способ переработки сульфидных медных концентратов

Формула изобретения

1. Способ переработки сульфидных медных концентратов, включающий расплавление шихты в печи взвешенной плавки с использованием теплоты экзотермических реакций, последующее разделение расплава на штейн и шлак и дальнейшее трехступенчатое обеднение шлака в дуговых электропечах с использованием углеродистого восстановителя, отличающийся тем, что внутри печи взвешенной плавки размещают реактор, через который пропускают в виде потока пылевзвеси в газе-носителе низкосортное твердое топливо, которое рекуперативно нагревают до 500 - 800^oC в течение 0,3 - 0,5 с и разлагают на парогазовые продукты: газ, влагу и смоляные пары и полукокс, парогазовые продукты отделяют от полукокса и направляют на сжигание в печь взвешенной плавки, а полукокс используют в качестве углеродистого восстановителя в дуговых электропечах для обеднения шлака.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве низкосортного твердого топлива используют бурый уголь, торф или горючие сланцы.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к способам переработки сульфидных медных концентратов по известной технологической схеме металлургического производства меди с головным процессом взвешенной плавки.

Цель изобретения - снижение энергозатрат, замена дефицитных видов топлив (кокс, природный газ) местными низкосортными топливами.

Пример 1 (по известному способу).

При взвешенной плавке сульфидного медного концентрата (вместе с песчаником и оборотной пылью) пылевидные частицы шихты вдувают через шихтовые горелки, в реакционную шахту печи кислородно-воздушной смесью. Дефицит тепла в процессе взвешенной плавки устраняется подачей природного газа в печь: в реакционную шахту - для катализации реакций горения, в отстойник - для покрытия потерь теплоты в окружающую среду, в количестве до 300 м³/т концентрата (в зависимости от степени обогащения воздуха кислородом и состава медного концентрата). В результате экзотермических реакций, проходящих в шахте и в отстойнике, получают в штейне с 40-65% меди кремнекислый шлак и газы. Газы, содержащие до 40% SO₂, а также 8% пыли, в расчете от количества подаваемого концентрата, поступают через аптейки печи в утилизационный котел. Температура газов на выходе из печи взвешенной плавки составляет 1300^oC.

В котле газы охлаждаются до 350^oC и улавливается 40-50% пыли. Далее охлажденные газы направляются через электрофильтры на производство серной кислоты, а медный штейн поступает на конвертирование, где продувается дутьем, обогащенным кислородом. В результате этого процесса получают черновую медь и конвертерный шлак, последний со шлаком взвешенной плавки направляется на трехступенчатое обеднение в электродуговых печах по способу УПИ [1].

Сущность этого способа заключается в следующем. Шлаки медеплавильного производства заливают в дуговую электропечь, к нему добавляют до 10% извести и 2-3% восстановителя (металлургического кокса). После перегрева шлака (состав смешанного шлака, %: Cu 2,0; FeO 52-54; Fe₃O₄ 10-12; CiO₂ 28-30 и прочие) до 1340-1400^oC обрабатывают бедным штейном, количество которого составляет около 15% массы шлака. Обогатившийся до 10-15% Cu штейн направляют на конвертирование, а шлак, содержащий 0,2-0,5% Cu, во вторую электропечь. В этой печи к шлаку добавляют 1-2% восстановителя и 10% пирита. Металлизированный штейн (1,5-3,0% Cu) подают в первую печь, а шлак с 0,07-0,1% Cu в третью. В нее загружают известь и 12-15% восстановителя. В результате плавки получают сталистый чугун состава, %: 96 Fe; 1,5-1,7 C; 1,8 S; 0,8-0,85 Cu. Шлак, содержащий 40% SiO₂ и 35-40% CaO, может быть использован для производства шлаковых и вяжущих строительных материалов. Извлечение меди из шлака в штейн составляет 85-90%, а железа в сталистый чугун - около 90%. На 1 т шлака расходуется 1250-1300 кВтч электроэнергии, 12-15 кг электродной массы, 100-150 кг пирита, 250-300 кг извести и до 180 кг кокса (Куприянов В.П. Шлаки медеплавильного производства и их переработка.- М.: Металлургия, 1987, с. 120-138).

Например: для технологической схемы ПВП производительностью по сырью 450 т/сут потребность в энергоносителях составляет в расчете на 1 т шихты:

Электроэнергия - 130 кВтч

Природный газ - 250 м

Металлургический кокс - 180 кг

Пример 2 (по предлагаемому способу).

Способ переработки сульфидных медных концентратов такой же, как в примере 1. Дефицит тепла в процессе взвешенной плавки сульфидного медного концентрата устраняется путем подачи в печь взвешенной плавки и сжигания в ней потока парогазовых продуктов термического разложения низкосортного твердого топлива (например: бурый уголь, торф или горючие сланцы), которое в виде потока пылевзвеси в газе-носителе проходит через печь взвешенной плавки, рекуперативно нагревается до 500-800^oC в течение 0,3-0,5 с, в результате чего твердое топливо разлагается на парогазовые продукты (газ, влага, смоляные пары) и полукокс. После чего парогазовые продукты отделяются и направляются на сжигание в печь взвешенной плавки, а полукокс используется как восстановитель в дуговых электропечах для обеднения шлака.

Например, бородинский бурый уголь Канско-Ачинского бассейна с Q^р_н = 25000 кДж/кг сухого угля. Бурый уголь в виде пылевзвеси в потоке несущего воздуха подается в реактор, расположенный в аптейке ПВП, нагревается с высокой скоростью до 500 - 800^oC, в результате чего разлагается на кокс и парогазовые продукты. Часть пылевидного кокса сепарируется из потока и направляется в качестве восстановителя на обеднение шлака, а запыленный коксом поток парогазовых продуктов термического разложения поступает в печь взвешенной плавки, где сжигается для покрытия дефицита тепла в рабочей камере ПВП.

При тех же затратах технических материалов и одинаковом выходе целевых продуктов изменяются расходы энергоносителей, которые в сопоставимых условиях для технологической схемы с ПВП производительностью по сырью 450 т/сут составляют в расчете на 1 т шихты:

Электроэнергия - 1350 кВтч

Бурый уголь - 546 кг

Экономическая эффективность предлагаемого технического решения даже без учета затрат на транспортировку топлива связана со значительно меньшей стоимостью местных топлив, заменяющих дефицитные кокс и природный газ, то есть:

U^су_эн^щ = U_пгV_пг + b_кЦ_к = 250.350 + 180.750 = 222500 руб.

U^пр_эн^едл = b_буЦ_бу = 546.250 = 136500 руб.

где

U^су_эн^щ,U^пр_эн^едл- затраты на средства энергетического обеспечения процесса, соответственно для существующего и предлагаемого вариантов схем;

b_бу, b_к, b_пг - расходы бурого угля, кокса в кг/т шихты и природного газа в м/т шихты;

Ц_бу, Ц_к, Ц_пг - цена бурого угля, кокса в руб/кг и природного газа в руб/м.