Лекция № 35. Современные технологии производства меди

Медь - древнейший металл, история применения которого насчи­тывает более 5 тыс. лет. В самородном виде почти не встречается. Разведанные запасы очень малы. Сырьем служат относительно бед­ные руды, содержащие 1-6 % меди. Все они обогащаются, что позволя­ет повысить содержание полезного компонента до 15-30 %. В большин­стве руд медь представлена в виде сернистых соединений (медный кол­чедан или халькопирит CuFeSy халькозин CuS, ковелин CuS), на долю которых приходится около 80 % общего объема производства металла. Остальной получают из окисленных (куприт Си О, тенорит СО) или гидрокарбонатных руд. В последних медь представлена малахитом и азуритом.

Состав включающих пород самый разнообразный, но чаще встре­чаются песчаник, глина и известняк (или их смеси). Кроме меди и же­леза, в руде содержатся другие металлы {РЬ, Zn, Ni, Sb, Au, Ag и т. д.), то есть она относится к полиметаллической. Поэтому технология явля­ется комплексной, предусматривающей извлечение многих сопутству­ющих металлов.

На практике встречаются два способа получения меди из руд -пирометаллургический и гидрометаллургический. Последний из-за ог­раниченной возможности извлечения благородных металлов и недоста­точной пока эффективности применяют редко. Суть его в том, что руду обрабатывают растворителями (чаще раствором аммиака и серной кислоты), выщелачивая медь. Затем из раствора осаждают целевой продукт либо электролизом, либо железным скрапом. В подавляющем же количестве случаев на практике встречаются первый способ, на ко­тором остановимся более подробно.

Пирометаллургический метод

Пирометаллургический способ производства меди, на который при­ходится свыше 85 % объема ее выпуска, включает следующие после­довательно протекающие технологические процессы: флотация руды, подготовка и обжиг концентрата, его плавка на штейн, конвертирование штейна и рафинирование черновой меди.

Обогащение медных руд состоит из их измельчения до порошка и флотации. Для последней готовят пульпу из воды, измельченной руды, флотоагентов (коллекторов) и пенообразующих веществ. Коллекторы способствуют образованию на поверхности медьсодержащих частичек пленок, трудно смачиваемых водой. Пульпу направляют в ванну флота­ционной машины, продувая воздухом. К пузырькам воздуха прилипают медьсодержащие частицы, всплывая на поверхность, а пустая порода уносится водой, образуя хвосты обогащения. Пенный продукт удаляют из ванны, фильтруют и сушат, в результате получают медный концент­рат, содержащий 8-35 % меди, 40-50 % серы. 30-35 % железа, другие примеси и пустую породу (SiOy Alpy CaO и т. д.).

Богатые концентраты (25-35 % Си) направляют в плавку, а бед­ные (8-25 % Си) подвергают окислительному обжигу с целью удалить до 50 % серы. Подготовка шихты включает смешение руды с оборо­том (2-3 %), кварцевым флюсом (15-20 %) и известняком (2-3 %), окомкование в чашевом грануляторе с получением окатышей.

Гранулированную шихту обжигают в печах кипящего слоя (КС) при температуре не более 800-850 °С (чтобы избежать спекания ших­ты). В результате окомкования производительность печи КС возраста­ет в 4-5 раз, составляя 10-12 т огарков на 1м² пода. Отходящие газы, содержащие около 8 % SO₂ используют в производстве серной кисло­ты. Они образуются при окислении сульфидов кислородом воздуха, по­даваемого в печь КС под давлением до 0,5 МПа. Огарки плавят в шах­тных печах, а необожженный концентрат или его смесь с огарком - в отражательных или электрических печах.

Отражательные (пламенные) печи делают длиной 30-40, шириной 8-10, высотой (от пода до свода) 3,5-4,4 м (рис. 31). В зависимости от состава

Рис. 31. Отражательная печь:

1 - загрузочная тележка; 2 - накопительные бункера; 3 - торцевая стенка;

4 - шлаковая летка; 5 - дымовой боров

шихты изнутри печь футеруют динасовым или хромомагнезитовым кир­пичом. Свод выполнен арочной формы (из динасового кирпича) или под­весным (из магнезитового). Горелки или форсунки для сжигания природно­го газа, мазута или угольной пыли располагают в передней торцевой стен­ке 3 обычно в один ряд. Температура газов здесь достигает 1600 °С, а в хвостовой части печи снижается до 1250-1300 °С. Далее они уходят в бо­ров 5. Сырье загружают через несколько отверстий в своде с помощью тележки 1 и накопительных бункеров 2, снабженных автоматическими задвижками. Шихта ложится откосами вдоль стен, предохраняя кладку от воздействия шлака и горячих газов. Жидкий конвертерный шлак вво­дят через окно в передней стенке. Чуть ниже в задней стенке располо­жено окно 4 для выпуска шлака, а на уровне лещади печи есть две летки для выпуска плава.

В процессе плавки жидкая масса расслаивается на шлак, содер­жащий оксиды кремния, кальция, алюминия и железа (1100-1250 °С) и сплав сульфидов железа, меди и других металлов (900-1100 °С), обра­зующий так называемый штейн. Последний содержит: 15-55 % меди, 15-50 % железа, 20-30 % серы, оксиды кремния, алюминия, кальция и магния (до 1 -3 % каждого), цинк (около 2 %) и небольшие примеси благородных металлов. Штейн и шлак выпускают по мере их накопле­ния.

В пламенной печи протекают окислительно-восстановительные реакции в основном между сульфидами меди и железа шихты и шла­ком, содержащим оксиды железа и кремния. Количество шлака по мас­се в 2-3, а по объему в 3-5 раз больше, чем штейна. Отсюда выбирают соотношение между приемными ковшами для шлака и полупродукта.

Производительность плавки в зависимости от степени подготовки шихты колеблется от 2 до 9 т на 1 м² пода печи в сутки. Извлечение меди и благородных металлов в штейн достигает 99,5 %.

Более перспективна плавка медных концентратов в электропечах, позволяющих увеличить температуру (и тем ускорить процесс) и сни­зить потери шихты с выносом газов.

Черновую медь из штейна получают конвертированием, то есть продувкой его сжатым воздухом. Этот метод разработан и предложен в 1866 г. русским инженером Г. С. Семенниковым. Продувка снизу обес­печила получение лишь полусернистой меди (примерно 79 % См), так называемого белого штейна. В 1880 г. русский инженер А. А. Ауербах предложил конвертер с боковым дутьем, который положен в основу со­временных агрегатов для получения черновой меди.

Конвертер (рис. 32.) длиной 6-10 м и наружным диаметром 3-4 м периодического действия, имеет производительность 80-100 т за одну плавку при расходе воздуха 800 м/мин. В поперечном сечении конвер­тер представляет собой цилиндр 2 из стали толщиной 19-32 мм, футеро­ванный изнутри магнезитовым кирпичом. С помощью привода и роли­ковых опор 4 он может поворачиваться вокруг своей оси.

Рис. 32. Горизонтальный конвертер для получения черновой меди:

1 - горловина; 2 — корпус; 3 - фурма; 4 - роликовая опора служит для заливки штейна, выпуска шлака, черновой меди и газов. По образующей поверхности корпуса расположено 46-52 фурмы 3.

Процесс конвертерной плавки состоит из двух периодов. Первый - окисление сульфида железа с получением белого штейна - длится от 6 до 25 ч в зависимости от концентрации в нем меди. Нагретый до 1200 °С штейн заливают в конвертер небольшими порциями и продува­ют 30-40 мин, подавая кварцевый флюс, который содержит до 80 % SiOy При этом протекает экзотермическая реакция окисления сульфи­да железа с образованием фаялита и переходом его в шлак.

В шлак кроме фаялита, глинозема, оксидов кальция и магния, ухо­дит еще 1,8-3 % меди. Поэтому его возвращают в отражательную (или шахтную) печь извлечения меди.

Второй период конвертирования длительностью 2-3 ч называется реакционным. Продолжая продувку белого штейна воздухом, восста­навливают медь из ее сульфида/

В полученной черновой меди остается еще до 0,1 % серы, а также железо, кислород, свинец и другие примеси; основного компонента в ней 98,5-99,0 %. Расход воздуха в этот период не превышает 350 м/мин. Производительность конвертера достигает 12 т/ч. Обогащение дутья кислородом повышает производительность установки пропорциональ­но содержанию кислорода и степени чистоты меди. Однако из-за низ­кой стойкости футеровки кислородный процесс не получил распростра­нения.

Черновую медь разливают в изложницы или на разливочной ма­шине. Слитки рафинируют с целью удаления примесей и извлечения благородных металлов. Наличие даже небольшого количества приме­сей отрицательно сказывается на свойствах меди.

Сущность огневого рафинирования заключается в окислении при­месей. Процесс включает следующие стадии: расплавление меди; окис­ление примесей; удаление растворенных газов и раскисление (дразнение) меди. Его ведут в отражательных (несколько меньших размеров, чем при плавке штейна) или во вращающихся цилиндрических печах типа конвертера при температуре 1150 °С в течение 22 ч. Если черно­вую медь подают в жидком состоянии, то длительность рафинирования уменьшается на 6-8 ч. В шлаке огневого рафинирования может содер­жаться 35-50 % меди. Поэтому его возвращают на конвертирование. После выпуска шлака производят дразнение, для чего жидкую медь перемешивают вначале с сырым, а затем с сухими деревянными шес­тами. Выделяющиеся при этом пары воды и углеводородов способству­ют интенсивному перемешиванию ванны и выделению сернистых и дру­гих газов. Раскислителями служат продукты сухой перегонки древеси­ны (СО, СН^ и Д?. Содержание меди после огневого рафинирования достигает 99,0-99,5 %. Из нее отливают плиты-аноды, которые направ­ляют на электролитическое рафинирование. Последнее необходимо для получения чистого продукта (99,99 % Си) и извлечения благородных металлов.

Электролитическое рафинирование происходит в деревянных или железобетонных ваннах, футерованных изнутри кислотоупорными ма­териалами. В раствор сернокислой меди опускают аноды и катоды, выполненные из тонких листов чистой меди. Растворение анодов (весом 200-320 кг) происходит в течение 20-30 дней. Медь осаждается на ка­тодах, которые периодически (через каждые 5-12 суток) выгружают, а примеси переходят в осадок, скапливающийся на дне ванны (шлам). Расход электроэнергии составляет 720-1000 МДж на 1 т меди. Катоды переплавляют на слитки в индукционных ил и других электрических пе­чах. Оставшиеся в электролите шламы, содержащие благородные ме­таллы, обрабатывают с целью выделения последних.