5.4 Металлургия меди
Медь – металл, который хорошо проводит электричество и тепло, обладает ценными механическими свойствами – ковкостью и тягучестью.
При наличии воздуха, влаги и сернистого газа медь постепенно покрывается плотной пленкой, предохраняющей металл от дальнейшего окисления, поэтому она и ее сплавы находят широкое применение при строительстве линий электропередач, в электромашиностроении, приборостроении и т.д.
Для получения меди применяют медные руды с концентрацией меди 0,6–2,0%. Около 85% ее извлекают из сульфидных, а остальное – из окисленных руд.
Низкое содержание основного компонента, потери при обогащении и в процессе плавки обусловливают значительную добычу медных руд – 2 млрд. т ежегодно, в больших количествах извлекают лишь каменные материалы, пески, гравий, уголь. Общий объем производства меди оценивается в 15 млн. т/год.
Основной способ производства меди – пирометаллургический, включающий обжиг концентратов, плавку на штейн, конвертирование штейна, огневое и электролитическое рафинирование меди.
Обжиг медных концентратов.
Большую часть концентратов (25–35% Cu) переплавляют на штейн без обжига, а часть (бедные концентраты, содержащие 10–25% Cu) подвергают обжигу, цель которого – частичное окисление содержащихся в концентрате серы и железа, чтобы в последующем обеспечивать эффективное получение штейна с высоким (25–30%) содержанием меди.
Наиболее совершенен обжиг в кипящем слое, широко используемый в других отраслях промышленности (химической, строительных материалов, черной металлургии и т.д.). В этом способе концентрат крупностью 3–5 мм поступает в камеру с подом, имеющим отверстие для подачи воздуха (рисунок 5.9). При определенной скорости дутья шихтовая нагрузка переходит в режим витания и образует псевдоожиженное состояние. В реакции окисления участвует вся внешняя поверхность материала, что ускоряет процесс окисления.
1 – транспортер; 2 – бункер; 3 – дозатор; 4 – камера; 5 – под;
6 – воздушная коробка; 7 – пылеуловитель
Рисунок 5.9 – Схема обжига руд в кипящем слое:
В процессе обжига происходит нагрев шихты; разложение высших сульфидов (FeS2→FeS+0,5S2 и 2CuS→Cu2S+0,5S2); окисление образующихся паров серы до S02 с выделением тепла; горение сульфида железа (2 FeS+3,502=Fe203+2 S02) с выделением тепла, которого с избытком хватает для нагрева шихты (700–800°C).
Продукт обжига огарок состоит из низших сульфидов Cu2S и FeS и различных оксидов. Отходящие из печи газы, содержащие 7–13% S02 используют для производства серной кислоты. Чтобы уменьшить вынос мелкой шихты отходящими газами, перед обжигом медный концентрат подвергают окомкованию.
Плавка на штейн имеет цель разделить шихту на два жидких продукта – штейн и шлак, т.е. отделить медь, переходящую в штейн, от оксидов шихты, которые образуют шлак.
Выплавку штейна производят несколькими способами. Преимущественное развитие получила плавка в жидкой ванне (ПЖВ). Процесс плавки осуществляют в шахтной печи высотой 6,0–6,5 м, стены которой выполнены из медных водоохлаждаемых плит, а под и свод – из огнеупоров. Фурмы для подачи дутья расположены в боковых стенах в ряд по всей длине печи на высоте 1,5–2,0 м от пода. Шихта непрерывно загружается в барботируемый дутьем расплав – смесь оксидных и сульфидных фаз. Выпуск штейна и шлака происходит непрерывно и раздельно через сифоны, расположенные в противоположных торцах печи.
В штейне содержание меди достигает 45–55%, концентрация S02 в отходящих газах достигает 40–50%, который идет на производство серной кислоты или серы в цехах предприятия.
Конвертирование медного штейна имеет цель получить черновую медь путем окисления содержащихся в штейне серы и железа. Его осуществляют продувкой штейна воздухом в горизонтальном конвертере. Вследствие экзотермичности основных реакций конвертирование не требует затрат тепла.
Современный медеплавильный конвертер показан на рисунке 5.10, который имеет длину 6–12 м, наружный диаметр 3–4 м. Производительность конвертера за одну операцию составляет 40–100 т. Футеруют конвертер хромомагнезитовым кирпичом. Заливку расплавленного штейна и слив продуктов плавки осуществляют через горловину, расположенную в средней части корпуса конвертера, через которую удаляют газы. Фурмы для вдувания воздуха расположены в ряд по длине конвертера.
1 – горловина; 2 – окно для загрузки флюсов;
3 – воздушный коллектор; 4 – фурмы
Рис. 5.10 – Горизонтальный конвертер
Процесс в конвертере циклический и состоит из двух периодов. Первый период (период окисления FeS), начинается с заливки штейна, после чего подают дутье и загружают порцию кварцевого флюса, содержащего 70–80% Si02. Период длится 6–24 часа в зависимости от содержания меди в штейне. Основными реакциями периода являются окисление сульфида железа
2FeS + 302 =2Fe0 + S02
и ошлакование образующегося оксида Fe0 кремнеземом флюса
2Fe0 + Si02 = (Fe0)2 Si02
Сульфид меди в течение первого периода не окисляется, поскольку у железа больше химическое сродство к кислороду, чем у меди. По окончании первого периода и слива последней порции шлака в конвертере остается белый штейн – почти чистая полусернистая медь Cu2S.
Второй период – получение черновой меди из белого штейна – длится 2–3 часа и заключается в продувке без добавки в конвертер флюса. Основная реакция периода:
Cu2S + 02 = 2Cu + S02.
После полного окисления серы продувку заканчивают, получая черновую медь, которую разливают в слитки либо направляют в рафинировочную печь. Черновая медь содержит: 97,5–99,5% Cu, до 350 г/т золота, до 2500 г/т серебра, примеси железа, серы, кислорода и др. Для очистки от примесей и извлечения благородных металлов черновую медь подвергают огневому и электролитическому рафинированию. Рафинирование черновой меди от примесей по экономическим соображениям проводят в две стадии – вначале методом огневого рафинирования, а затем электролитическим методом.
Огневое рафинирование проводят при 1130–1150°C в отражательных печах, подобно штейновым, емкостью до 500 т (глубина – ширина–длина до 0,9–5–15 м соответственно). Их отапливают природным газом, мазутом или угольной пылью. Продолжительность плавки достигает 20 часов и включает следующие периоды: загрузка, расплавление, очистительная обработка расплава, удаление шлака, восстановительная обработка, разливка готовой меди.
Окислительный период длительностью 1,5–4,0 часа служит для перевода в шлак примесей, имеющих большее химическое сродство к кислороду, чем медь. К ним относятся железо, никель, цинк, мышьяк, сурьма. Благородные металлы не окисляются и остаются в меди. Оксиды примесей и загружаемый в печь в небольших количествах кремнезем образуют на поверхности ванны шлак, который в конце окислительной продувки удаляют из печи деревянными гребками. Продувка заключается во вдувании в ванну воздуха через стальные трубки, покрытые огнеупорной обмазкой.
После окислительного периода и скачивания шлака из расплава меди удаляют растворенные газы («дразнят» на плотность), погружая в ванну сырую древесину (жерди, бревна). Выделяющиеся при сухой перегонке древесины пары воды и углеводороды перемешивают металл, способствуя его дегазации, а также раскисляют ванну, восстанавливая Cu20 по реакции
Cu20 + H2 = 2Cu + H20.
После «дразнения» медь разливают в аноды – слитки толщиной 35–40, длиной 800–900 и шириной 800–900 мм, предназначенные для электролитического рафинирования. Анодная медь содержит 99,4–99,6% Cu.
Электролитическое рафинирование позволяет выпустить медь высокой степени чистоты, извлечь благородные металлы и другие ценные элементы.
Электролиз ведут в ваннах ящичного типа (длиной, шириной, высотой до 5,5×1,0×1,3 м), футерованные внутри кислотостойкими материалами (винипласт, стеклопластик и др.). В ванне подвешивают аноды и между ними катоды – пластины из чистой меди.
Электролитом служит раствор сернокислой меди, подкисленный серной кислотой. При пропускании постоянного тока анод растворяется, медь переходит в раствор, а на катодах разряжаются ионы меди, осаждаясь на них слоем чистой меди. Электролит периодически обновляют. Часть примесей остается в электролите, а такие как Au, Ag, Se, Te, Pb, Sn, Pt выпадают в осадок– шлам, который выгружают из ванны и перерабатывают, извлекая ценные металлы.
Растворение анода длится 20–30 суток, катоды выгружаются через 2–3 суток. Удельный расход электроэнергии равен 230–350 кВт в час на 1 т меди.
Вопросы газо– и пылеулавливания в металлургии меди, учитывая агрессивный характер и значительные количества выбрасываемых загрязнений, являются приоритетными. Выбор схем пылеулавливателей определяется характером отдельных стадий технологического процесса.