1223

В течение многих лет при обогащении уральские медно­ цинковых руд не удавалось получить селективных концентра­ тов и в плавку поступали медные концентраты, содержащие иногда цинк в количестве, равном содержанию меди. Цинк при плавке в значительной части переходил в шлак и практически терялся, так как шлаки не перерабатывались.

Врезультате значительных усилий и применения новых схем

иреагентов [371—377] для ряда месторождений медно-цинковых руд удалось получить отдельные медные и цинковые концентра­

ты. Достигнутые при этом показатели приведены в табл. 44.

Т аб л и ц а 44

Сравнение результатов селективной и коллективной флотации медно-цинковых руд

В них извлекается 60—80% Си и 30—40% Zn.

Цинковые концентраты содержат 45—50% Zn при 2—5% Си. Содержание железа в них достигает 10%. Извлечение цинка в цинковые концентраты колеблется в пределах 30—45%, за ис­ ключением богатой цинком учалинской руды, содержащей более

6% Zn. При флотации этой руды в цинковый концентрат извле­ кается около 75% Zn.

Концентраты, особенно цинковый, отличаются очень низким качеством. I

Гидрометаллургическая переработка цинкового концентрата с таким высоким содержанием меди и железа неизбежно связа­ на с образованием большого количества кеков и малым прямым выходом цинка. Применение дистилляционного процесса в гори­ зонтальных или вертикальных ретортах затруднено в связи с его легкоплавкостью (много железа), применение шахтной плавки исключается из-за высокого содержания меди.

При плавке медного концентрата высокое содержание в нем цинка и железа вызывает большой расход флюсов для ассими­ ляции цинка в шлаке и последующие большие расходы на фьюмингование шлака.

В получающемся коллективном концентрате содержание ме­ ди равно И —12% и цинка 13—16%. При этом извлечение меди колеблется в пределах 75—90% (на 5—10% выше, чем в селек­ тивный медный концентрат) и цинка в пределах 75—85% (на 30—40% больше, чем в селективный цинковый концентрат).

Если учесть, что коллективная флотация не требует столы тонкого измельчения, как селективная, что производительность цикла флотации резко увеличивается, а расход флотационных реагентов уменьшается, то преимущества коллективной флота­ ции станут еще более очевидными.

Такие же результаты получаются при флотации медно-цин­ ковой руды одного из месторождений Казахстана: коллектив­ ная флотация позволяет получить концентрат, содержащий 10—11% Си и 12—13% Zn при их извлечении 92—94%.

Технологическая возможность переработки медно-цинкового концентрата, содержащего медь и цинк в отношении 1: 2 до 2 1, описана ниже.

Примером эффективности выделения промпродуктов при

При выделении в процессе флотации промежуточных продук­ тов в общий коллективный концентрат, содержащий 7,4% Рь и 24,6% Zn, потери с хвостами уменьшаются — свинца на 6% и цинка на 12%. Одновременно вдвое сокращаются потери свиНца в цинковом и цинка в свинцовом концентрате.

При переработке руды Узбекистана вывод промпродудтов также позволяет улучшить качество свинцового и цинкового концентратов уменьшив потери в хвостах свинца на 7%, цин_

ка на 13'%, и сократить потери свинца в цинковом и цинка в свинцовом концентратах.

Полученные в обоих случаях коллективные концентраты, со­ держащие 7—12% РЬ и 24—17% Zn, могут быть успешно пере­ работаны вельц-процеосом, гидрометаллургическим и электро­ термическим способами. При этом общее извлечение обоих ме­

без вывода промпродукта.

Наибольшие трудности встречаются при переработке руд, содержащих медь, свинец и цинк, с получением трех самостоя­ тельных концентратов.

Разница в осуществлении процесса флотации без выделения промпродуктов и с их выделением при переработке двух руд месторождений Казахстана приведена в табл. 46.

П ервая руда

(Содержание 1,61% Си, 2,34% РЬ, 8,1% Zn)

Флотация без вывода

Вывод промпродуктов позволяет по руде первого месторож­ дения поднять содержание свинца в свинцовом концентрате с 49 до 60%, цинка в цинковом с 49 до 56% и меди в медном с 21 до 26%. При этом содержание сопутствующих /металлов в кон-

Центратах снижается, так же как снижаются на 3—4% потери их с хвостами.

Аналогично пр,и флотации руды второго месторождения с вы­ водом промпродуктов несколько улучшается качество концент­ ратов, на 6 % снижаются потери IB хвостах свинца и цинка и на 10% меди.

Получающиеся при этом коллективные концентраты содер­ жат около 3% Си, 8% РЬ и 15—20% Zn.

В них извлекается 12—20% Си, 10—16% РЬ, 10—15% Zn. Переработка таких продуктов вельц-прессом и различными гид­ рометаллургическими способами 'нецелесообразна. Возможности электротермии применительно к этому концентрату показаны ниже.

Исследованиями и расчетами показаны возможности обогаще­ ния ряда месторождений Казахстана. Так, при обогащении руд Ново-Березовского месторождения коллективный концентрат получается с содержанием 9% Си, 1,8% РЬ и 28% Zn при из­ влечении до 90% Си, 85% РЬ и 92% Zn.

Промпродукт от обезмежнвания цинкового концентрата, вы­ деляемого при флотации глубочанской руды, содержит 9,3% Си, 6,24% РЬ и 10,5% Zn, а такой же продукт, полученный при фло­ тации иртышской руды, содержит 12% Си, 11% РЬ и 24% Zn.

При обезсвинцевании цинкового и обезцинкования свинцо­ вого концентратов березовской руды получается промпродукт, содержащий 3,7% Си, 9,3% РЬ и 22,1% Zn. При этом потери в хвостах меди, свинца и цинка снижаются на 4—5% и на 6—8% увеличивается содержание металлов в соответствующих концен­ тратах.

При обогащении руд Узунжальского месторождения полу­ чается промпродукт, содержащий около 16% РЬ и 9% Zn, а се­ лективная флотация Кайрактинской руды дает концентрат, со­ держащий 32% РЬ и 13% Zn при извлечении этих металлов 55,7

концентрат с содержанием 43% Zn и 1,5% РЬ при извлечении цинка 45,6%. Переход на коллективную флотацию с получени­ ем концентрата, содержащего 10,5% РЬ и 11,5% Zn, позволяет поднять извлечение обоих металлов до 90%.

Из приведенных данных видно, что выделяемые коллектив­ ные концентраты различны по составу, по с известной степенью точности они могут быть классифицированы следующим образом:

15 м. М. Лакерник

мере накопления, а возгоны осаждались в железной камере. Шлак содержал 30—35% Si02; 20% FeO и 26% СаО и темпера­

При проведении плавки .в условиях, когда -в печи и газовом тракте поддерживалось положительное давление, содержание окиси углерода в газах превышало 90% и цинковые пары кон­ денсировались в виде металлической пыли с крупностью частиц 3—3,5 ж/с, содержавшей 10% РЬ, 2% S, 0,6% Cd и 86% Zn.

Полупромышленные опыты подтвердили возможность ус­ пешного разделения металлов при плавке и, следовательно, практическую осуществимость процесса.

Технологическая схема переработки медно-свинцово-цинковых

концентратов

Концентрат в смеси с необходимым количеством флюсов и оборотными материалами после дозировки компонентов Шихты и их перемешивания подвергают обжигу с агломерацией. При проведении агломерации с дутьем снизу или с рециркуляцией газов их можно использовать для производства серной кислоты. Агломерацию необходимо вести при режимах, обеспечивающих максимальную отгонку кадмия. Получаемую при этом пыль на­ правляют в гидрометаллургическое производство для извлече­ ния кадмия.

Агломерат с добавкой необходимого количества кокса пла< вят в закрытой, работающей под давлением, электрической р у д ­ нотермической печи с прямой конденсацией цинка .в орошае­ мом свинцом или цинком конденсаторе.

В результате плавки получаются отвальный по содержанию меди, свинца и цинка шлак, медный штейн, черновой свинец и металлический цинк. Часть свинца и цинка переходит в дроссы и пыль, являющиеся оборотными продуктами, поступающи­ ми в шихту агломерации.

££ I XСвинец

ПььтJ iv

Газ

Л

Нарафинирование

Рис. 84. Технологическая схема переработки полиметалли­ ческих концентратов электротермическим способом

Медный штейн направляют на бессемерование, черновой свинец— на рафинирование. Цинк, содержащий после ликвации 1— 1.5% РЬ, может быть использован как цинк 'марки ЦЗ, Ц4 или, .в случае потребности в чистом металле, подвергнут рафи­ нированию ректификацией с извлечением кадмия и получением металла высших марок [382—384]. Описываемая схема приведе­

на на рис., 84.

Промышленный цех для переработки коллективных концен­ тратов состоит из шихтарного, агломерационного и плавильного отделений.

Подготовка шихты

В шихтарном отделении имеется шесть -бункеров для исход­ ных и оборотных 'материалов и два бункера для кокса и агло­ мерата, щековая и валковая дробилки, а также приемные бун­ керы для концентрата и флюсов.

Перерабатываемый концентрат разгружают из вагонов в приемный бункер, из которого грейферным краном подают в шихтовые бункеры. Флюсы после последовательного дробле­ ния в щековой и валковой дробилках передают грейферным краном из подземного бункера в шихтовые бункеры. Сюда же подают оборотную агломерационную мелочь и другие оборот­ ные материалы. Бункеры онабжены питателями, и компоненты шихты, подаваемые в определенной (пропорции, поступают на транспортер, передающий их в приямок элеватора. Отсюда шихта подымается в бункер сменного запаса агломерационного отделения. После увлажнения и перемешивания в двухвальном смесителе шихту подают на агломерационную машину с актив­ ной площадью 18 м2 (размером 12 X 1,5). Зажигание временно производили с помощью коксовой топки, но при нормальной работе оно должно осуществляться за счет получаемых в элек­ тропечи газов с высокой теплотворной способностью. Готовый агломерат сбрасывают на решетку и далее подают в щековую дробилку. Дробленый агломерат просеивают на вибрационном грохоте. Классы +15 мм поступают в бункер готового агломе­ рата, а классы —15 мм после дополнительного дробления в вал­ ковой дробилке — в шихту агломерации. Кокс крупностью 5—15 мм загружают в кюбель с агломератом, направляемым в. плавку.

Плавка

В плавильном отделении установлена закрытая руднотерми­ ческая электропечь с необходимой вспомогательной аппара­ турой.

Печь (рис. 85) круглая, трехфазная, с тремя электродами, расположенными по вершинам равностороннего треугольника. Диаметр кожуха стального листа толщиной 20 мм равен 5,2 м. Днище плоское из листа 24 мм. Футеровка стен и подины вы­ ложена из хромомагнезитового кирпича. Подина выложена об­ ратным куполом. Толщина подины 900 мм, стен 675 мм в ниж­ ней части и 460 мм в верхней. Свод печи выложен из шамот­ ного кирпича толщиной 300 мм. Площадь пода равна 11,8 м2. Для выпуска расплавов служат две летки — на отметке 0 и 450 мм от подины. Устройство двух леток было связано с неко­ торым недостатком места в цехе. Более правильно устройство грех леток (для свинца, штейна и шлака) на отметках 0, 200 и