Принцип работы печей для плавки на черновую медь

От плавки на штейн процессы получения черновой меди отли­чаются только тем, что при их протекании происходит полное окисление содержащихся в шихте серы и железа. До настоящего

времени многочисленные попытки получить черновую медь в пе­чах взвешенной плавки пока не увенчались успехом. Экспери­менты показали также, что существует принципиальная возмож­ность для реализации процесса непрерывного производства чер­новой меди в печах для плавки в жидкой ванне. Известна целая серия опытно-промышленных установок различного типа, работа­ющих по этому принципу. Однако в промышленных условиях опробована пока только одна печь для плавки на черновую медь (рисунок 2).

Рисунок 2. Схема печи для плавки на черновую медь

В конструктивном отношении печь напоминает конвертер и представляет собой заключенную в металлический кожух реакционную камеру цилиндрической формы 1 выложенную из основного огнеупорного кирпича. Ванна расплава наводится на подине печи, в центральной части которой имеется специальное углубление — копильник, где скапливается черновая медь, пери­одически выпускаемая из агрегата через шпуровое отверстие. Слева от копильника установлен ряд фурм для подачи газообраз­ного окислителя, справа в задней торцевой стенке печи располо­жена летка для выпуска шлака.

Технологические процессы в печи протекают по следующей схеме. Шихта, содержащая 28% S и 24% Си, в виде окатышей поступает в рабочее пространство печи через специальное загру­зочное устройство, установленное в ее передней торцевой стенке над ванной. Материал попадает в расплав, где интенсивно окис­ляется под действием дутья, подаваемого через фурмы. За счет выделившегося в результате протекания экзотермических реакций тепла происходит нагрев и расплавление шихты. Технологические газы удаляются через горловину, расположенную в центре печи над ванной.

Для отопления хвостовой части печи используется тради­ционное топливо, которое подается через горелки, установленные в ее задней торцевой стенке. Отходящие газы, представляющие собой смесь продуктов сгорания топлива и сульфидных матери­алов, содержат около 7 — 8% сернистого ангидрида. Пылевынос составляет примерно 5% от массы перерабатываемой шихты. Жидкими продуктами плавки являются черновая медь и богатый по меди шлак. Длина печи 21 м, диаметр 4 м. Производительность печи составляет примерно 730 т концентрата в сутки. Основным недостатком этого агрегата, препятствующим его дальнейшему распространению, является высокое содержание меди в шлаке (10 — 12%), который неизбежно должен быть подвергнут дополни­тельной переработке.

Контрольные вопросы:

1. Рассказать об основных типах агрегатов для автогенной плавки

2. Объяснить принцип работы печей для плавки на штейн

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

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

Лекция 13. Общие сведения о кислородно-факельной плавке

План лекции:

1. Схема комплекса кислородно-взвешенной плавки

2. Технико-экономические показатели кислородно-взвешенной плавки.

3. Плавка во взвешенном состоянии на подогретом дутье

4. Основные технико-экономические показатели взвешенной плавки с подогревом дутья

Автогенный процесс плавки сульфидного сырья с использованием в качестве дутья технологического кислорода называют кислородно-взвешенной (факельной) плавкой (КВП или КФП). Этот вид плавки применяют в настоящее время только на двух заводах в мире – в Канаде на заводе «Коппер-Клиф» и на Алмалыкском ГМК.

Отличительной особенностью плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье является использование для ее осуществления печей с горизонтальным факелом. Возможность использования в этом виде плавки печей с горизонтальным рабочим пространством обусловлена высокой скоростью окисления сульфидов в чистом кислороде и относительно низкой скоростью газовых потоков в печи вследствие небольшого объема образующихся технологических газов.

Рисунок 2 – Схема комплекса кислородно-взвешенной плавки: 1 – шихтовые бункера; 2 – питатели; 3 – расходомеры; 4 – печь; 5 – газоход; 6 – выпускные желоба; 7 – штейновый ковш; 8 – шлаковоз

Печь для плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье (96–98% O2) представляет собой агрегат типа отражательной печи с горелками на обоих торцах печи и центральным отводом газов. Предварительно высушенная до содержания влаги менее 0,5% шихта (сульфидный концентрат вместе с мелким кварцевым флюсом) подается в струю кислорода горелками, установленными на одной из торцевых стен печи. Штейн отстаивается под слоем шлака, а в шлаковом расплаве протекают реакции взаимодействия сульфидов с оксидами и шлакообразования.

На противоположной стороне печи установлены горелки для факельного сжигания в кислороде пирротинового или пиритного концентрата. В этом факеле образуются капли бедного по содержанию меди сульфидного расплава, служащего для промывки шлака перед выпуском с целью его обеднения.

Штейн по мере накопления периодически выпускают через шпур, расположенный на одной из боковых стен печи. Выпуск шлака осуществляют со стороны обеднительного торца. Отходящие газы, содержащие около 80% SO₂, направляют в химическое производство.

При сжигании сульфидов в чистом кислороде в факеле развиваются высокие температуры (1550–1600°С), причем если содержание серы в концентрате превышает 26–28%, то количество теплоты, выделяющейся при сжигании сульфидов, оказывается в избытке. Если эту теплоту не отнимать, то печь будет перегреваться, а температура отходящих газов возрастать. Для того чтобы убрать избыточную теплоту и защитить стены и свод от разрушения, кладку печи необходимо охлаждать. С этой целью через каждые два ряда кирпичей устанавливают закладные медные кессоны, охлаждаемые водой.

Окисление сульфидов при КВП протекает при высокой температуре. Поскольку основная масса теплоты выделяется на поверхности сульфидных частиц, их температура существенно выше, чем средняя температура печи и факела. Прямые замеры температуры частиц отсутствуют, однако можно предполагать, что она превышает 1600–1700°С. При такой высокой температуре большинство частиц перерабатываемой шихты плавится. Нерасплавленными остаются только наиболее тугоплавкие оксиды: SiO₂, CaO и частицы флюсов.

Характерной особенностью окисления сульфидов при КВП является образование значительных количеств высшего оксида железа (Fе₃О₄). Условия восстановления магнетита в ванне печи КВП недостаточно благоприятны. Необходима избыточная энергия для преодоления энергетического барьера, связанного с образованием новой фазы (газообразной). Процесс разрушения магнетита фактически полностью зависит от скорости молекулярной диффузии. Поэтому остаточное содержание магнетита в шлаках КВП достигает 15–24%. Это обусловливает повышенную растворимость сульфидов в шлаках и снижает межфазное натяжение на границе шлака со штейном.

Газы, выходящие из печи, имеют высокую температуру (>1300°С) и обязательно должны направляться в котлы-утилизаторы. Трудности, которые в этом случае возникают, связаны с высоким содержанием в газах SO₂ и большой их запыленностью. С повышением содержания в газах сернистого ангидрида увеличивается опасность конденсации паров серной кислоты, которая вызывает быструю коррозию всех охлаждающих элементов котла. Во избежание этого температура труб и других охлаждающих элементов должна быть выше точки росы. Наиболее эффективно теплота отходящих газов используется при установке котлов-утилизаторов туннельного типа, работающих по принципу испарительного охлаждения. Такие котлы обеспечивают получение пара давлением 7–8 МПа.

Кислородно-взвешенная плавка является значительным шагом вперед в совершенствовании технологии переработки сульфидного медного сырья по сравнению с отражательной плавкой и плавкой в электрических печах. Ее важнейшие достоинства – использование теплоты от окисления сульфидов для процессов плавления и теплоты отходящих газов на получение пара. При КВП в одном аппарате совмещаются процессы обжига и плавления, большая часть серы выделяется в одном агрегате, что приводит к повышению извлечения серы и уменьшению степени загрязнения атмосферы. Применение чистого технологического кислорода или дутья, обогащенного кислородом, обеспечивает получение газов с высоким содержанием SO₂, что удешевляет их переработку на элементарную серу или серную кислоту.

Наряду с достоинствами КВП этот процесс имеет ряд принципиальных недостатков. Важнейшими из них являются: сложная и дорогая подготовка шихты к плавке, высокое содержание меди в отвальных шлаках, высокий пылеунос шихты, недостаточная комплексность использования сырья.

Технико-экономические показатели плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье приведены в таблице 3.

Таблица 3 – Технико-экономические показатели кислородно-взвешенной плавки.

Показатели	КВП
	Завод Коппер-Клиф	АГМК
Производительность печи, т шихты/сут	1500	1200
Удельный проплав т/м2∙сут	12,8	10
Содержание в концентрате, % меди серы	30 31,5	18,5 35,5
Извлечение меди в штейн, %	96	95
Содержание меди в штейне, %	45	40
Содержание в шлаке, % меди SiO2 железа Fe3O4	0,75 28–32 37 10	0,9–1 33–35 41 11
Энергетические затраты в перерасчете на условное топливо, кг/т шихты	42	22
Десульфуризация, %	50–55	70–75
Содержание SO2 в газах, %	80	70–75
Выход газов, м3/т шихты	120–140
Расход технологического кислорода, м3/т шихты	150	220

Плавка во взвешенном состоянии на подогретом дутье

Плавка во взвешенном состоянии на подогретом дутье была почти одновременно с КВП осуществлена в промышленном масштабе финской фирмы «Оутокумпу» на заводе «Харьявалта». В первоначальном варианте для плавки применяли воздушное дутье, подогретое до 400–500°С.

Финскую плавку на сегодня можно считать самым распространенным в промышленности и наиболее технологически и аппаратурно отработанным автогенным процессом плавки сульфидных концентратов.

Все заводы, применяющие этот вид плавки, включая завод «Харьявалта», используют в настоящее время дутье, обогащенное кислородом до 30–40%. Температура нагрева обогащенного дутья на различных заводах колеблется от 200 до 1000°С.

Конструкция печи для плавки во взвешенном состоянии на подогретом дутье достаточно сложна – она сочетает в себе две вертикальные шахты (плавильную и газоход-аптейк) и горизонтальную камеру-отстойник (рисунок 3).

Рисунок 3 – Печь для плавки во взвешенном состоянии с топливным и паровым воздухонагревателями завода «Харьявалта»: 1 – горелка; 2 – реакционная камера; 3 – отстойная ванна; 4 – аптейк; 5 – котел-утилизатор; 6 – паровой воздухоподогреватель; 7 – топливный воздухоподогреватель

Вся печь финской плавки выполнена в виде кладки из магнезитового кирпича. Футеровка плавильной шахты и аптейка заключена в металлические кожухи из листовой стали. В кладку всех элементов печи заложено большое количество водоохлаждаемых элементов, что позволяет значительно удлинить срок службы агрегата. Аптейк непосредственно сочленен с котлом-утилизатором туннельного типа. В боковой стене отстойной камеры установлены две медные водоохлаждаемые плиты с отверстиями для выпуска шлака, а в передней торцевой стене – чугунные шпуры для выпуска штейна.

Процесс начинается с прогревания частиц, которое при малых их размерах протекает достаточно быстро. Когда температура частицы достигнет 550–650°С, начинают интенсивно протекать реакции диссоциации высших сульфидов – пирита и халькопирита, идущие с поглощением теплоты. Бурно протекающие эндотермические реакции препятствуют прогреву частиц и, пока не удалится избыточная сера, температура частицы существенно не повысится. Горит на этой стадии только элементарная сера. После практически полного завершения диссоциации высших сульфидов начинается быстрое окисление низших сульфидов. Температура материала при этом быстро возрастает, достигая в зависимости от содержания серы в концентрате, кислорода в дутье и температуры дутья 1300–1500°С.

Окисление сульфидов сопровождается образованием больших количеств магнетита, особенно в поверхностных слоях частиц. Переокисление железа до магнетита зависит также от степени десульфуризации при плавке. С возрастанием степени десульфуризации и получением более богатых штейнов все большая часть железа переводится в форму магнетита.

Управление степенью десульфуризации достигается изменением соотношения между количеством подаваемого с дутьем кислорода и количеством вдуваемого концентрата.

Процесс фирмы «Оутокумпу», как и кислородно-взвешенная плавка, направлен на интенсификацию и без того быстро протекающего окисления сульфидов и плавления легкоплавких составляющих. Для ускорения наиболее медленных стадий технологии (растворения тугоплавких составляющих, коалесценции штейновых частиц и разделения фаз в неподвижной ванне) не созданы благоприятные условия. По этим причинам остаточное содержание меди в шлаке составляет около 1,5%, что требует обязательного дополнительного обеднения шлака либо в электрических печах, либо путем выделения сульфидов из застывших шлаков методом флотации.

При плавке во взвешенном состоянии на подогретом дутье успешно решены вопросы тепловой энергетики и использования газовой серы.

Процесс характеризуется хорошим использованием теплоты от горения сульфидов. Отходящие газы печей завода «Харьявалта» направляют в котлы-утилизаторы туннельного типа для получения энергетического пара давлением 7 МПа и далее в рекуператоры (до 1971 г.) или в автономные воздухонагреватели.

Электроэнергия, вырабатываемая за счет пара, не только покрывает потребности завода, включая затраты на получение кислорода, но и позволяет передавать ее избыток в государственную энергетическую систему Финляндии. Пример завода «Харьявалта» убедительно свидетельствует о том, что правильная организация автогенного процесса дает возможность полностью осуществлять всю технологию за счет энергии, получающейся при сжигание сульфидов.

В замыкании энергетического баланса важную роль играет содержание кислорода в дутье. Энергетический баланс успешно замыкается при оптимальной концентрации кислорода в дутье 35–40%, что и принято в настоящее время на заводе «Харьявалта». Температура подогрева дутья снижена с 400–500 (воздушное дутье) до 200°С.

Практически полное использование кислорода на процесс горения сульфидов позволяет получать богатые по содержанию SO₂ газы. При воздушном дутье оно составляет 13%, а с увеличением содержания кислорода в дутье до 30–40% возрастает до 18–20%.

Основными достоинствами процесса являются использование тепла сжигания сульфидов и высокое извлечение серы в газы, богатые по содержанию SO₂. Главнейшие недостатки процесса: низкая удельная производительность, высокое содержание ценных компонентов в шлаках, необходимость глубокой сушки исходной шихты и связанный с этим большой пылеунос, недостаточная комплексность использования сырья.

Основные технико-экономические показатели взвешенной плавки с использованием подогретого дутья приведены в таблице 4.

Таблица 4 – Основные технико-экономические показатели взвешенной плавки с подогревом дутья

Показатель	«Харьявалта»
Производительность печи, т/сут	900
Удельный проплав т/м2∙сут	11,9
Содержание О2 в дутье, %	35–40
Температура дутья, ОС	200
Содержание меди, % в штейне в шлаке (после обеднения)	60 0,85
Содержание SO2 в газах, %	18–20
Пылеунос	8–10
Метод обеднения шлака	Флотация

Вместе с тем кивцэтный процесс сохраняет и ряд недостатков, важнейшими из которых являются необходимость глубокой сушки материала и низкая суммарная удельная производительность по сравнению с автогенными процессами в расплаве. Кроме того, отсутствуют освоенные плавильные агрегаты большой мощности.

Контрольные вопросы:

1. Объяснить схему комплекса кислородно-взвешенной плавки

2. Описать технико-экономические показатели кислородно-взвешенной плавки.

3. Объяснить плавку во взвешенном состоянии на подогретом дутье

4. Показать основные технико-экономические показатели взвешенной плавки с подогревом дутья

Лекция 17. Общие положения о кислородно-взвешенной электротермической плавке

План лекции:

1. Кивцэтный процесс

2.Основные процессы и аппаратура кивцэтного процесса.

Кивцэтный процесс является усовершенствованной разновидностью плавки во взвешенном состоянии, разработанной советскими металлургами для переработки многих типов сульфидных концентратов (впервые способ КИВЦЭТ был разработан для переработки медно-цинковых коллективных концентратов Николаевского месторождения). Кивцетный процесс прошел длительные полупромышленные испытания на опытном заводе ВНИИцветмета при переработке многих типов сульфидных концентратов. На основании результатов этих работ была построена и в 1961 г пущена в эксплуатацию опытно-промышленная кивцэтная установка на медном заводе Иртышского полиметаллического комбината. Второй промышленный агрегат КИВЦЭТ-ЦС был пущен в 1985 г на Усть-Каменогорском свинцово-цинковом комбинате (ныне ОАО "Казцинк”) для переработки свинцовых концентратов. Процесс основан на сочетании принципов взвешенной и циклонной плавок и рационального использования технологического кислорода и электроэнергии. Стадии обжига и плавки, разделения продуктов плавки, обеднения шлаков и конденсации цинковых паров протекают в одном объединенном агрегате. В кивцэтном процессе тщательно высушенный концентрат поступает в циклонную горелку сверху. Кислород с большой скоростью (до 150 м/с) подается в циклон тангенциально. Из-за большой скорости газы получают в циклоне быстрое вращательное движение, в результате чего частицы шихты отбрасываются на стенки камеры. При горении сульфидов в чистом технологическом кислороде развиваются высокие температуры, шихта плавится, образуя тонкую вращающуюся пленку расплава на внутренней стенке циклона, в которой и протекают основные процессы. Перегретый расплав стекает в отстойную камеру, где происходит отделение штейна от шлака. Высокие скорости окисления в чистом кислороде обеспечивают полное использование кислорода и получение газов с высоким содержанием SO2 (75-80%).

Эти газы отводятся отдельно по газоходу, примыкающему к камере отстаивания, и направляются в котлы - утилизаторы для использования теплоты, в электрофильтры для улавливания пыли и далее в химический цех для извлечения серы.

Применение циклонных горелок позволяет резко снизить запыленность газов и устранить таким образом один из недостатков взвешенной плавки. Шлаковый расплав по мере накопления перетекает во вторую (электротермическую) часть кивцэтного агрегата, которая предназначена для его обеднения и отгонки летучих компонентов путем восстановительной обработки шлака. Для поддержания сильно восстановительной атмосферы и предотвращения окисления паров возгоняемых металлов камеру обеднения тщательно герметизируют. С этой целью камеры обеднения и отстаивания разделяют перегородкой, погруженной в шлак, а места ввода электродов уплотняют и используют специальные загрузочные устройства. Для осуществления процессов восстановления в электротермическую часть агрегата загружают твёрдый восстановитель. В этой части печи происходит разрушение магнетита, восстановление цинка до элементарного состояния и его испарение, возгонка соединений свинца, кадмия, германия и некоторых других редких и рассеянных элементов. При высоком содержании цинка в шихте образующиеся в восстановительной зоне его пары могут быть направлены на конденсацию с получением цинка в виде жидкого металла. Однако такой цинк оказывается очень сильно загрязненным примесями и нуждается в дорогой операции рафинирования. Поэтому более целесообразно возгоны получать в виде оксидов и затем направлять их на гидрометаллургическую переработку.

Контрольные вопросы:

1. Объяснить сущность кивцэтного процесса.

2.Рассказать основные процессы и аппаратуру кивцэтного процесса.

Лекция 21, 22. Промышленная практика переработки медно-цинковых и свинцово-цинковых концентратов

План лекции:

1. Переработка медно-цинковых концентратов

2. Переработка свинцово-цинковых концентратов

При обогащении медно свинцово-цинковых руд Жезказгана в коллективный концентрат извлекается 96-97% меди, 94-95% свинца, 96-98% цинка. При получении же селективных концентратов извлечение металлов снижается: меди на 3-4%, свинца на 15-18% цинка на 48-50% вследствие наличия сростков различных минералов, переходящих в промпродукт обогащения. Для такого сложного сырья может оказаться выгодной прямая металлургическая переработка непосредственно руд, коллективных концентратов или промпродуктов селективной флотации. Последние из-за отсутствия рационального способа их переработки либо не выделяются совсем из цикла флотации, либо присоединяются к тем или иным селективным концентратам, снижая их качество и осложняя последующую металлургическую переработку. В настоящее время в медном производстве, в связи с непрерывным обеднением состава и снижением качества исходного сырья, вместе с основным медным концентратом вовлекают в производство сложные по составу коллективные медь-свинец-цинк содержащие концентраты, характеризующиеся невысоким содержанием меди 16-19% и большим содержанием свинца и цинка 5-9%. Необходимо отметить, что кроме коллективных концентратов на медеплавильных заводах перерабатываются также и получаемые в свинцовом производстве сульфидные промпродукты, такие как штейны и шликеры, где большая часть свинца и цинка при переработке теряется.

Нами исследована возможность переработки промпродукта Жезказганской обогатительной фабрики вакуумтермическим способом в установке кипящего слоя, а также технология прямого восстановления медно-свинцово- цинковых концентратов и промпродуктов с использованием природного газа и сульфидизаторов.

Возможность вакуумтермической селекции сульфидов при пониженных давлениях известна давно. Так, галенит при температуре 1223-1273 К, сернистый цинк при 1373-1423 К имеют давления паров около 1,33 кПа.

Установлено, что возгонка свинца из медно-свинцового концентрата (Cu-26%, Pb-23%) в неподвижном слое может быть успешно проведена при температуре 1223-1273 К и давлении остаточных газов 0,133-0,655 кПа.

Переработка медно-свинцового промпродукта в вакуумкипящем слое должна быть более эффективной.

Опыты проводили следующим образом. Навеску гранул в количестве 20-30 г загружали на ложное днище кварцевого реакционного сосуда, установку и систему герметизировали и создавали вакуум.

Температура опытов была 1123-1223К, продолжительность 30 - 40 мин., давление 1,33 кПа, расход газа 18 - 20 л/ч

Для переработки использовался коллективный медный свинцово – цинковый концентрат следующего состава, %: 18,8 Cu; 9,2 Pb; 4,8 Zn; 15,6 Fe; 25,3 S и медно – свинцовый промпродукт, содержащий, %: 16,7 Cu; 7,5 Pb; 5,0 Zn; 4,5 Fe; 30,2 SiO₂; 8,7 Al₂O₃; 2,1 CaO; 0,9 MgO.

Для повышения температуры спекаемости и снижения пылеуноса медный свинцово – цинковый концентрат гранулировался с добавкой в шихту 5% кокса, а медно – свинцовый промпродукт гранулировался с добавкой в шихту 2% кокса до крупности – 1,0 + 0,25 мм. Приготовленные таким образом гранулы не спекались до температуры 1223-1273 К.

Условия и результаты опытов приведены в таблице 1.

Таблица 1 – Результаты опытов по переработке медного свинцово – цинкового концентрата и промпродукта

Материал	Темпера-тура, К	Масса навески, г	Время, мин	Масса остатка, г	Степень возгонки
					свинец	цинк
Медно – свинцово – цинковый концентрат	1123   1173   1223	20   20   30	60   60   90	15,40   14,92   16,57	69,3   88,1   98,0	25,4   39,7   79,5
Медно – свинцовый промпродукт	1123   1173   1223	20   20   30	60   60   90	15,38   16,15   23,71	61,8   86,2   97,6	18,4   23,8   60,2

 

Как видно из данных таблицы 1, свинец на 86-88% переходит в возгоны уже при температуре 1173 К, в то время как цинк на 24-40 %. Высокая степень отгонки свинца 97 – 98 % достигается при температуре 1223 К, цинк же при этом переходит в возгоны на 60 % при переработке промпродукта и на 79,5 % при переработке коллективного концентрата.

Содержание свинца в возгонах было 83-85, цинка – 10-11, меди – 0,2%. Такие возгоны можно направлять на извлечение свинца стандартным методом. Остаток от вакуумирования с 0,2-0,25% свинца представляет собой довольно чистый медный концентрат. Пылеунос в опытах составил 7-10%.

Таким образом, в результате лабораторных исследований установлена возможность эффективной переработки медно – свинцово – цинкового концентрата и медно-свинцового промпродукта Жезказганской обогатительной фабрики вакуумтермическим методом в аппарате кипящего слоя. Некоторым недостатком вакуумной технологии переработки такого сырья является невысокая производительность до 20т/сутки перерабатываемого материала что объясняется спецификой вакуумных аппаратов их герметизацией сложность аппаратурного оформления

Одним из весьма эффективных направлений повышения комплексности использования сырья может служить технология комплексной переработки полиметаллического сырья с использованием природного газа и сульфидизаторов, в частности технология прямого восстановления медно-свинцово- цинковых концентратов и промпродуктов [3,4].

На основании проведенных теоретических, экспериментальных и лабораторных исследований были проведены опытные испытания по переработке медь- свинец-цинк содержащего сульфидного сырья восстановительной плавкой с продувкой расплава природным газом.

Переработке подвергался медно-свинцово-цинковый концентрат, содержащий, %: Cu – 14,2; Pb-5,6; Zn – 5,2; Fe – 15,6; S – 26,3, SiO₂ –22,5. Температура в печи была 1200-1270°С.

Методика проведения опытных испытаний заключалась в следующем: шихту состоящую медно-свинцово-цинковых концентратов перерабатывали в расплавленном состоянии под слоем наработанного цинковистого шлака, причем вначале расплав продували природным газом с добавкой в расплав оксида кальция, взятого в соотношении (1,2-1,3: 1) от содержания цинка в исходном материале соответственно, до получения чернового свинца, штейна и шлака, после чего полученный штейн и шлак продували последовательно воздухом и природным газом. Результаты опытов приведены в таблице 2.

 Таблица 2 – Результаты опытных испытаний

Материал	Температура, 0 С	Вес навески, кг	Извлечение металлов, %
			Свинец в черновой металл	Медь в штейн	Цинк в шлак и возгоны
Коллективный концентрат и цинковистый шлак	1200 1230 1250 1270	50 60 65 70	90,7 91,2 93,4 93,5	89,8 90,1 90,6 90,8	94,2 94,8 94,9 95,1

 

В результате проведенных испытаний разработана методика и аппаратура по переработке коллективного медно-свинцово-цинкового концентрата в расплаве под слоем цинкового шлака с продувкой природным газом.

При этом были получены резко разделимые полупродукты с высокой степенью концентрирования: свинца в черновой свинец на 92 – 94%; меди в штейн на 90 – 91% и цинка в щлак и возгоны на 94 – 96%, что позволит значительно снизить материальные и энергозатраты при дальнейшей переработке медных штейнов и цинковистых шлаков и снизить выход возгонов содержащих в основном пары сульфидного и металлического цинка.

В дальнейшем черновой свинец идет на рафинирование по стандартной технологии, товарный медный штейн в медное производство для извлечения меди и благородных металлов, а цинковистый шлак на переработку в шлаковозгоночных установках для извлечения цинка.

Результаты испытаний позволяют считать разработанные технологии эффективными и экологически безопасными и их можно рекомендовать для промышленного испытания и внедрения.

 Контрольные вопросы:

1. Объяснить переработку медно-цинковых концентратов.

2. Объяснить переработку свинцово-цинковых концентратов.

Лекция 25,26. Способ Ванюкова

План лекции: