит, хромит и др.)
- непроводники, или диэлектрики, удельное сопротивление составляет более 10¹² Ом*м (алмаз, кварц и др.)
Электропроводность минералов складывается из объёмной и поверхностной составляющих. Чем больше разница в значениях общей электропроводности разделяемых минералов, тем лучше результаты электрической сепарации.
Гравитационными процессами обогащения называют такие, в которых разделение минеральных частиц, отличающихся плотностью, размером или формой, обусловлено различием в характере и скорости их движения в среде под действием силы тяжести и сил сопротивления. Обогащение в водной среде, применяемое в цехе-2 ГМЗ-2, относится к гравитационным методам обогащения. В зависимости от плотности минералы подразделяют на тяжелые (более 4000 кг/м), промежуточной плотности (2700-4000 кг/м³) и легкие (менее 2700 кг/м³). К наиболее легким минералам относится кварцит (плотность примерно 2650 кг/м³), к наиболее тяжелым - самородное золото (13000-19000 кг/м³), что позволяет эффективно разделять их гравитацией.
Группы частиц минералов определенной плотности, полученные при гравитационном разделении, называют фракциями. Всплывшие частицы называют легкой фракцией, утонувшие - тяжелой фракцией, а взвешенные - трудной фракцией.
Лекция №11. основы окислительного обжига.

ПЛАН.

1. Печи окислительного обжига.
2. Сущность проведения окислительного обжига.
3. Другие виды обжига.

Окислительный обжиг в пирометаллургии меди не является обязательным. В медной промышленности он встречается редко и применяется обычно перед плавкой на штейн высокосернистых, бедных по меди концентратов или руд. Применение обжига оправдано также при переработке медного сырья с повышенным содержанием цинка.

Целью окислительного обжига в пирометаллургии меди является частичное удаление серы и перевод части сульфидов железа в форму шлакуемых при последующей плавке оксидов. Это вызвано стремлением получить при плавке, проводимой в условиях незначительного окисления, штейны с содержанием не менее 25-30% Сu. Если при окислительном обжиге окислить все содержащиеся в шихте сульфиды, то обожжённый материал полностью будет состоять из оксидов. Штейна при плавке такого материала не получится. Полностью обожжённый концентрат или руду можно перерабатывать либо восстановительной плавкой на черновую медь, либо гидрометаллургическим способом.
Перед плавкой концентрата в отражательных или электрических печах обжиг проводится без расплавления шихты. Плавка в шахтных печах мелких руд или флотационных концентратов требует их одновременного окускования. В этих случаях частичный окислительный обжиг сопровождается спеканием шихты с получением обожжённого крупнокускового продукта – агломерата. Наряду с частичным окислением серы и железа в процессе окислительного обжига решаются задачи получения сернистых газов, пригодных для производства серной кислоты, перемешивания компонентов шихты и её термической подготовки. Медная шихта, поступающая в обжиговые печи, должна удовлетворять требованиям, предъявляемым к последующему процессу плавки на штейн заданного состава.
Окислительный обжиг медных концентратов проводят при 750-900⁰ С. При этих температурах окисление сульфидов проходит преимущественно с образованием оксидов. В общем виде горение сульфидов описывается уравнением:
2MeS + 3O₂ = 2MeO + 2SO₂ + Q ,
где, Q – тепловой эффект тепловой реакции.
При температурах не более 600-650⁰С стабильными являются сульфаты:
MeS + 2O₂ = MeSO₄,
Образование сульфатов перед плавкой на штейн нежелательно, так как это ведёт к снижению десульфуризации.
Верхний температурный предел ограничен тем, что при более высоких температурах может начаться плавление отдельных сульфидов и их наиболее легкоплавких эвтектик, что может привести к спеканию мелких частиц шихты. При обжиге порошка спекание недопустимо.
Процесс обжига состоит из следующих основных элементарных стадий: нагрева и сушки шихты, термической диссоциации высших сульфидов, воспламенения и горение сульфидов.
Нагрев шихтовых материалов сопровождается удалением влаги и происходит за счёт теплоты реакций окисления. После нагрева шихты до температуры ~ 350-400⁰С начинаются почти одновременно процессы диссоциации сульфидных минералов и их воспламенение.
Термическому разложению подвергаются только высшие сульфиды по реакциям:
FeS₂→ FeS + 1/2S₂
2CuFeS₂→ Cu₂S + 2FeS + 1/2S₂
2CuS → Cu₂S +1/2 S₂
Выделяющиеся пары серы сгорают в окислительной атмосферы печи по реакции: S + O₂ = SO₂.
При термическом разложении пирита половина атомов серы удаляется в газы, т.е. степень десульфуризации от разложения этого сульфида составляет 50%. В процессе окислительного обжига возможно также частичное разложение карбонатов, например: СаСО₃→ СаО + СО₂.
Окисление сульфидов начинается с их воспламенения. Под температурой воспламенения подразумевают температуру, при которой количество выделяющийся теплоты становится достаточным для начала интенсивного горения всей массы обжигаемого сульфидного материала. температура воспламенения отдельных сульфидов различна и зависит от их индивидуальных физико-химических свойств и тонины помола. При окислительном обжиге медных концентратов преимущественно окисляются сульфиды железа. Причиной этого является большее сродство к кислороду и меньшее сродство к сере, чем у меди.
Основными реакциями окислительного обжига медных концентратов являются:
2FeS + 3,5O₂ = Fe₂O₃ + 2SO₂ + 921000кДж;
2FeS + 5,5O₂ = Fe₂O₃ + 4SO₂ + 1655000кДж;
2CuFeS₂ + 6O₂ = Fe₂O₃ + Cu₂O + 4SO₂;
При обжиге возможно также окисление сульфидов меди по реакции
Cu₂S +1/2O₂ = Cu₂O + SO₂ + 38435 кДж.
Однако вследствие большого сродства меди к сере она вновь сульфидируется по обменной реакции
Cu₂O + FeS = Cu₂S + FeO + 168060 кДж.
Cu₂O фактически в огарке не будет.
Все реакции окисления сульфидов и элементарной серы экзотермичны. Выделяющиеся в условиях обжига медных концентратов теплоты, как правило, более чем достаточно для самопроизвольного протекания обжига, который является типичным автогенным процессом.
При взаимодействии кислорода с каким-либо сульфидом на поверхности его зерна образуется оксидная плёнка. Скорость роста плёнки оксидов будет зависеть от количества подводимого к реакционной поверхности кислорода и скорости его диффузионного проникновения внутрь окисляемой частицы. Для ускорения процесса окисления нужен интенсивный массообмен в газовой фазе, обеспечивающий удаление от поверхности твёрдых частиц продукта реакции – сернистого ангидрида, а следовательно, облегчённый подвод к частице окислителя. Более крупные частицы будут окисляться медленнее. При недостаточной продолжительности обжига внутри окисляемой частицы может сохраняться сульфидное ядро.
Продуктами окислительного обжига медных концентратов являются огарок, газы и пыль.
Минералогический состав огарка будет резко отличаться от состава исходного концентрата. Получающийся огарок характеризуется наличием в нём наряду с сульфидами оксидов и практически полным отсутствием высших сульфидов.
Основным способом обжига медных концентратов в настоящее время является обжиг в кипящем слое (КС). Сущность обжига в КС заключается в том, что через слой концентрата (шихты) продувается восходящий поток воздуха или обогащённого кислородом дутья с такой скоростью, при которой все зёрна исходного материала приходят в непрерывное возвратно-поступательное движение, похожее на кипящую жидкость, что и послужило основанием, для названия этого процесса.
Механизм образования КС сводится к следующему. Если через слой сыпучего материла продувать снизу газ, слой сначала будет разрыхляться, а при определённой скорости подачи дутья приобретает основные свойства жидкости – подвижность, текучесть, способность принимать форму и объём вмещающего сосуда. Такое состояние сыпучего материала называется псевдожидким или псевдоожижённым. Оно наступит при определённой критической скорости газового потока w_min, при которой подъёмная сила газового потока будет равной общей массе твёрдого материала. при дальнейшем увеличении расхода дутья до второй критической скорости w_max объём (высота) слоя сохранит примерно постоянное значение. Режим дутья от w_min до w_max отвечает области псевдоожижения. В этих условиях частицы обжигаемого материала поднимаются струйками газового потока на некоторую высоту, а затем падают, витая в пределах КС. При повышении скорости дутья выше w_max объём сыпучего материала начинает резко увеличиваться. Шихта принимает взвешенное состояние, что сопровождается интенсивным пылевыносом обжигаемых частиц. При обычных режимах обжига в КС пылевынос составляет 20-30% от массы исходной шихты.
Независимо от конструкции любая обжиговая печь имеет ряд обязательных узлов и деталей: вертикальную шахту со сводом, под с соплами, воздухораспределительные камеры, загрузочное окно с форкамерой, разгрузочное устройство и газоход. Места загрузки и разгрузки обычно располагаются на противоположных сторонах печи. Рабочая камера выполнена в виде металлического кожуха, футерованного изнутри шамотным кирпичом и покрытого снаружи слоем теплоизоляционного материла. Свод печи изготовлен из огнеупорного кирпича. Под печи представляет собой устройство, обеспечивающее равномерное распределение подаваемого в слой обжигаемого материала воздуха и предотвращающее провал мелкого материала в воздушные камеры. Обычно он выполняется из жаропрочного бетона с отверстиями для установки воздухораспределительных сопел колпачкового типа. Сопла располагаются равномерно по всей площади пода в шахматном порядке с расстоянием между рядами 200-300 мм. Число сопел на 1м² пода колебляется от 30 до 50 шт.
Загрузку шихты осуществляют в форкамеру, имеющею повышенную плотность размещения сопел. Обжигаемый материал может подаваться с любым содержанием влаги вплоть до пульпы. Огарок разгружают обычно через сливной порог, высота размещения которого определяет уровень КС.
При окислительном обжиге сульфидных материалов в КС, выделяется большое количество избыточной теплоты, в результате чего может недопустимо повыситься температура в слое обжигаемого материала. для отвода избыточной теплоты непосредственно в КС вводят холодильники трубчатового типа или холодильники- змеевики.
Обжиг в КС является самым высокопроизводительным обжиговым процессом. Это обусловлено высокоразвитой удельной поверхности контакта твёрдой и газообразной фаз. Производительность печей КС по концентрату в 4-5 раз выше, чем при обжиге в механических многоподовых печах. Конструкция обжиговых печей КС очень проста, а их работа легко поддаётся механизации и автоматизации.

Лекция №12. основы процесса плавки на штейн

ПЛАН.

1. Аппаратурное оформление процесса плавки на штейн.
2. Роль флюсов при плавки на штейн.
3. Основные реакции плавки на штейн.

Существует много разновидностей плавки медных руд и концентратов на штейн, отличающихся как технологическими особенностями, так и аппаратурным оформлением. Широкое распространение до настоящего времени в медном производстве методом плавки на штейн имеет плавка в отражательных печах, пригодная для переработки только мелких материалов. Близким аналогом отражательной плавки является плавка в электрических (руднотермических) печах. До настоящего времени сохранил своё практическое значение самый старый способ переработки медных руд – плавка в шахтных печах.

Плавку медных концентратов на штейн в отражательных печах начали применять в конце XIX столетия в связи с привлечением в металлургическую переработку всё более бедных руд и развитием методов их предварительного обогащения. Отражательные печи пригодны для переработки лишь мелких материалов и являлись в своё время наиболее подходящими плавильными аппаратами для плавки на штейн тонкодисперсных флотационных концентратов.
Основной целью плавки на отражательных печахКак и любого другого вида плавки медных концентратов на штейн, является расплавление шихты с получением двух жидких продуктов – штейна и шлака. При этом ставятся задачи как можно полнее перевести в штейн медь и ряд других ценных компонентов, а пустую породу ошлаковать.
Сущность отражательной плавки заключается в том, что загруженная шихта плавится за счёт теплоты сжигания углеродистого топлива в горизонтально расположенном рабочем пространстве печи. Факел, образующийся при горении топлива, располагается над поверхностью расплава. При плавке влажных и подсушенных концентратов загруженная шихта образует откосы вдоль боковых стен печи; при плавке огарка она растекается по поверхности зеркала шлакового расплава. Шихта и поверхность расплава в отражательных печах нагреваются за счёт непосредственного лучеиспускание факела горячих топочных газов и тепловых лучей, отражённых от внутренней поверхности свода. Участие свода в передаче теплоты отражением теплового излучения послужило причиной названия печей отражательными.
Передача теплоты внутри слоя шихты может осуществляться только за счёт теплопроводности. Отсутствие в отражательных печах массообмена внутри расплава также предопределяет перенос теплоты в нижние слои расплава только за счёт теплопроводности. При этом следует иметь в виду, что теплопроводность шихты и шлакового расплава низкая. Нагрев шихты, лежащей на поверхности откосов, за счёт теплоты, излучаемой факелом, сопровождается сушкой материала и термической диссоциацией высших сульфидов и других неустойчивых соединений. По мере нагрева в поверхностных слоях шихтовых откосов начинают плавиться легкоплавкие составляющие шихты. Образующийся при этом первичный расплав стекает по поверхности откосов, растворяет в себе более тугоплавкие компоненты и попадает в слой шихтового расплава. С этого момента фактически начинается разделение шлаковой и штейновой фаз; капли оксидной фазы растворяются в общей массе шлака, имеющегося постоянно в печи, а капли штейна проходят через слой шлака и образуют в нижней части ванны самостоятельный штейновый слой. Скорость отстаивания капель штейна будет тем выше, чем больше их размеры. Очень мелкие штейновые включения в условиях отражательной плавки далеко не полностью успевают отстояться за время пребывания расплава в печи (10-14 ч) и выносятся со шлаком.
При переработке в отражательной печи обожжённых концентратов, уже прошедших термическую подготовку, механизм плавки будет иным. Частицы огарка, растекаясь по поверхности шлаковой ванны, контактируют с ней, в результате чего оксидные плёнки на частицах растворяются в шлаке, а сульфидные зёрна оседают на дно расплава, образуя штейн. При плавке сырых концентратов основными химическими процессами являются разложение высших сульфидов железа с магнетитом, поступающим в печь с оборотным конвертерным шлаком, по реакции:
FeS + 3Fe₃O₄ + 5SiO₂ = 5(2FeO• SiO₂) +SO₂
Суммарная десульфуризация в этом случае обычно составляет 45-55%. Плавка огарка сводится главным образом к химическому взаимодействию между оксидами и сульфидами. Основными в этой плавке являются реакции:
Cu₂O + FeS = Cu₂S + FeO;
10Fe₂O₃ + FeS = 7Fe₃O₄ + SO₂
а также взаимодействие FeS c Fe₃O₄ в присутствии кремнезёма.
Десульфуризация при плавке обожжённых медных концентратов не превышает 20-25%. Отражательная печь для плавки медных концентратов – плавильный агрегат с горизонтальным рабочим пространством. Внутренние размеры современных отражательных печей следующие: длина 28-35 м, ширина 6-10 м, высота от свода до пода 4-4,5 м. Площадь пода таких печей колеблется от 180-350 м².
Конструктивно отражательная печь состоит из фундамента, стен, подины, свода, каркаса, устройств для загрузки шихты и выпуска продуктов плавки, горелок (форсунки) для сжигания топлива. Фундамент изготовляют из литого шлака, бетона, кирпича. На фундаменте размещена наварная лещадь. Наварку проводят оплавлением кварцевого песка на нескольких слоях строительного и огнеупорного кирпича. Лещадь может быть полностью выложена из динасового кирпича. Стены выкладывают из хромомагнезитого, магнезитового или магнезитохромитого кирпича толщина стен в верхней части печи составляет 0, 5-0,6 м, а у лещади 0, 75-1 м. Для придания кладке механической прочности её скрепляют металлическим каркасом, состоящим из ряда колонн и тяг.
Срок службы стен отражательных печей зависит от способа загрузки шихты и её качества. При плавке (сырой) шихты вдоль боковых стен печи образуются устойчивые шихтовые откосы, которые защищают кладку от быстрого разрушения. Стойкость стен из огнеупорных кирпичей можно повысить путём установки наружных или закладных кессонов, размещаемых обычно на уровне зеркала расплавленной ванны. Ответственейшим элементом конструкции отражательных печей является свод. По конструктивному исполнению своды отражательных печей бывают арочными, подвесными и распорно-подвесными. Арочные своды применяют при небольшой ширине печи. Для отражательных печей большой ширины применяют только подвесные или распорно -подвесные своды. Подвесной свод делают плоским или трапециевидным. Для монтажа свода на несущих конструкциях каркаса печи устанавливают швеллерные балки, к которым с помощью тяг подвешивают кирпичные блоки.
Распорно – подвесные своды, так же как и подвесные, собирают из отдельных блоков, подвешенных на арках дугообразной формы.
Продуктами отражательных плавки являются штейн, шлак, пыль и газ. Выпуск и удаление их осуществляются через специальные устройства.
Отражательные печи являются пламенными. Для создания в печи необходимых температур сжигают топливо. Газ или угольную пыль сжигают с помощью горелок, а мазут – в форсунках. Наиболее распространённым в настоящее время топливом для отражательных печей является природный газ. К числу недостатков газообразного топлива следует отнести лишь образование при его горении несветящегося пламени с малой излучающей способностью. Для подсветки пламени при сжигании природного газа в горелках одновременно распыляют мазут.
Отражательная плавка отличается очень высокой универсальностью; она пригодна для переработки многих видов флотационных концентратов в широком диапазоне их составов. Однако она имеет и недостатки, главными из которых являются:
1) самая низкая из всех плавильных процессов удельная производительность;
2) высокий расход углеродистого топлива для плавки сульфидных материалов, которые сами являются топливом;
3) низкий тепловой к.п.д.;
4) невозможность регулирования состава получаемых штейнов;
5) трудности использования бедных серусодержащих газов, что приводит к загрязнению окружающей среды;
6) низкая степень комплексности использования сырья;
7) высокий расход дорогостоящих огнеупоров.
Близким аналогом отражательной плавки сульфидных материалов является плавка в электрических печах или руднотермическая плавка. Руднотермическая плавка отличается от отражательной плавки методом нагрева – при электроплавке шихта плавится за счёт теплоты, выделяющейся при пропускании электрического тока через шлаковой расплав. По сравнению с отражательной руднотермическая плавка имеет несколько более высокую удельную производительность, меньше потери теплоты, с отходящими газами вследствие небольшого объёма отходящих газов и их низкой температуры, более высокий тепловой эффект к.п.д. возможность перерабатывать тугоплавкую шихту вследствие большого перегрева расплавов, меньше потери меди со шлаками.
Шахтная плавка медных руд является наиболее старым способом плавки на штейн. Применительно к переработке медных руд и концентратов возможны четыре разновидности шахтной плавки: восстановительная, пиритная (окислительная), полупиритная и усовершенствованная пиритная или медно – серная. В современной металлургии меди сохранили своё практическое значение при переработке рудного сырья только два последних метода. При восстановительной плавке .пригодной для переработки окислительного или вторичного сырья, вся необходимая для процесса теплота получается за счёт сжигания кокса, расход которого составляет не менее 15% от массы твёрдой шихты.
Пиритная плавка может протекать полностью за счёт теплоты от окисления самой сульфидной шихты. Пиритная плавка, пригодная для переработки только высокосернистых руд, содержащих не менее 75% пирита, в чистом виде потеряла своё практическое значение. В тех случаях, когда сульфидов в исходной шихте не хватает для автогенного ведения шахтной плавки, недостаток теплоты компенсируют сжиганием углеродистого топлива. Такой вид шахтной плавки ,при которой теплота получается как от горения сульфидов, так и от сжигания топлива, получил название полупиритной. Полупиритным способом можно плавить богатую кусковую руду или агломерат, полученный агломерирующим обжигом флотационных концентратов. Шахтная плавка является сравнительно дешёвым технологическим процессом. Для её осуществления требуется мало огнеупоров; применяются простые и дешёвые конструкции печей. Достоинствами этого вида плавки являются пригодность процесса для малых масштабов производства, так как шахтные печи могут быть построены любой длины, и высокая удельная производительность. Ограниченность применения шахтной плавки обусловлена почти полным отсутствием пригодного для этого вида плавки рудного сырья и низкой степенью комплексности его использования.
Шахтная плавка проводится в плавильных агрегатах с вертикальным рабочим пространством, похожим на шахту. (рис5.)

Рис 7. Шахтная печь.
Лекция №13. основы процесса конвертирования

ПЛАН.

1. Продукты процесса конвертирования.
2. Конструкция и принцип работы конвертерных печей.
3. Химизм процесса конвертирования.

Медные штейны, содержащие в зависимости от состава исходного рудного сырья и вида применяемого процесса плавки от 10..12 до 70..75% Cu, повсеместно перерабатывают методом конвертирования. На конвертирование .кроме штейна, в расплавленном или твёрдом состоянии поступают богатые медью обороты, кварцевый флюс и другие материалы.

Медные штейны состоят в основном из сульфидов меди и железа. Основная цель процесса конвертирования – получение черновой меди за счёт окисления железа и серы и некоторых сопутствующих компонентов. Благородные металлы практически полностью остаются в черновом металле. Вследствие экзотермичности большинства реакций конвертирование не требует затрат постороннего топлива, т.е. является типичным автогенным процессом.
Организационно процесс конвертирование медных штейнов делится на два периода. Первый период – набор сульфидной массы. В основе его лежит процесс окисления сульфидов железа и перевод образующихся при этом его оксидов в шлак. Преимущественное окисление сульфидов железа в первом периоде обусловлено повышенным сродством железа к кислороду по сравнению с медью. Обычно конвертирование медных штейнов проводят при температуре 1200-1280⁰С. Проведение процесса при низких температурах приведёт к насыщению расплава магнетитом в результате переокисления FeO. Чрезмерно высокие температуры ведения процесса способствуют быстрому разрушению футеровки конвертера. Содержание меди в конвертерных шлаках обычно составляет 1,5-2%. Вследствие высокого содержания меди конвертерные шлаки с целью обеднения либо возвращаются в оборот, либо подвергаются самостоятельной переработке.
Первый период процесса конвертирования носит циклический характер. Каждый цикл состоит из операций заливки медного жидкого штейна, загрузки кварцевого флюса и холодных присадок, продувки расплава воздухом, слива конвертерного шлака. Длительность каждого цикла в зависимости от состава исходного штейна составляет 30-50 мин. После каждой продувки в конвертере остаётся обогащённая медью сульфидная масса. Содержание меди в массе постепенно возрастает до предельной величины, отвечающей почти чистой полусернистой меди. Продолжительность каждого периода определяется, кроме содержания меди в штейне .количеством подаваемого воздуха, которое зависит в основном от размеров и состояния конвертера и организации работы. Коэффициент использования конвертера под дутьём в первом периоде составляет 70-80%. Остальное время тратится на слив шлака и на загрузку конвертера. По окончании первого периода и слива последней порции шлака в конвертере остаётся почти чистая полусернистая медь – белый штейн (70-80%Cu).
Второй период – получение черновой меди из белого штейна проводится непрерывно в течение 2-3 ч при подаче в конвертер только дутья. Химизм процесса во втором периоде описывается суммарной реакцией:
Cu₂S +O₂ → 2Cu + SO₂

Для конвертирования штейнов используют горизонтальные конвертеры. Конвертер представляет собой железный сварной кожух с торцевыми днищами, футерованный хромомагнезитовым кирпичом. Обслуживание конвертера осуществляют через горловину, находящуюся в средней части корпуса.

Продолжительность процесса конвертирования при прочих равных условиях определяется объёмом вдуваемого в конвертер воздуха, расход которого зависит от живого сечения всех фурм, т.е. от количества фурм и их диаметра. В современной практике медной промышленности используют горизонтальные конвертеры вместимостью по меди 40. 75, 80, 100 т. длина конвертеров 6-12м ,диаметр 3-4 м. Число фурм 32-62, диаметр 40-50мм.
Горизонтальные конвертеры – аппараты периодического действия. Основными рабочими положениями конвертера в зависимости от угла поворота вокруг горизонтальной оси являются: заливка штейна, продувка штейна, слив шлака, слив черновой меди. Газы. Образующиеся при продувке штейна, поступают через горловину в герметизированный напыльник, установленный над конвертером и далее – в газоходную систему.
Газы процесса конвертирования, содержащие до 4-4,5% SO₂, используют для получения серной кислоты.
Прямое использование черновой меди потребителями не допускается вследствие присутствуя примесей .ухудшающих электрические, механические и другие важнейшие свойства меди, и ценных элементов- спутников. Вся черновая медь подлежит обязательному рафинированию.
Рафинирование черновой меди по экономическим соображениям проводят в две стадии. Сначала медь от ряда примесей очищают методом огневого рафинирования, а затем – электрическим способом.
Лекция №14. основы автогенных процессов

ПЛАН.

1. Преимущества автогенных процессов плавки по сравнению с другими видами плавки.
2. Усовершенствование процесса автогенной плавки медных продуктов.

Наиболее распространенные до настоящего времени в металлургии меди технологические схемы и их аппаратурное оформление характеризуется многочисленными недостатками. Основным их недостатков следует считать многостадийность переработки рудного сырья, что приводит к размазыванию ценных компонентов по различным продуктам и полупродуктам технологии. В результате этого они не обеспечивают достаточной комплексности использования рудного сырья и высокого извлечения из него всех полезных составляющих. Кроме того, существующие пирометаллургические процессы .и в первую очередь рудные плавки, связаны с большими энергетическими затратами и способствуют сильному загрязнению окружающей среды. Многие из применяемых процессов можно назвать просто устаревшими, полностью не удовлетворяющими требованиям современности.

Одним из важнейших направлений научно- технического прогресса в цветной металлургии является внедрение в металлургическое производство ресурсосберегающих технологий и оборудования, обеспечивающих одновременно высокую степень комплексности использования сырья и надёжную охрану окружающей среды от вредных выбросов.
В понятие высокая степень комплексности использования перерабатываемого сырья в первую очередь включается максимально высокое извлечение всех его ценных составляющих: меди, никеля, цинка, кобальта, серы, железа, благородных металлов .редких и рассеянных элементов, а также обязательное использование силикатной части рудной массы. Когда переработке подвергаются сульфидные руды и концентраты, необходимо иметь в виду, что они обладают достаточно высокой теплотой сгорания, которую также необходимо использовать для технологических нужд. Использование его теплоты сгорания, должно также включаться в понятие комплексности использования природных материальных ресурсов.
Автогенными в металлургическом производстве называют технологические процессы, которые осуществляются за счёт внутренних энергетических ресурсов без затрат посторонних источников теплоты. При переработке сульфидного сырья автогенность пирометаллургического процесса достигается за счёт теплоты экзотермических реакций горения сульфидов перерабатываемой шихты и реакций шлакообразования. В качестве окислительного реагента может использоваться воздух, обогащённое кислородом дутьё или технологический кислород.
Идея использования принципа автогенности для переработки мелких флотационных концентратов плавкой на штейн возникла и впервые была опробована в начале 30-х годов и получила в дальнейшем достаточно широкое развитие во всём мире.
В основе любого автогенного процесса плавки сульфидных медных, медно- цинковых и других концентратов и руд лежат экзотермические реакции окисление сульфидов перерабатываемой шихты .и в первую очередь сульфидов железа.
Любая автогенная плавка является окислительным процессом. При его осуществлении степень десульфуризации можно менять в любых заданных пределах, изменяя соотношение между количествами перерабатываемого рудного сырья и подаваемого в печь с дутьём кислорода. Это позволяет в широком диапазоне варьировать составом получающихся штейнов в плоть до получения черновой меди.
Все автогенные плавки являются совмещёнными процессами. Они объединяют в одном металлургическом агрегате процессы обжига, плавки и частично или полностью конвертирования. Это позволяет наиболее рационально и концентрировано 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.
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 расплаве. При сжигании сульфидов в факеле мелкий хорошо высушенный концентрат вдувается в разогретое до высоких температур плавильное пространство вместе с кислородсодержащим дутьём. Сульфидные частицы, находясь во взвешенном состоянии .окисляются кислородом дутья и в зависимости от температуры частично или полностью расплавляются.
Образовавшиеся в факеле капли сульфидно-окисленного расплава падают на поверхность спокойной шлаковой ванны, где продолжаются основные физико- химические взаимодействия и превращения, включая процессы шлако- и штейнообразования и отстаивания. Элементарными стадиями автогенных процессов являются: плавление загруженной шихты и растворение её компонентов в первичном, хорошо перегретом сульфидно-окисленном расплаве .окисление сульфидов, процессы шлако- и штейнообразования. Последовательность их протекания в этом случае выделить невозможно. Фактически все они идут одновременно в определённом объёме расплава.
Шихту можно подавать как на поверхность расплава, так и вдуванием в него вместе с окислительным реагентом. Подаваемое в расплав дутьё обеспечивает его интенсивный барботаж, что способствует ускорению всех физико-химических процессов. Однако разделение и отстаивание жидких продуктов плавки в условиях интенсивного барботажа происходить не может; эта стадия плавки должна проводиться в отдельной зоне или в специальном аппарате.
К настоящему времени предложено большое количество технологических и аппаратурных вариантов автогенных плавок в расплавах. Среди них особый интерес представляют процесс плавки Ванюкова (плавка в жидкой ванне), разработанный в СССР, и зарубежные процессы – «Норанда» (Канада) и «Мицубиси» (Япония), внедрённые в промышленном масштабе.
В настоящее время к числу наиболее технологически и аппаратурно отработанных автогенных процессов относится плавка во взвешенном состоянии во всех её разновидностях.
Плавка во взвешенном состоянии на холодном воздушном дутье имеет очень напряжённый тепловой баланс и практически не возможна. Для устранения дефицита теплового баланса можно применять подогрев воздуха, обогащение дутья кислородом или использовать в качестве дутья технический кислород. Подогрев дутья позволяет ввести в плавильную печь дополнительно физическую теплоту, а применение обогащённого дутья или технологического кислорода сокращает потери теплоты за счёт уменьшения объёма горячих отходящих газов.
Плавка во взвешенном состоянии на подогретом и обогащённым кислородом дутье – кислородно-факельную плавку (КФП) – применяют в АГМК.
В печах КФП сухую сульфидную шихту сжигают в горизонтальном факеле, для чего на одной из торцевых стен печи установлены специальные горелки. Образовавшиеся при плавке капли сульфидно-оксидного расплава падают на поверхность шлаковой ванны, в которой происходит разделение жидких продуктов плавки и отстаивание штейна от шлака. На противоположной стороне печи могут быть установлены горелки для факельного сжигания в кислороде пиритного концентрата, что сопровождается образованием бедного по содержанию меди сульфидного расплав, служащего для промывки шлака с целью обеднения его медью. Обеднённый шлак содержит 0,6-0,65% Cu. При плавке получают штейн с 47-50% Cu. Газы плавильной и обеднительной зон удаляются через общий газоход, размещённый в центре печи. Они содержат до 80% SO₂ и используются для получения жидкого сернистого ангидрида или в производстве серной кислоты. Производительность печи составляет 10-12 т/м³• сутки. Плавка характеризуется выделением в самой печи большого количества избыточной теплоты, оказывающей сильное воздействие на конструкцию печи. Рациональное использование этой теплоты затруднено. Отвод избытка теплоты от стен, свода и газохода осуществляют с помощью водоохлаждаемых устройств.
Разработан новый способ и агрегат для комплексной переработки медных, медно-цинковых и коллективных концентратов, получивший название кивцэтного процесса (КИВЦЭТ).
Кивцэтная плавка – сокращённое название очень сложного по своей структуре пирометаллургического процесса. Это название расшифровывается следующим образом: кислородно-взвешанная циклонно-электротермическая плавка. Процесс основан на сочетании принципов взвешенной и циклонной плавок и рационального использования технологического кислорода и электроэнергии. Стадии обжига и плавки, разделение фаз, обеднения шлаков и при необходимости конденсации паров цинка протекают в одном объединённом агрегате.
В кивцэтном процессе тщательно высушенный до влажности менее 1% концентрат поступает в циклонную горелку сверху. Технологический кислород с большой скоростью подаётся в циклон тангенционально. Вследствие большой скорости дутья газы получают быстрое вращательное движение. При горении сульфидов в чистом кислороде в циклоне развиваются высокие температуры, шихта плавится, образуя тонкую вращающуюся плёнку на внутренней стенке камеры, в которой и протекают основные процессы плавки. Перегретый расплав стекает в отстойную камеру, где происходит разделение штейна и шлака. Шлаковый расплав по мере накопления в отстойной камере перетекает в электротермическую часть кивцэтного агрегата, где атмосфера восстановительная. Зона восстановления от окислительной зоны отделена перегородкой, погруженной в шлак, что предотвращает разбавление сернистых газов восстановителями. Восстановительная обработка шлака в электропечи позволяет отогнать цинк и частично свинец в возгоны, которые в виде парогазовой смеси направляются в конденсатор. Газы плавильной зоны после охлаждения и очистки от пыли поступают в сернокислотное производство. Удельная производительность кивцэтной печи составляет 3-5 т/м²• сут.
Основными достоинствами плавок во взвешенном состоянии и кивцэтного процесса, являются: использование для технологических нужд теплоты от сжигания сульфидов, высокая регулируемая степень десульфуризации и высокое извлечение серы в богатые по содержанию SO₂ газы. Недостатками являются: относительно низкая удельная производительность, возможность переработки только тонкоизмельчённых и сухих материалов.
Окислительные плавки в расплавах в значительной степени устраняют отмеченные недостатки. К настоящему времени уже предложено много различных вариантов, предусматривающих прямое получение черновой меди. В настоящее время получили промышленное применение в основном только три процесса: «Норанда», «Мицубиси», плавка в жидкой ванне.
Непрерывную плавку сухих медных концентратов по методу «Норанда» осуществляют в горизонтальном цилиндрическом поворотном аппарате длиной 21,3 м, диаметром 5,2 м. дутьё, обогащённое кислородом до 37%, вводят через фурмы, расположенные на участке загрузки шихты. При плавки получают штейн содержащий 70-75% Cu.
Процесс «Мицубиси» является непрерывной автогенной плавкой, предназначенной для прямого получения черновой меди. Все основные стадии технологии – плавку, конвертирование, обеднение шлаков проводят в трёх отдельных стационарных печах овальной формы. Промежуточные продукты непрерывно перетекают из одной печи в другую.
Процесс плавки Ванюкова – применяют при переработки медных, медно-никелевых, медно-цинковых и других концентратов тяжёлых цветных металлов. Для промышленного осуществления процесса Ванюкова предложено использовать печь шахтного типа. Оптимальная длина печей Ванюкова определяется потребной единичной мощностью агрегата и может изменяться от 10 до 30 м и более. Ширина печей с учётом возможностей дутьевых машин и свойств получающихся при плавке расплавов составляет 2,5-3 м; общая высота 6-6,5 м. отличительной особенностью печи Ванюкова является высокое расположение дутьевых фурм над подиной (от 1,5-2 м). характерной особенностью процесса плавки Ванюкова, отличающей его принципиально от всех рассмотренных ранее процессов, является то, что плавление шихты и окисление сульфидов происходит в объёме шлакового расплава, а не в штейне, продукты плавки при этом движутся в печи не в горизонтальном направлении, как это имеет место во всех известных методах плавки, а в вертикальном – сверху вниз.

Рис.8. Схема печи для плавки в жидкой ванне:

1 — шихта; 2 — дутье; 3 — штейн; 4 — шлак; 5 — газы; 6 — кладка печи; 7 — медные литые кес­соны; 8 — фурмы; 9 загрузочная воронка; 10 — аптейк; 11 — штейновый сифон; 12 шлаковый сифон
Лекция №15. Гидрометаллургические способы переработки исходного сырья.

ПЛАН.

1. Преимущества гидрометаллургических способов переработки по сравнению с пирометаллургическими.
2. Выщелачивание и экстракция металлосодержащих продуктов.

В настоящее время при переработке золотосодержащих руд на золотоизвлекательных фабриках (ЗИФ) применяются в большинстве случаев комбинированные технологические схемы, включающие в себя обогатительные, гидрометаллургические и пирометаллургические процессы в различном сочетании в зависимости от характера руд, их химического и минералогического состава, формы нахождения благородных металлов и технико-экономических условий работы предприятия.

Для извлечения из руд и концентратов мелкого золота наиболее широко применяются гидрометаллургический процесс цианирования, осуществляемый методами агитации или перемешивания пульп – для мелкоизмельчённого материала. В современной практике чаще всего используется агитационный процесс цианирования пульп с разделением их после выщелачивания золота и серебра твёрдую и жидкую фазы и последующим осаждением металлов из растворов цинковой пылью.
Традиционный фильтрационно - декантационный процесс цианирования пульп имеет ряд недостатков: 1) недостаточно полное извлечение золота и серебра из некоторых видов сырья, например, из руд, содержащих природные сорбенты (углекислые вещества, некоторые оксиды и сульфиды металлов), отдельных видов сульфидных мышьяковистых и сурьмянистых руд; 2) трудности переработки плохо фильтруемых и сгущаемых глинистых и шламистых руд; 3) большую энергоёмкость и высокую стоимость эксплуатаций фильтровального оборудования; 4) громоздкость фильтровально – сгустительного оборудования, требующего больших производственных площадей; 5) осложнение в процессе цементации золота и серебра цинком из растворов, содержащих значительное количество меди, мышьяка, сурьмы и сульфидной серы; 6) трудности получения достаточно высокой степени отмывки из кеков растворённого золота и серебра при высоком содержании их в цианистом растворе; 7) низкое качество конечного продукта, требующего переработки по сложной технологической схеме.
Для устранения отмеченных недостатков за последние 30-35 лет успешно внедряется в производство новое направление в технологии цианистого процесса- так называемое сорбционное цианирование. Это направление возникло и оформилось главным образом под влиянием успехов сорбционной технологии в гидрометаллургии урана и в ряде производств химической промышленности.
Сорбционное извлечение золота из руд является одним из гидрометаллургических процессов, основу которых составляет цианирование.
Сущность этого процесса заключается в том, что измельченный рудный материал, содержащий золото, приводится в соприкосновение с раствором цианида натрия, под действием которого золото из руды переходит в раствор. В присутствии кислорода растворение протекает по следующей реакции: