Pereosnastka.ru

Медные руды. Медные руды делятся на две основные группы: сульфидные руды, в состав которых медь входит в форме соединения с серой, и окисленные руды, в которые медь входит в форме окислов.

Медь изредка встречается в виде самородной металлической меди (99,9% Си) в смеси с пустой породой. Однако руды с самородной медью очень редки (лишь около 5% всех мировых месторождений меди), и в промышленности их значение невелико.

Сульфиды составляют около 80% всех мировых месторождений меди. Наиболее распространенные сульфидные руды, содержащие халькозин (медный блеск) Cu2S, халькопирит (медный колчедан) CuFeS2, борнит Cu3FeS3, ковеллин CuS.

Среднее содержание меди в промышленных рудах 1—2% минимальное 0,5%; руды, содержащие 3% меди и выше, считаются богатыми.

В состав пустой породы руд входят кварц, глинозем, барит, кальцит и различные силикаты.

В Советском Союзе основные месторождения медных руд находятся на Трале, в Казахстане, в Закавказье и Узбекистане.

Производство меди.

В настоящее время существует два способа переработки медных руд:
1) пирометаллургический способ — непосредственная плавка руд или плавка концентрата (продукта обогащения руды);
2) гидрометаллургический способ, при котором руда обрабатывается растворителем, переводящим медь в раствор и не действующим на другие составляющие руды; медь из растворов осаждается путем электролиза или химическим способом.

Переработка медных руд способом непосредственной плавки требует очень большого расхода топлива и флюсов, поэтому она невыгодна.

В настоящее время основная масса меди (до 80%) добывается плавкой медного концентрата (продукта обогащения руды), полученного путем флотации (разделения мелких частиц руды и пустой породы в результате их различной смачиваемости).

Медные концентраты подвергают окислительному обжигу и затем порошкообразные продукты обжига плавят в пламенных отражательных или электрических печах. Иногда концентраты брикетируют или спекают, тогда их плавят в штахтных печах. В результате плавки получают два жидких несмешивающихся продукта: внизу, на поду печи, штейн, поверх его — шлак, в который переходит вся пустая порода и значительная часть железа.

Таким образом, в основе пирометал-лургического способа лежит разделение жидких фаз.

Штейн представляет сложный расплав, содержащий сульфиды меди и железа (80—90%), шлак (4—5%) и сульфиды других металлов (никеля, свинца, цинка).

Переработка штейнов осуществляется в конвертерах, где через жидкий штейн продувают воздух, в результате чего сера выгорает, а железо переходит в шлак. Продуктами этой переработки являются черновая медь и конвертерный шлак. Черновая медь содержит 98,5—99,5% меди и до 1,5% различных примесей (никель, сурьма, сера, железо кобальт, алюминий, кислород и др., а также серебро и золото). Она подвергается огневому и электролитическому рафинированию.

Такова общая схема производства меди. Ознакомимся теперь с отдельными операциями этого процесса.

Прежде всего медную руду подвергают обогащению способом флотации с целью удаления большей части пустой породы и получения медного концентрата.

К измельченной (до зерен размером 0,05—0,5 мм) руде добавляют маслянистые вещества (минеральные и растительные масла), при этом крупинки сернистой меди покрываются масляной пленкой, что способствует последующему отделению их от пустой породы.

Подготовленная руда из бункера поступает в камеру флотационной машины (рис. 1). К машине, наполненной водой, по трубе 8 непрерывно подается воздух, который через отверстия в дне и ткань, покрывающую дно, поступает в ванну, и, встречая крупинки сернистой меди с масляными оболочками, покрывает их, в результате чего образуется пена, называемая пульпой. Пустая порода смачивается водой, оседает, собирается в нижней части машины и по мере накопления удаляется через отверстие. Вода подается по трубе. Пульпу выпускают через слив (показан пунктиром), а затем обезвоживают и сушат; при этом получают медный концентрат с большим содержанием меди (15-20%), чем в руде.

Медный концентрат подвергается обжигу с целью окисления железа, уменьшения содержания серы и удаления мышьяка, сурьмы и других примесей. Обжиг обеспечивает при последующей плавке получение штейна с достаточно высоким содержанием меди

В настоящее время обжиг осуществляется в многоподовых печах с механическим перегре-банием и в печах «кипящего слоя».

Печь с механическим перегре-банием имеет форму цилиндра диаметром 6—7 м и высотой 9— 10 м. Рабочее пространство печи разделено по высоте на отделения арочными перекрытиями из огнеупорного (шамотного) кирпича, причемобразуется несколько внутренних подов и один наружный.

Различные печи имеют 7, 10, 12 подов.

На рис. 2 приведена схема семиподовой обжиговой печи. В центральной части печи проходит медленно вращающийся полый стальной вал, к которому на уровнях каждого отделения прикреплено по два перегревателя с гребками. Воздух, необходимый для процесса, поступает в печь через центральный вал перегре-бателя и гребки. Зажигание шихты при пуске печи производится с помощью форсунок.

Шихта загружается на просушивающий верхний под, где высушивается и при помощи перегребателей постепенно подводится к загрузочным отверстиям, через которые поступает на первый под, там перегребается и через отверстия попадает на второй под и т. д.

Количество удаленной в результате окисления серы в зависимости от состава шихты, ее измельченности и других причин составляет от 30 до 75%.

Реакции окислительного обжига протекают с выделением большого количества теплоты, поэтому в большинстве случаев обжиг производится без затраты топлива. Отходящие газы содержат 4—7% сернистого ангидрида (S02), который частично окисляется до S03 и используется для получения серной кислоты. Обожженный концентрат называют огарком. Производительность многоподовых обжиговых печей составляет 250—350 т шихты в сутки.

В последние годы распространяется новый высокопроизводительный метод обжига концентратов — «в кипящем слое». На рис. 3 приведена схема печи для обжига «в кипящем слое». Измельченный концентрат через отверстие поступает в рабочее пространство печи. Воздух в рабочее пространство подается через отверстие, воздушную камеру и насадки. Регулированием давления воздуха достигают такого положения, что зерна концентрата, поступающие в рабочее пространство, не падают на подину и не поднимаются вверх, а подхватываются током воздуха и находятся во взвешенном состоянии. Поэтому в нижней части рабочего пространства образуется слой, похожий на кипящую вязкую жидкость. Этот слой называют «кипящим слоем», «взвешенным слоем», «вихревым слоем», и. т. п. Каждое зерно концентрата висит в воздухе и со всех сторон омывается им, поэтому окисление протекает значительно быстрее, чем в многоподовых печах, где зерна концентрата большую часть времени лежат слоем на поду печи и соприкосновение с кислородом воздуха имеют лишь верхние зерна. Обожженный концентрат (огарок) самотеком пересыпается через порог и выдается из печи для дальнейшей переработки.

Для нагрева отражательных печей используют мазут, природный газ, угольную пыль.

Загруженная шихта поступает в зону высоких температур (1400— 1500°) и сразу плавится.

Главные реакции процесса определяются сульфидами Cu2S, FeS и окислами Fe203 и SiOa, составляющими основную массу огарка.

Температура, нужная для образования шлака, составляет около 1100°, а для образования штейна 800—900°, поэтому тепловой режим печи определяется в первую очередь условиями шлакообразования.

Средняя суточная производительность современной отражательной печи колеблется в пределах от 700 до 2000 т твердой шихты при плавке обожженного концентрата. Иногда в отражательные печи загружают

необожженный концентрат, что приводит к уменьшению их производительности примерно в 2 раза.

Переработка медных штейнов на черновую медь производится в специальных конвертерах, в которых через жидкий штейн продувают воздух.

Наибольшее распространение имеют горизонтальные конвертеры (фиг. 5), устанавливаемые на роликах, Конвертер с помощью механизмов наклоняют для выпуска шлака и черновой меди. Заливку штейна производят через горловину. В огнеупорной магнезитовой футеровке имеются фурмы, через которые в рабочее пространство под давлением 0,8—1,2 ати подается воздух.

Приведенные реакции и их последовательность показывают, что железо и сера имеют большее сродство к кислороду, чем медь, которая поэтому энергично окисляется лишь во втором периоде плавки.

Производительность современных конвертеров от 30 до 75 т черновой меди за операцию.

Длительность процесса бессемерования медных штейнов составляет в среднем 10—12 час., но может доходить и до двух суток, что обусловлено наличием в штейнах большого количества серы и железа (до 80% по весу), которые в процессе бессемерования должны быть окислены.

Процесс идет за счет теплоты реакций окисления серы и железа. Эта теплота обеспечивает поддержание в конвертере температуры в первый период в пределах 1250—1350°,

Огневое рафинирование черновой меди производят для удаления различных примесей, ухудшающих механические свойства и электропроводность меди. Процесс огневого рафинирования протекает на поду отражательной печи (подобной печи для плавки на штейн), где черновая медь подвергается окислению воздухом, который вдувают через железные трубы в жидкую медь. Образующаяся при этом закись меди окисляет находящиеся в меди примеси, всплывающие в шлак. В дальнейшем раскисление меди (восстановление избытка закиси меди) производят обугленными деревянными шестами при перемешивании ванны (что способствует выделению из ванны растворенных газов), а также древесным углем, засыпаемым на поверхность ванны.

В печь загружают твердую или жидкую конвертерную медь. Емкость современных рафинировочных печей достигает 250—400 т меди.

Продолжительность рафинирования при загрузке в печь твердой меди составляет 16—26 час., а при загрузке жидкой меди — 10—14 час.

Электролитическое рафинирование меди производят с целью получения наиболее чистой меди (99,9% Си и выше) и попутного извлечения золота и серебра, которые почти всегда содержатся в конвертерной меди и при огневом рафинировании полностью остаются в меди. В настоящее время электролитическому рафинированию подвергают около 95% всей производимой в нашей стране меди.

Для электролитического рафинирования медь после огневого рафинирования отливают в анодные плиты. Последние помещают на специальных “подвесках в электролитической ванне, заполненной вод. ным раствором медного купороса с серной кислотой (около 200 г/л). Между анодными плитами в ванне находятся тонкие (0,6—0,7 мм) листы из чистой меди — катоды для осаждения на них электролитической меди. При включении ванны в электрическую цепь медь анодов растворяется в электролите и осаждается на катодах, а благородные

металлы и некоторые другие (например, селен, теллур) выпадают в шлам (осадок на дне ванны). Плотность тока, применяемого для электролитического рафинирования, составляет 100—200 а на 1 ж2 катодной поверхности. Напряжение ванны 0,3—0,35 в. Средний выход шлама составляет 0,2—0,5% от веса анодов. Шлам медного электролиза собирают и подвергают дальнейшей переработке с целью извлечения золота, серебра и других ценных металлов.

Продолжительность растворения анодов составляет в среднем 20—30 суток. Расход электроэнергии на тонну катодной меди 200—300 квт-ч.

По семилетнему плану (1959—1965 гг.) производство рафинированной меди увеличивается в 1,9 раза.

Читать далее:

Металлургия алюминия, магния и титана

• Металлургия алюминия, магния и титана
• Разливка стали
• Производство стали в электропечах
• Мартеновский способ производства стали
• Конвертерный способ производства стали