«Автогенные процессы цветной металлургии» Модуль 1. Теория автогенного плавления и окисления сульфидосодержащих шихт

Лекция 1. Общие сведения об автогенности

План 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:

2. Принцип работы печей для плавки на штейн 25

3. Тепловой и температурный режимы работы печей для плавки на штейн 25

4. Принцип работы печей для плавки на черновую медь 25

Принцип работы печей для плавки на штейн 26

Тепловой и температурный режимы работы печей для плавки на штейн 27

Принцип работы печей для плавки на черновую медь 32

2. Объяснить принцип работы печей для плавки на штейн 33

3. Объяснить тепловой и температурный режимы работы печей для плавки на штейн. 33

4. Описать принцип работы печей для плавки на черновую медь. 33

1. Теоретические основы процесса плавки в печи Ванюкова 46

2. Технология плавки 46

3. Конструкция печи Ванюкова 46

Теоретические основы процесса плавки в печи Ванюкова 46

Технология плавки 47

Характеристика отходящих газов 48

Конструкция печи Ванюкова 49

Строение печи 49

1. Объяснить теоретические основы процесса плавки в печи Ванюкова 51

2. Показать технологию плавки сырья. 51

3. Объяснить конструкцию печи Ванюкова 51

с последующим его разрушением сульфидом железа:

3Fe_d0₄ + 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 (700–800^ОС) – 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)As_3-2, хлоантит (Ni. Co)As_3-2, 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

Молибдит

В условиях карбонатной среды вместо молибдита образуется повеллит:

Ca(HCO₃)₂ + MoO₂ × SO₄ « CaMo0₄ + H₂S0₄ + 2CO₂

Повеллит

Если 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

Ковеллин

5FeS₂ + 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 рулы

Зона 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 Sb₂O_4*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, %

	Cu	Ni	Pb	Zn	Fe		S
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