способ электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов

Формула изобретения

Способ электроплавки сульфидного медно-никелевого материала, включающий его агломерирующий обжиг, загрузку агломерата в электропечь совместно с сульфидизатором, углем и флюсовой смесью, состоящей из песчаника и вкрапленной сульфидной медно-никелевой руды, которую загружают в электропечь распределенно, электроплавку образованной шихты с получением шлакового и штейнового расплавов, раздельный слив шлака и штейна, отличающийся тем, что долю флюсовой смеси, загружаемой в зону электропечи между электродом и стеной с выпускным отверстием шлака, определяют по формуле:

где Фл - доля флюсовой смеси, загружаемая в зону электропечи между электродом и стеной с выпускным отверстием шлака, доля единиц от всей массы флюсовой смеси;

А=0,1429 - эмпирический коэффициент, отвечающий условию равномерного распределения флюсовой смеси при загрузке в электропечь, безразм.;

В=0,09 - эмпирический коэффициент, определяющий снижение доли флюсовой смеси, загружаемой в зону электропечи между электродом и стеной с выпускным отверстием шлака, при увеличении доли вкрапленной руды во флюсовой смеси;

С - массовая доля вкрапленной руды во флюсовой смеси, доля единиц;

при этом на электроде, расположенном вблизи стены с выпускным отверстием шлака и заглубленном в шлаковый расплав более чем другие электроды, напряжение снижают на 30 В относительно других электродов.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к области металлургии и может быть использовано при электроплавке сульфидных медно-никелевых материалов на штейн.

Известен способ электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов, включающий загрузку в печь с образованием шихтовых откосов твердой шихты, состоящей из восстановителя, сульфидизатора и кварцевого флюса [1]. В соответствии с предлагаемым способом имеется признак, сходный с заявляемым, а именно раздельная подача компонентов шихты в различные зоны печи. Так флотационный медно-никелевый концентрат загружают в головную часть печи, удаленную от зоны выпуска отвального шлака, а кусковую руду загружают в остальную часть печи.

Недостатком известного способа является высокое содержание цветных металлов в шлаке (Cu 0,3%; Ni 0,5%), что приводит к повышенным потерям никеля и меди. Кроме того, способ позволяет вести плавку продуктов, обладающих небольшим насыпным весом и высотой шихтового откоса не более 1 м (флотационный концентрат). При плавке продукта, обладающего большим насыпным весом, каковым является флюсовая смесь из песчаника и вкрапленной руды, будет происходить опускание шихтового конуса в глубь расплава. Это вызовет локальное переохлаждение шлако-штейнового расплава, что приводит к росту потерь цветных металлов с отвальным шлаком и затрудняет выпуск шлака из печи.

Наиболее близким по технической сущности является способ электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов, включающий загрузку в печь с образованием шихтовых откосов твердой шихты, состоящей из агломерата, восстановителя, сульфидизатора, медно-никелевых оборотов, флюсовой смеси, состоящей из песчаника и вкрапленной руды [2].

В соответствии со способом флюсовую смесь смешивают с восстановителем, полученную смесь равномерно загружают как в зону между электродом и стеной с выпускным отверстием шлака, так и в другие зоны печи. При этом как напряжение, так и заглубление на всех электродах печи имеют одинаковое значение. Данный способ принимаем за прототип.

Недостатками способа является следующее.

1. Высокие потери никеля и кобальта с отвальными шлаками. Содержание никеля в шлаке 0,11%, кобальта 0,061%.

2. Возможность возникновения аварийной ситуации на печи и ее остановки.

3. Низкое замещение песчаника рудой во флюсовой смеси.

Это происходит потому, что применение в качестве компонента флюсовой смеси вкрапленной руды, содержащей окислы магния и кремния с плотностью, большей, чем у песчаника, приводит к ее быстрому погружению в шлаковый расплав. В результате попадания непрогретых кусков вкрапленной руды в толщу шлака, они вызывают локальное охлаждение прилегающих слоев шлака. В результате происходит образование охлажденных локальных зон с повышенной вязкостью - конгломератов шлака, с одной стороны. С другой стороны, повышенная вязкость конгломератов шлака обусловлена тем, что в результате плавления вкрапленной руды, содержащей пониженное количество железа и повышенное количество магния (по сравнению с основной массой окружающего шлака), происходит локальное обеднение расплава в них окислами железа и обогащения окисью магния. Повышенная вязкость локальных зон шлака способствует запутыванию в них капелек штейна, тем самым обогащая их цветными металлами. Опускающиеся конгломераты шлака, обладающие большей плотностью, чем шлак, и меньшей плотностью, чем штейн, образуют «промежуточный слой» на границе шлак - штейн. Конгломераты шлака, образовавшиеся в зоне между электродами, во время их движения к шлаковой летке, в результате выравнивания температуры и химического состава, приобретают свойству основной массы шлака, т.е. происходит их ассимиляция в шлаке. Однако при загрузке вкрапленной руды в зону между электродом и стенкой печи, в районе выпускного отверстия шлака, времени для полной ассимиляции шлаковых конгломератов и полной гомогенизации шлака недостаточно. Это приводит к попаданию шлаковых конгломератов, обогащенных цветными металлами, в выпускное отверстие при сливе из печи отвального шлака, что приводит к росту потерь цветных металлов. Попадание в выпускное отверстие «промежуточного слоя» приводит к его закупориванию и увеличивает продолжительность операции выпуска шлака из печи, что может привести к повышению уровня ванны и аварийному прорыву расплава через стенки печи.

Задача изобретения:

- дополнительное извлечение цветных и драгоценных металлов из вкрапленной руды, теряемой при ее обогащении и агломерирующем обжиге медно-никелевого концентрата;

- снижение расхода песчаника при рудно-термической электроплавке;

- уменьшение потерь никеля и кобальта с отвальным шлаком;

- предотвращение работы печи в аварийном режиме.

Техническим результатом от использования изобретения является совершенствование способа переработки вкрапленных руд, а именно оптимизация режимных параметров загрузки флюсовой смеси, содержащей в качестве компонента вкрапленную руду и электрических характеристик руднотермической печи при ее плавке.

Технический результат достигается тем, что в способе электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов, включающем его агломерирующий обжиг, загрузку агломерата в электропечь совместно с сульфидизатором, углем и флюсовой смесью, состоящей из песчаника и вкрапленной сульфидной медно-никелевой руды, которую загружают в электропечь распределенно, электроплавку образованной шихты с получением шлакового и штейнового расплавов, раздельный слив шлака и штейна, отличающимся тем, что долю флюсовой смеси, загружаемой в зону электропечи между электродом и стеной с выпускным отверстием шлака, определяют по формуле

где Фл - доля флюсовой смеси, загружаемая в зону электропечи между электродом и стеной с выпускным отверстием шлака, доли ед.;

А=0,1429 - эмпирический коэффициент, отвечающий условию равномерного распределения флюсовой смеси при загрузке в электропечь, (без разм.);

В=0,09 - эмпирический коэффициент, определяющий снижение доли флюсовой смеси, загружаемой в зону электропечи между электродом и стеной с выпускным отверстием шлака, при увеличении доли вкрапленной руды во флюсовой смеси;

С - массовая доля вкрапленной руды во флюсовой смеси, доли ед.

Остальную часть флюсовой смеси загружают в другие зоны печи, при этом на электроде, расположенном вблизи стены с выпускным отверстием шлака и заглубленном в шлаковый расплав более, чем другие электроды, напряжение снижают на 30 вольт относительно других электродов.

Сущность изобретения заключается в том, что загрузка части флюсовой смеси в зону между электродом и стеной с выпускным отверстием шлака в соответствии с предлагаемой формулой позволяет предотвратить образование охлажденных вкрапленной рудой локальных зон шлака с повышенной вязкостью конгломератов шлака, образующих промежуточный слой, способствующего запутыванию в них капелек штейна, тем самым обогащая шлак цветными металлами, что приводит к росту потерь цветных металлов.

Поддержание напряжения на электроде, расположенном вблизи стены с выпускными отверстием шлака на 30 вольт ниже, чем на других электродах, а его погружение в шлаковый расплав глубже, чем другие электроды, обеспечивают прогрев и оптимальное перемешивание шлакового расплава в этой зоне печи. Конгломераты шлака, образовавшиеся в зоне между электродами, во время их движения к шлаковой летке, в результате выравнивания температуры и химического состава, приобретают свойства основной массы шлака, т.е. происходит их ассимиляция в шлаке. Это способствует образованию однородного шлакового расплава и облегчает его выпуск из печи.

Таким образом, реализации способа в соответствии с заявляемой формулой позволяет увеличить переработку вкрапленной руды в рудно-термической печи и тем самым извлечь цветные металлы, теряемые при ее обогащении и агломерирующем обжиге медно-никелевого концентрата, полученного из нее, сократить расход песчаника, снизить потери цветных металлов с отвальным шлаком, предотвратить работу печи в аварийном режиме.

При подаче флюсовой смеси в количестве, большем, чем рассчитано по формуле, и поддержании остальных параметров в соответствии с приведенными в формуле изобретения флюсовая смесь и особенно вкрапленная руда, загружаемая на шихтовые откосы в зону между электродами и стенкой с выпускным отверстием шлака, поступает в избыточном количестве. Поэтому тепла, выделяющегося в приэлектродной зоне и содержащегося в шлаковом расплаве, недостаточно для расплавления всей массы вкрапленной руды. Поскольку плотность вкрапленной руды выше, чем у песчаника при сходе шихтовых откосов, она погружается в шлаковый расплав быстрее, чем песчаник. Непрогретые продукты вызывают локальное охлаждение шлакового расплава. Это приводит к образованию в шлаке охлажденных локальных зон с повышенной вязкостью конгломератов шлака и способствует образованию «промежуточного слоя» на границе шлак - штейн. Кроме того, при увеличении массы флюса, загружаемого в зону между электродом и стенкой с выпускным отверстием, приводит к локальному обогащению шлака кремнеземом и увеличению его вязкости. Из шлаковых конгломератов и «промежуточного слоя», обладающих повышенной вязкостью, капли штейна выделяются медленно, что ведет к росту потерь цветных металлов с отвальным шлаком. Попадание в сливные отверстия «промежуточного слоя» ведет к их забиванию и увеличивает продолжительность выпуска шлака из печи, что может привести к повышению уровня ванны и аварийному прорыву расплава через стенки печи. Для предотвращения этого приходится снижать производительность печи по проплаву шихты.

При загрузке флюсовой смеси в количестве, меньшем, чем рассчитано по формуле, и поддержании остальных параметров в соответствии с приведенными в формуле изобретения масса флюса в шихте, загружаемого в зону между электродом и стенкой с выпускным отверстием, недостаточна для ошлакования железа, загруженного в эту зону. Это приводит к локальному обогащению шлака окисью железа и понижению межфазного натяжения на границе штейн - шлак. В результате ухудшается разделение шлака и штейна, и увеличиваются потери ценных компонентов со шлаком. Одновременно пониженное количество флюсовой смеси в шихтовых откосах электропечи приводит к увеличению в них электропроводности шихты, увеличивается доля тока, протекающего через твердую шихту, в результате чего температура шихты на откосах увеличивается, шихта спекается, теряет подвижность, неравномерно распределяется по ванне печи, что снижает проплав шихты и сокращает срок службы свода.

При снижении напряжения на электроде, расположенном вблизи стены с выпускным отверстием шлака, по сравнению с другими электродами печи, большем, чем 30 вольт, и поддержании остальных параметров в соответствии с приведенными в формуле изобретения приводит к избыточному выделению тепла в зоне слива расплава. Это может привести к перегреву шлака в поверхностном слое и создать предпосылки к его аварийному выходу через стенку печи.

При снижении напряжения на электроде, расположенном вблизи стены с выпускным отверстием шлака, по сравнению с другими электродами печи меньше, чем 30 вольт, и поддержании остальных параметров в соответствии с приведенными в формуле изобретения приводит к недостаточному выделению тепла в зоне слива расплава. Это может привести к переохлаждению шлака и увеличению его вязкости, что затруднит выпуск шлака из печи и приведет к поднятию уровня ванны расплава выше допустимого. Данное обстоятельство может создать аварийную ситуацию в работе печи.

При недостаточном заглублении электрода, расположенного вблизи стены с выпускным отверстием, по сравнению с другими электродами печи в расплав и поддержании остальных параметров в соответствии с приведенными в формуле изобретения ухудшается перемешивание шлакового расплава в нижней части шлаковой ванны. В результате этого конгломераты шлака разрушаются неполностью. Попадая в выпускное отверстие, конгломераты закупоривают его, что приводит к затруднению выпуска шлака из печи, поднятию уровня ванны расплава выше допустимого и созданию аварийной ситуации в работе печи.

При избыточном заглублении электрода, расположенного вблизи стены с выпускным отверстием шлака, по сравнению с другими электродами печи в расплав и поддержании остальных параметров в соответствии с приведенными в формуле изобретения усиливается перемешивание и перегрев шлакового расплава в зоне возле выпускного отверстия, что приводит к преждевременному износу втулки выпускного отверстия и трудностям в его закрытии. В результате создается опасность аварийного выхода расплава через выпускное отверстие.

Поиск по патентной и технической литературе не выявил признаков в их совокупности, сходных с отличительными признаками заявляемого объекта, а именно в способе (аналог 1) использован признак - загрузка в разные зоны электропечи шихты различного состава, но в качестве шихты используют руду и флотационный концентрат. В способе (прототип) использован признак - подача на плавку флюсовой смеси из песчаника и вкрапленной руды, но не применен признак - снижение загрузки флюсовой смеси в зоне возле выпускного отверстия шлака, что не позволяет получить новый положительный эффект - возможность подавать на плавку флюсовую смесь с высокой массовой долей вкрапленной руды. А такие отличительные признаки, как: поддержание на электроде, расположенном возле стены с выпускным отверстием шлака, напряжения на 30 вольт ниже, а заглубления этого электрода в расплав больше, чем на других электродах печи, в патентной и технической литературе не найдены.

Таким образом, только одновременное сочетание нескольких признаков: часть флюсовой смеси из песчаника и вкрапленной руды, загружаемой в зону между электродом и стеной с выпускным отверстием шлака, определяют по формуле в зависимости от доли вкрапленной руды во флюсовой смеси и поддержание на электроде, расположенном возле стены с выпускным отверстием шлака, напряжения ниже на 30 вольт при заглубления этого электрода в расплав больше, чем на других электродах печи, позволяет достичь технического результата и решить поставленную задачу.

Все вышеуказанное свидетельствует о соответствии изобретения критерию «изобретательский уровень».

Способ электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов осуществляют следующим образом.

На рудном дворе готовят восстановительно-флюсующую смесь из каменного угля и флюсовой смеси - песчаника и вкрапленной руды. Доля вкрапленной руды составляет 25% и более от суммарной массы песчаника и вкрапленной руды. Долю песчаника и вкрапленной руды во флюсовой смеси регулируют на рудном дворе, изменяя дозировку компонентов при приготовлении смеси.

Восстановительно-флюсующую смесь загружают в приемный бункер №1 рудно-термической печи. В приемный бункер №2 печи загружают агломерат и прочие металлосодержащие продукты. Из приемного бункера №1 восстановительно-флюсующую смесь с помощью дозатора выгружают на ленточный конвейер, а из приемного бункера №2 на ленту транспортера дозируют агломерат и прочие металлосодержащие продукты. Далее по системе ленточных конвейеров шихтовую смесь загружают в бункера-воронки печи. Таким образом, состав шихтовой смеси, загружаемой в различные зоны печи, окончательно формируется на ленте конвейера. Отношение масс флюсовой смеси к агломерату для каждого бункера-воронки регулируют путем изменения режима работы дозаторов на приемных бункерах печи.

Из бункера-воронки по течке шихтовую смесь загружают на ванну рудно-термической печи.

При плавке поддерживают на электроде, расположенном возле стены с выпускным отверстием, напряжение шлака на 30 вольт ниже, чем на других электродах печи, а погружение этого электрода в расплав увеличивают в соответствии с необходимой мощностью печи.

Примеры осуществления способа.

Способ-прототип и заявляемый способ были апробированы в промышленном масштабе.

Примеры осуществления способа приведены в таблице.

Пример 1 (по прототипу способу, промышленные условия). На промышленной шести электродной руднотермической электропечи с диаметром электродов 1200 мм при рабочей мощности 38 мВт проведена, с непрерывной загрузкой шихты, плавка продукта, полученного из никелевого концентрата - агломерата с медно-никелевыми оборотами, восстановителем-углем, флюсовой смесью из песчаника и вкрапленной руды и сульфидизатора.

Доля вкрапленной руды во флюсовой смеси составляла 50%, что было задано на рудном дворе при приготовлении флюсовой смеси.

Подготовленную на рудном дворе флюсовую смесь передавали с помощью конвейерных транспортеров в рудно-термическое отделение и загружали в бункер рудно-термической печи. Агломерат подавали по отдельным конвейерным трактам и загружали в другой бункер.

Флюсовую смесь загружали равномерно по длине печи.

При плавке поддерживали на всех электродах печи одинаковое напряжение. Заглубление всех электродов в расплав поддерживали одинаковое.

Загружаемые материалы взвешивали на конвейерных весах. Массу продуктов плавки определяли по количеству налитых чаш шлака и штейна при известной, предварительно определенной с использованием платформенных железнодорожных весов, массе продукта в чаше, наполненной полностью. При этом фиксировали степень заполнения чаш и количество шлаковых и штейновых оборотов, остающихся в чашах после слива продуктов.

Шихту плавили и сливали шлак и штейн, контролируя и регистрируя все возможные неполадки в работе печи и возникновение аварийных ситуаций. Шлак направляли в отвал, а штейн на переработку в конвертерное отделение на файнштейн.

В процессе промышленных испытаний отбирали пробы исходных шихтовых материалов, продуктов плавки - шлака и штейна. Пробы при необходимости охлаждали, измельчали и анализировали на содержание цветных металлов.

Содержание в отвальном шлаке составило, %: Ni - 0,11 и Со - 0,061, что выше оптимального по заявляемому способу.

Работа в указанных режимах привела к повышенной вязкости шлака, росту времени слива шлака и потерь ценных компонентов, забиванию выпускных отверстий «промежуточным слоем» и увеличению продолжительности выпуска шлака из печи. Для предотвращения повышения уровня ванны в печи и аварийного прорыва расплава через стенки печи потребовалось снизить производительность.

Примеры 2-5 (по заявляемому, способу, промышленные условия). На промышленной шести электродной руднотермической электропечи с диаметром электродов 1200 мм при рабочей мощности 38 мВт проведена, с непрерывной загрузкой шихты, плавка продукта, полученного из никелевого концентрата - агломерата с медно-никелевыми оборотами, восстановителем - углем, флюсовой смесью из песчаника и вкрапленной руды и сульфидизатора.

Доля вкрапленной руды во флюсовой смеси составляла 0,25-1,0 дол. ед., что было задано на рудном дворе при приготовлении флюсовой смеси.

Подготовленную на рудном дворе флюсовую смесь, передавали с помощью ленточных конвейеров в рудно-термическое отделение и загружали в бункер рудно-термической печи. Агломерат поступал по отдельным конвейерным трактам и загружался в другой бункер.

В зону между электродом и стенкой с выпускными отверстиями загружали 0,1204; 0,0979; 0,0754; 0,0529 части от всей массы флюсовой смеси в зависимости от содержания вкрапленной руды во флюсовой смеси (0,25-1,0 дол. ед.).

При плавке поддерживали на электроде, расположенном возле стены с выпускным отверстием шлака, напряжение на 30 вольт ниже, чем на других электродах печи. А для сохранения мощности печи увеличивали на этом электроде ток, заглубляя его в расплав больше чем, другие электроды.

Содержание в отвальном шлаке составило, %: Ni - 0,08-0,10 и Со - 0,046-0,050, что является оптимальным.

Примеры 6-9. Испытания проводили с долей вкрапленной руды во флюсовой смеси 0,5 дол. ед., что было задано на рудном дворе при приготовлении флюсовой смеси, отличием являлось то, что технологические параметры выходили за пределы заявленных условий.

При подаче в зону между электродом и стенкой с выпускным отверстием шлака флюсовой смеси в количестве 0,1079 долей единиц от всей массы смеси - более граничного (пример 6), в ванну печи попадает больше кусков вкрапленной руды, что вызывает образование сгустков шлака и «промежуточного слоя» на границе шлаковой и штейновой ванн. Возрастают потери ценных компонентов со шлаком, забиваются выпускные отверстия «промежуточным слоем», что увеличивает продолжительность выпуска шлака из печи. Для предотвращения повышения уровня ванны в печи и аварийному прорыву расплава через стенки печи приходится снижать производительность. Содержание в отвальном шлаке составило, %: Ni - 0,11 и Со - 0,062, что выше оптимального по заявляемому способу.

При подаче в зону между электродом и стенкой с выпускным отверстием шлака флюсовой смеси в количестве 0,0879 долей единиц от всей массы смеси - менее граничного (пример 7), в шихте в этой зоне недостаточно флюса, что приводит к увеличению содержания железа в этой зоне шлака, что увеличивает потери ценных компонентов со шлаком, к увеличению электропроводности шихты и созданию условий для размывания настыли на стенах печи, переходу электропечи в аварийный дуговой режим работы. Содержание в отвальном шлаке составило, %: Ni - 0,11 и Со - 0,060, что выше оптимального по заявляемому способу.

При поддержании на электроде, расположенном вблизи стены с выпускным отверстием шлака, напряжения, равного напряжению на других электродах печи - менее граничного (пример 8), происходит недостаточное выделение тепла в зоне слива расплава, что вызывает образование сгустков шлака, возрастают потери ценных компонентов со шлаком, увеличивается продолжительность выпуска шлака из печи. Для предотвращения повышения уровня ванны в печи и аварийному прорыву расплава через стенки печи требуется снизить производительность печи. Содержание в отвальном шлаке составило, %: Ni - 0,12 и Со - 0,063, что выше оптимального по заявляемому способу.

При поддержании на электроде, расположенном вблизи стены с выпускным отверстием, напряжения на 60 вольт ниже, чем напряжение на других электродах печи - более граничного (пример 9), происходит избыточное выделение тепла в зоне слива расплава, что может привести к перегреву шлака в поверхностном слое и создать предпосылку к аварийному выходу расплава через стенку печи. Содержание в отвальном шлаке составило, %: Ni - 0,11 и Со - 0,061, что выше оптимального по заявляемому способу.

Результаты промышленных испытаний, представленных в таблице №1, подтверждают, что загрузка части флюсовой смеси из песчаника и вкрапленной руды в зону между электродом и стеной с выпускным отверстием шлака, определяемая по формуле в зависимости от доли вкрапленной руды во флюсовой смеси, и поддержании на электроде, расположенном возле стены с выпускным отверстием, напряжения ниже на 30 вольт при заглубления этого электрода в расплав больше, чем на других электродах печи (оптимизация режимных параметров загрузки флюсовой смеси содержащей, в качестве компонента вкрапленную руду, и электрических характеристик руднотермической печи при ее плавке), позволяет достичь:

- дополнительного извлечения цветных и драгоценных металлов из вкрапленной руды, теряемой при ее обогащении и агломерирующем обжиге медно-никелевого концентрата;

- снижения расхода песчаника при рудно-термической электроплавке;

- уменьшения потерь ценных компонентов с отвальным шлаком;

- предотвращения работы печи в аварийном режиме.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Цветные металлы, 1978, №9, с.24, Цветные металлы, 1971, №9, с.44.

2. Цветные металлы, 2001, №6, с.56-58.