3.1. Производство меди

В природе медь встречается преимущественно в виде сульфидных руд, реже в виде оксидных соединений (Cu2O). В настоящее время около 80% меди выплавляют из сульфидных руд. Наиболее распространенными из них являются медный колчедан, содержащий халькопирит Cu2S. Встречается также и самородная металлическая медь. Многие медные руды являются полиметаллическими и содержат, кроме меди, цинк, олово, железо, серебро и другие элементы. В состав пустой породы входят обычно кварц, различные алюмосиликаты, кальцит и другие соединения.

Все медные руды являются относительно бедными и содержат меди обычно не более 1…3%. Поэтому такие руды подвергают обогащению. Для этой цели наиболее часто используют метод флотации, основанный на различной смачиваемости частиц рудных минералов и пустой породы.

Тонкоизмельченная руда (рис.9) через бункер 4 поступает в ванну флотационной машины с проточной водой, заливаемой через трубу 3. Через отверстие 2 в днище ванны и сквозь холст 1 продувается воздух, пузырьки которого поднимаются через суспензию разделяемых минералов. Гидрофобные, или плохо смачиваемые водой частицы, прилипают к пузырькам воздуха и выносятся на поверхность, где скапливаются в виде минерализованной пены 5. Пену затем отводят и разрушают, получая флотационный концентрат. Гидрофильные, или хорошо смачиваемые водой частицы остаются в ванне и периодически через отверстие 6 направляются в отвалы.

Полученный после флотации концентрат содержит до 35% меди. При переработке комплексных руд применяют селективную флотацию, последовательно выделяя металлосодержащие частицы различных металлов. С этой целью подбирают соответствующие флотационные реагенты.

Получаемый после флотации медный концентрат обезвоживается в специальных вакуум-фильтрах и затем подвергается обжигу. Цель обжига – частичное удаление серы. Этот процесс ведут в специальных печах, в кипящем слое, по схеме, приведенный на рис.10.

Медный концентрат по транспортеру 4 загружается в бункер 3, а затем через дозатор 2 поступает на под печи 1. Снизу в печь через воздушные коробки 7 вдувается струя воздуха. Под давлением воздуха порошкообразный концентрат интенсивно перемешивается – «кипит», при этом частички руды удерживаются во взвешенном состоянии. Это способствует более эффективному процессу окисления (горения) серы. Температура в камере 5 при этом поддерживается в пределах 600…700оС. Сернистый ангидрид SO2, образующийся в результате обжига, поступает в пылеуловитель 6 и затем используется для производства серной кислоты.

При обжиге медных руд и концентратов удаляется до 50% серы.

В результате обжига получают огарок, который впоследствии поступает на плавку для получения медного штейна.

Процесс обжига в печах такого типа является непрерывным, полностью механизированным и автоматизированным.

Плавку на штейн обожженного медного концентрата наиболее часто проводят в пламенных отражательных печах, работающих на жидком или газообразном топливе. Такие печи вмещают обычно до 100 т переплавляемых материалов.

Расплавление шихты происходит за счет тепла, выделяемого при сжигании топлива в камере сгорания 1 (рис.11). Факел пламени проходит над ванной и расплавляет концентрат. Печные газы через дымоход 4 уходят в дымовую трубу. Тепло отходящих газов, имеющих температуру более 1200оС, используется впоследствии в паровых котлах, а также для подогрева воздуха, идущего на дутье.

Концентрат загружается через отверстие 2 в своде печи. Температура газов в наиболее горячей зоне у передней стенки достигает 1500…1600оС. Этой температуры достаточно для расплавления шихты. Продукты плавки – шлак и штейн – периодически по мере их накопления выпускают из печи через шлаковое окно 3 и летку для штейна 5. Печной под 6 набивается огнеупорной глиной и наваривается слоем кварцевого песка.

Основная масса (80…90%) полученного штейна состоит из сульфидов меди Cu2S и сульфидов железа FeS2. В процессе плавки концентрата периодически вся медь полностью переходит в штейн.

В расплавленном состоянии (Тпл = 950…1050оС) штейн поступает на переработку в черновую медь.

Черновая медь получается в конверторах горизонтального типа с боковым (в отличии от сталеплавильных конверторов) дутьем. Заливка расплавленного штейна производится через горловину конвертора. Воздушное дутье подается через 40…50 фурм, расположенных вдоль боковой поверхности конвертора.

Продувка штейна воздухом длится 10…12 часов и более. В результате плавки в конверторе получается черновая медь и конверторный шлак (сплав оксидов железа, кремния и алюминия). Окислительные процессы в процессе продувки сопровождаются выделением тепла, поэтому во время продувки в конверторе поддерживается температура в пределах 1100…1200оС. Черновую медь выпускают через горловину конвертора и разливают на разливочных машинах в слитки. Производительность наиболее крупных конверторов за один цикл процесса до 100 т меди.

Полученную в конверторе медь называют черновой, т.к. она содержит до 2% различных примесей (железа, цинка, никеля, олова и других элементов). Такую медь использовать для технических целей невозможно, поэтому ее после разлива в слитки направляют на рафинирование.

Рафинирование черновой меди производится с целью удаления из нее примесей, ухудшающих ее свойства. В настоящее время рафинирование проводят последовательно двумя принципиально разными методами – огневым (пирометаллургическим) и электролитическим.

Огневое рафинирование проводят в пламенных отражательных печах емкостью 200…250 т. Процесс состоит из расплавления чушек черновой меди, окисления примесей, удаления растворенных в металле газов, раскисления и разливки меди.

Процесс рафинирования состоит из двух периодов – окислительного и восстановительного.

В окислительном периоде примеси частично окисляются в период расплавления меди. Для ускорения процесса окисления в расплавленную черновую медь по трубкам вдувают воздух. Оксиды некоторых элементов (SbO2, PbO, ZnO и др.) легко возгоняются и удаляются с печными газами. Другая часть примесей образует оксиды (Fe2O3, Al2O3, SiO2), которые всплывают на поверхность и образуют шлак. В этот период плавки происходит также и окисление меди по реакции

Закись меди Cu2O благодаря интенсивному перемешиванию вдуваемым воздухом быстро распространяется по всему объему ванны. Период окисления длится около 3ч, после чего продувку прекращают.

Окисляются и остаются в меди золото, серебро, а также селен и теллур.

Задачей восстановительного периода является раскисление меди, т.е. восстановление Cu2O, а также дегазация металла.

Удаление из меди растворимых газов принято называть «дразнение на плотность». Для проведения этого процесса окислительный шлак полностью удаляют. На поверхность ванны насыпают слой древесного угля, что предохраняет металл от окисления. Затем в металл ванны погружают сырые березовые или сосновые бревна (шесты), после чего происходит бурное выделение паров воды и газов. Вследствие этого металл бурно перемешивается, а выделяющиеся в результате сухой перегонки древесины оксиды СО и другие газы раскисляют закись меди Cu2O по реакциям

Огневое рафинирование обеспечивает получение слитков меди со степенью чистоты 99,5…99,7%. При этом в результате дразнения содержание Cu2O в меди снижается с 10…12 до 0,3…0,5%.

Готовую медь выпускают из печи в ковш и разливают в слитки для прокатки или в анодные пластины для последующего электролитического рафинирования.

Электролитическое рафинирование обеспечивает получение наиболее чистой, высококачественной меди. В настоящее время электролитическому рафинированию подвергается около 95% черновой меди. Электролиз проводят в деревянных или бетонных ваннах, выложенных внутри листовым свинцом или кислотостойкими полимерными материалами (чаще всего винипластом). В качестве электролита используют водный раствор серной кислоты Н2SО4 (10…16%) и сернокислой меди CuSО4 (10…16%). Анодами являются пластины из рафинированной меди размером 1х1 м и толщиной 40…50 мм. В качестве катодов используют тонкие листы (0,5…0,7 мм) из электролитической меди, которые подвешивают между анодами. При пропускании постоянного тока происходит постепенное растворение анодов и осаждение меди на катодах. В одной ванне помещают до 40 анодов.

Электролиз ведут при напряжении 2…3 В и плотности тока 150…300 А/м2. Длительность процесса более 20 дней. Катоды наращивают до массы 70…140 кг, затем их извлекают из ванны и заменяют новыми. Часть примесей, содержащихся в черновой меди, оседает на дне ванны в виде шлама. Расход электроэнергии на 1 т катодной меди составляет 200…350 кВт•ч. Рафинированная этим способом медь имеет чистоту 99,98%. В дальнейшем катодную медь переплавляют в плавильных печах и разливают в слитки для получения различных видов металлопродукции – листов, проволоки, трубок и другой продукции.

Акулич Н.В. Процессы производства черных и цветных металлов и их сплавов, Гомель 2008