CC BY
61
Оригинальная статья / Original article УДК 621.365.2: 669.2/8
DOI: http://dx.doi.orcg/10.21285/1814-3520-2020-2-421-433
Технологические возможности металлургической переработки промпродуктов обогащения полиметаллических руд и обеднения шлаков медеплавильного производства в агрегате «Победа»
© К.В. Булатов, В.П. Жуков
ОАО «Уралмеханобр», г. Екатеринбург, Россия
Резюме: Цель - актуальная проблема утилизации накопленных медьсодержащих промпродуктов обогащения. Определяли равновесное раотределение Pb, Zn, S в системе «Cu-Zn промпродукт-CaCOз-C-сульфидно-металлический продукт-газовая фаза (возгоны Pb, Zn)», соответствующей условиям прокалки медно-цинкового сульфидного промпродукта. Для решения поставленной задачи использовали метод термодинамического моделирования с применением пакета прикладных программ «HSC Chemistry 6» (Финляндия). В качестве исходных реагентов принимали сульфидный медно-цинковый промпродукт с содержанием, % маса: Cu - 10,14; Zn - 22,70; Pb - 0,49; Fe - 21,00; S - 36,29; CaO - 0,51; SiO2- 2,49; Al2O3 - 5,47; кокс с содержанием - 80,0% маса С и известняк - с 94,91% масс. CaCO3. Также моделировалось равновесное распределение компонентов медно -цинкового промпродукта между исходными реагентами и продуктами прокалки в зависимости от температуры, характерной для твердофазных реакций. Выполнено термодинамическое моделирование твердофазного равновесного распределения компонентов изучаемой смеси при температуре 1150оС. Показана возможность извлечения цинка в газовую фазу более 90%, металлизации железа и образования CaS. Твердый остаток после обес-цинкования содержит, % масс.: CaS - 48,7; Fe^ - 15,0; С - 3,4. И может быть использован для обеднения шлаков автогенной плавки в плавильном агрегате «Победа». Выполненное термодинамическое моделирование металлургических систем, в частности, прокалки медно-цинковых материалов в смеси с известняком и коксом, свидетельствует о возможности решения оптимизационных задач с применением информационных технологий. Технологическая эффективность применения сульфидно-металлического продукта доказана на примере электропечного обеднения конвертерных шлаков состава, % масс.: Cu - 3,75; Zn - 6,64; Fe - 43,79; SiO2 - 21,88. Достигнуто извлечение меди в штейн 96%, были получены штейн (>20% Си) и отвальный шлак (0,3% Cu). Расход сульфидно-металлического продукта при этом составил 15% от массы шлака.
Ключевые слова: металлургия меди, шлак, плавильный агрегат «Победа», отходящие газы, термодинамическое моделирование, медно-цинковый промпродукт
Информация о статье: Дата поступления 30 декабря 2019 г.; дата принятия к печати 05 марта 2020 г.; дата онлайн-размещения 30 апреля 2020 г.
Для цитирования: Булатов К.В., Жуков В.П. Технологические возможности металлургической переработки промпродуктов обогащения полиметаллических руд и обеднения шлаков медеплавильного производства в агрегате «Победа». Вестник Иркутского государственного технического университета. 2020. Т. 24. № 2. С. 421-433. http://dx.doi.org/10.21285/1814-3520-2020-2-421-433
Technological capabilities for metallurgical processing of industrial products in polymetallic ore preparation and copper smelting slag depletion in the Pobeda smelting unit
Konstantin V. Bulatov, Vladimir P. Zhukov
Uralmekhanobr OJSC, Ekaterinburg, Russia
Abstract: The study is aimed at the urgent problem for disposal of accumulated copper-containing enrichment byproducts. The equilibrium distribution of Pb, Zn and S was determined in the "Cu-Zn intermediate product - CaCO3 - C -sulphide-metal product - gas phase (Pb, Zn sublimates)" system corresponding to the calcination conditions of the copper-zinc sulphide intermediate product. In order to solve this problem, the thermodynamic modelling method was applied using the HSC Chemistry 6 software application package (Finland). A copper-zinc sulphide intermediate product with the following composition (wt%) was taken as the initial reagents: Cu - 10.14, Zn - 22.70, Pb - 0.49, Fe - 21.00, S - 36.29,
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
CaO - 0.51, SiO2 - 2.49, Al2O3 - 5.47, having 80.0 wt% C coke and 94.91 wt% CaCO3 limestone. Additionally, the component equilibrium distribution in the copper-zinc intermediate product between the initial reagents and the products of calcination was simulated, depending on the temperature characteristic of solid-phase reactions. A thermodynamic modelling of the component solid-phase equilibrium distribution in the mixture under study at a temperature of 1150 °C was carried out. The possibility of 90% zinc extraction into the gas phase, metallisation of iron and the formation of CaS was demonstrated. Following dezincification, the solid residue was established to contain CaS, Femet and C in amount of 48.7, 15.0 and 3.4 wt%, respectively, with the possibility of application for autogenous smelting slag depletion in the Pobeda smelting unit. The performed thermodynamic modelling of metallurgical systems - in particular, the calcination of copper-zinc materials mixed with limestone and coke - demonstrated the possibility of solving optimisation problems using information technologies. The technological efficiency of a sulphide-metal product application is evidenced by the example of an electric furnace used to reduce the converter slag composed by Cu, Zn, Fe and SiO2 in amounts of 3.75, 6.64, 43.79 and 21.88 wt%, respectively. The matte (> 20% Cu) with a copper recovery of 96% and dump slag (0.3% Cu) was obtained. The consumption of sulphide-metal product in this case comprised 15% of the slag weight.
Keywords: metallurgy of copper, slag, Pobeda smelting unit, flue gases, thermodynamic modeling, copper-zinc middling
Information about the article: Received December 30, 2019; accepted for publication March 05, 2020; available online April 30, 2020.
For citation: Bulatov KV, Zhukov VP. Technological capabilities for metallurgical processing of industrial products in polymetallic ore preparation and copper smelting slag depletion in the Pobeda smelting unit. Vestnik Irkutskogo gosudar-stvennogo tehnicheskogo universiteta = Proceedings of Irkutsk State Technical University. 2020;24(2):421-433. (In Russ.) https://doi.org/10.21285/1814-3520-2020-2-421-433
1. ВВЕДЕНИЕ
Производство цветных металлов является неотъемлемой частью российской экономики и во многом определяет ее конкурентность на мировом рынке [1]. Технический прогресс в области цветной металлургии развивается по пути совершенствования действующего производства, решения вопросов по охране окружающей среды, ведения разработок по утилизации техногенных отходов и повышения качества производимой продукции [2-17].
Медеплавильное производство во всех странах-производителях меди характеризуется высоким выходом шлака, достигающим 5-6 т на 1 т металла, в которых находится 0,5-0,8% меди и других цветных металлов, содержащихся в рудном сырье [18]. Только в Уральском регионе накоплено свыше 110 млн т медных шлаков [19], где под отвалы использованы десятки тыс. гектаров земли. Наличие техногенных отходов неблагоприятно влияет на экологическую обстановку в местах их хранения.
На предприятиях Уральской горнометаллургической компании в различных отходах медеплавильного производства содержится > 860 тыс. т меди, > 2,5 млн т цинка, > 150 тыс. т свинца, ~ 100 т золота и
> 2000 т серебра [14]. Поэтому решение проблемы получения шлаков с низким содержанием меди и сопутствующих цветных металлов, утилизации накопленных медьсодержащих промпродуктов обогащения является актуальным.
В настоящее время на ООО «Мед-ногорский медно-серный комбинат» освоена технология переработки полиметаллического концентрата состава, % масс.: Си -9-13; Zn - 11-21; Pb - 19-24; Fe - 6-20; S -19-31 в плавильном агрегате «Победа» (ПАП) с переработкой оборотных шлаков в шахтной печи (рис. 1). Наличие ПАП в структуре медеплавильного производства, накопленный опыт его эксплуатации открывают перспективы для реконструкции аппа-ратурно-технологической схемы предприятия с переводом процесса обеднения шлаков и промпродуктов в высокопроизводительный агрегат барботажного типа.
2. УСТРОЙСТВО ПЛАВИЛЬНОГО АГРЕГАТА «ПОБЕДА»
Модернизированный для плавки и фьюмингования ПАП отличается тем, что в конструкции аппарата дополнительно к боковому ряду предусмотрен еще один нижний ряд фурм (рис. 2). Комплексная про-
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
дувка расплава нижним и боковым дутьем интенсифицирует перемешивание расплава в объеме ванны, что приводит к увеличению скорости гетерогенных реакций с участием различных фаз реагентов обеднения (кокс, природный газ, сульфидизатор и пр.). При комбинированной обработке расплава боковыми и донными струями создаются благоприятные термодинамические и кинетические условия для возгонки летучих компонентов полиметаллических шлаков. ПАП оборудован смещенной к торцу горловиной для отвода газов и специальным отверстием диаметром 400 мм для загрузки твердых реагентов; футерован хромомагнезитовым кирпичом. Углевоз-душную смесь предполагается вдувать в расплав шлака через боковые фурмы специальной конструкции, а пылеуголь, при-
родный газ с дутьем, обогащенным кислородом, через донные. Фурменный пояс оборудован системой водяного охлаждения под разрежением. Для заливки шлака ПАП поворачивают на 52° в сторону, противоположную линии фурм. Шлак заливают при помощи крана ковшами объемом 5 м3 периодически.
На торцевой крышке ПАП, близлежащей к загрузочному отверстию, расположено отверстие для выпуска в ковш. Выпуск отвального шлака производится с противоположного торца, расположенного ближе к горловине для выхода газов, через летку. По желобу шлак подается в ковш или на разливочные машины, где выгружается в бункер и охлаждается. Возможен слив отвального шлака в ковши через горловину.
Рис. 1. Принципиальная схема переработки полиметаллических концентратов на ООО «Медногорский медно-серный комбинат» Fig. 1. Schematic diagram of polymetallic concentrate processing at Mednogorsk copper-sulfur combine LLC
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
Газы из ПАП отводятся через горловину размером 2*3 м и далее через паро-испарительный напыльник поступают на охлаждение в установку испарительного охлаждения (УИО). Охлажденные газы выходят из УИО и направляются по газоходу в рукавный фильтр для окончательной очистки. Общий КПД газоочистной системы («напыльник - пылевая камера - УИО -рукавный фильтр») составляет более 99,9%.
Периодичность замены работающего в режиме плавки фурменного пояса ПАП - до 180 сут, продолжительность текущего ремонта - 14 сут. Капитальный ремонт проводится один раз в год. Некоторые технические характеристики ПАП приведены в табл. 1.
В связи с вышеизложенным, определенный интерес представляет использование фьюмингового агрегата ПАП в общей технологической схеме переработки трудноподдающихся селекции медно-цинковых сульфидных материалов (концентраты, промпродукты) и обеднения оборотных шлаков автогенной плавки коллективных и
полиметаллических концентратов.
3. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПРОЦЕССОВ ОБЕДНЕНИЯ ШЛАКОВ
Среди разнообразных способов обеднения шлаков одно из ведущих мест занимает восстановительно-сульфиди-рующая технология, позволяющая одновременно переводить летучие компоненты шлака и различных серосодержащих материалов в возгоны, а меди - в штейн [20, 21]. Процесс осуществляют с наведением бедного (10-25% меди) штейна для получения равновесного отвального шлака с низким содержанием (< 0,3-0,35%) меди. В качестве восстановителя используют кокс (мелочь), клинкер, поступающие с цинкпроиз-водящих заводов, содержащих до 20% свободного углерода, 10-20% Feмeт и другие углеродистые материалы. В качестве сульфидизаторов применяют сернистые руды, пиритный концентрат, бедные по меди сульфидные полупродукты, которые совместно с углеродом образуют восстано-вительно-сульфидирующий комплекс
Рис. 2. Схема плавильного агрегата «Победа»: 1 - цилиндрическая поворотная печь; 2 - загрузочная горловина; 3 - газовая горловина; 4 - ковш для приема штейна; 5 - стационарная часть напыльника; 6 - поворотная часть напыльника; 7 - стационарный штейновый желоб; 8 - летка для выпуска обогащенного штейна; 9 - фурмы для подачи воздуха, обогащенного кислородом; 10 - летка для выпуска шлака; 11 - стационарный шлаковый желоб; 12 - шлакоразливочная машина или ковш;
13 - дополнительный ряд фурм Fig. 2. Diagram of Pobeda smelting unit: 1 - cylinder rotary furnace; 2 - feed mouth; 3 - offgas mouth; 4 - matte ladle; 5 - stationary part of a dust cap; 6 - rotary part of a dust cap; 7 - stationary matte chute; 8 - concentrated matte taphole; 9 - tuyeres for oxygen enriched air supply; 10 - slag taphole; 11 - stationary slag chute; 12 - slag filling machine or ladle; 13 -additional row of tuyeres
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
(ВСК). Известно [22], что наиболее эффективные способы обработки шлаков ВСК получены на основе комплексных систем Fe-FeS2-C, CaO-FeS2-C, CaSO4-Fe-FeS2-C, которые в окускованном и тщательно перемешанном виде загружают на поверхность шлаковой ванны. В этом случае при нагреве на откосах протекают твердофазные процессы:
CaO (CaCOs) + FeS2 + C ^ ^ CaS + Fe + CO (CO2). (1)
А также реакции:
FeS2 + Fe = 2FeS; (2)
CaO + FeS =CaS + FeO; (3)
CaSO4 + 4Fe = CaS + FeO + 3FeO. (4)
Таблица 1 Технические характеристики плавильного агрегата «Победа»
Table 1
Technical characteristics
of Pobeda smelt 4ng unit
Параметр Значение
Диаметр корпуса, м 3,95
Длина корпуса, м 16,5
Диаметр загрузочного отверстия, м 0,4
Длина горловины, м 3
Ширина горловины, м 2
Емкость агрегата по расплаву, m 140
Расход дутья, нм3/ч 0-40000
о Расход кислорода, нм /ч 0-2000
Содержание кислорода в дутье, % (об.) 22-27
Давление дутья в коллекторе, МПа 0,1-0,2
Общее число фурм, шт. 24
Диаметр фурмы, мм 47
В результате образуются эффективные восстановительно-сульфидирующие реагенты СаБ, Feмeт, участвующие в дальнейших восстановительно-обменных взаимодействиях:
СаБ + 3FeзO4 = СаОшл + 9FeOшл + БО 2 ; (5)
(Си2О) шл + [Fe] мет- 2[Си] шт + (FeO) шл ; (6) шл + [Fe] мет- 4(FeO) шл ; (7)
СаБ + (Cu2O)шл - [Си2Б] шт + (CaO)шл ; (8)
СаБ + (FeO)
шл - [FeБ] шт + (CaO) ш . (9)
Общей физико-химической основой, несмотря на разнообразие существующих технологий и аппаратурного оформления процессов обеднения шлака, является наличие химических стадий восстановления магнетита различными реагентами
aFe3O4 + ЬК ^ cFeO + (10)
А также сульфидирования оксида меди (I) шлака сульфидами MeS с переводом Си^ в извлекающую фазу штейна Си2Б:
(Cu2O)шл + [MeБ] - [Си2Б]шт + (MeO)шл . (11)
В этом случае остаточная концентрация меди в шлаке определяется термодинамическими условиями протекания реакции (II) и соответствует равновесному распределению металлов между фазами. В качестве объекта исследований рассматривается двухстадийная схема, включающая прокалку медно-цинкового промпро-дукта и фьюмингование оборотного шлака автогенной плавки с применением сульфидно-металлического продукта (СМП). Исследование термодинамических закономерностей твердофазных взаимодействий может иметь значение не только применительно к прокалке, но и для технологии автогенной плавки с участием ВСК на стадии нагрева при плавлении шихтовых материалов.
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
4. РЕЗУЛЬТАТЫ ТЕРМОДИ НАМИЧЕСКОГО МОДЕЛИРОВАНИЯ И ИХ ОБСУЖДЕНИЕ
На первом этапе работы определяли равновесное распределение Pb, Zn, S в системе «Cu-Zn промпродукт-CaCO3-C-СМП-газовая фаза (возгоны Pb, Zn)», соответствующей условиям прокалки медно-цинкового сульфидного промпродукта. Для решения поставленной задачи использовали метод термодинамического моделирования с применением пакета прикладных программ HSC Chemistry 6 (Финляндия), разработанного компанией «Outokumpu», и входящие в него подпрограммы Reaction Equations, Equilibrium Calculation, подробно описанные в работе1. В качестве исходных реагентов принимали сульфидный медно-цинковый промпродукт с содержанием, % масс.: Cu - 10,14; Zn - 22,70; Pb - 0,49; Fe
- 21,00; S - 36,29; CaO - 0,51; SiO2- 2,49; Al2O3 - 5,47; кокс, % масс.: С - 80,00; SiO2 -11,20; CaO - 2,00; известняк - 6,80; CaCO3
- 94,91; SiO2 - 3,19; AfeOs - 0,95; Fe2Os -0,95.
Первоначально определяли последовательность химических превращений с участием медно-цинкового промпродукта и возможные фазовые составляющие СМП, необходимые для последующего термодинамического моделирования равновесного распределения компонентов исходной шихты. В табл. 2 приведены твердофазные реакции, величины изменения свободной энергии Гиббса (AG0, кДж) и констант равновесия (Кр) при заданной температуре прокалки 1423 К.
Анализ представленных в табл. 2 данных показывает, что высшие и комплексные сульфиды меди, железа способны эффективно взаимодействовать с CaO и углеродом, о чем свидетельствуют величины отрицательных значений AG0 и Кр (реакции (2), (3), (5)). При этом образуются Fe^, CaS, которые наряду с углеродом участвуют в восстановлении магнетита по
реакциям (9), (13), меди по (15), (18), а также возгонке PbS, Zn, Pb ((12), (19), (20)).
Маловероятно восстановление магнетита сульфидом железа по реакции (17), оксида цинка металлическим железом (14) и образование метасиликата цинка (24). Протекание данных реакций, а также образование основных фаз шлака (Fe2SiO4, CaOAl2O32SiO2, Al2O32SiO2, ZnO, PbO, ZnFe2O4, ZnSiOs, PbSiOs, Pb2SiO4, FesO4, Al2O3, Cu2O), штейна (FeS, Cu2S, Cu, Fe, ZnS, PbS), газа, включая тонкую пыль (SO2, SO3, CO2, CO, N2, Zn, Pb, PbS) в большей степени следует ожидать при температуре фьюмингования. Учитывая наибольшее отрицательное AG0 для химических превращений (2), (3), (10), (22), а также вероятные реакции (7), (8), (12), основными составляющими в конденсированной фазе СМП приняты CaS, CaO, Fe, FeS, Cu2S, ZnS, PbS, C, SiO2, а для восстановительной или нейтральной атмосферы - CO, CO2, SO2, Znn PbSr
В дальнейшем нами моделировалось равновесное распределение компонентов медно-цинкового промпродукта между исходными реагентами и продуктами прокалки в зависимости от температуры, характерной для твердофазных реакций. Результаты моделирования в оригинальном графическом оформлении модуля программы HSC Chemistry 6 (Equilibrium Calculation) показаны на рис. 3-5.
Из рис. 3. видно, что восстановительная атмосфера в равновесном распределении компонентов газовой фазы наблюдается при температуре более 780оС и начало заметной отгонки цинка происходит в интервале температур 880-920оС, о чем свидетельствует восходящий характер кривой концентрации Zn. Сублимация свинца в форме PbS в газовую фазу происходит при более высокой температуре и характеризуется более низкой концентрацией в сравнении с парами цинка при постоянной температуре. Поэтому температура моделирования термодинамического
Агеев Н.Г., Набойченко С.С. Металлургические расчеты с использованием пакета прикладных программ HSC CHEMISTRY: учеб. пособ. Екатеринбург: ИПЦ УрФУ, 2016. 124 с.
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
состояния конденсированных фаз рассматриваемой системы должна быть не менее 1000°С.
На рис. 4, 5 представлены результаты моделирования по составу СМП и концентрации металлического цинка и сульфида свинца (вследствие низкой концентрации РЬБ на рис. 4, 5 отдельно не показан) в зависимости от массы углерода. Анализ данных рис. 2, 3 свидетельствует о том, что с увеличением количества восстановителя в системе возрастают концентрации ОаБ и Ре в СМП, что в целом соответ-
ствует термодинамическим данным, приведенным в таблице. Причем максимальное значение указанных фаз соответствует массе углерода, равной ~32-35 кг. До указанного значения происходит наибольшее снижение 2пБ в СМП и закономерный перевод 2п в газовую фазу (см. рис. 3). Необходимо отметить, что на этом участке наблюдается нисходящий характер кривой концентрации СО2, что свидетельствует о практически полном расходовании СО в равновесном состоянии.
Таблица 2
Реакции и термодинамические величины (AG°, Кр) при температуре 1423 К (1150°С)
Table 2
Reactions and thermodynamic values (AGo, K) at the temperature of 1423 K (1150°С)
№ Реакция -AG° Kp
1 CaCOs = CaO + CO2 37,1 22,9
2 FeS2 + 2CaO + 2C = Fe + 2CaS + 2CO 282,9 2,42i01U
3 CuFeS2 + 2CaO + 2C = Fe + Cu + 2CaS + 2CO 177,9 3,410b
4 FeS + CaO + C = Fe + CaS + CO 76,7 6,5102
5 CuS + CaO + C = Cu + CaS + CO 132,7 7,4104
6 Cu2S + CaO + C = 2Cu + CaS + CO 58,8 14102
7 ZnS + CaO + C = Zn| + CaS + CO 47,4 54,8
8 PbS + CaO + C = Pb| + CaS + CO 57,5 129
9 CaS + 3Fe3O4 + 5,5SiO2 = CaSiO3 + 4,5Fe2SiO4 + SO2 68,4 324
10 CaS + Cu2O = Cu2S + CaO 113,9 1,5-104
11 CaS + ZnO = ZnS + CaO 11,2 2,6
12 CaS + PbO = CaO + PbS| 42,1 35,0
13 Fe + FeaO4 + 2SiO2 = 2Fe2SiO4 57,6 130
14 Fe + ZnO = FeO + Znf -7,5 0,53
15 Fe + Cu2O = 2Cu + FeO 106,6 8,3i03
16 Fe + PbO = Pb| + FeO 33,5 16,9
17 FeS + 3Fe3O4 + 5SiO2 = 5Fe2SiO4 + SO2 -2,5 0,8
18 C + Cu2O = 2Cu + CO 177,8 2,2i0b
19 C + ZnO = Zn| + CO 58,6 141,7
20 C + PbO = Pbf + CO 99,6 4,5103
21 Cu2O + CO = 2Cu + CO2 94,7 3,0103
22 Cu2O + FeS = Cu2S + FeO 124,5 3,7104
23 ZnO + Fe2Oa = ZnFe2O4 29,7 12,3
24 ZnO + SiO2 = ZnSiOa -2,4 0,8
25 PbO + SiO2 = PbSiO4 22,7 6,8
26 CaO + AI2O3 + 2SiO2 = CaOAl2Oa2SiO2 124,6 1,2i0b
27 6FeO + O2 = 2Fe3O4 370,3 1,1 1010
28 ZnS + 1,5O2 = ZnO + SO2 334,2 1,81012
29 PbS + 1,5O2 = PbO + SO2 327,2 8,4i015
30 Znr + СО2 = ZnO + CO 19,5 5,2
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
Полученный в результате моделирования экстремальный вид функций состава СМП и газовой фазы позволил с помощью встроенного в программу модуля
пересчитать концентрационные зависимости на материальные потоки реагентов и оценить состав продуктов, а также коэффициент извлечения цинка в возгоны.
wt-%
File: C:\HSC6\Gibbs\PROCALCA. OGI
90 80 70 60 50 40 30 20 10
CO2(g)
/
/
Temperature
600
700
800
900
1000
1100
1200 C
0
a
b
Рис. 3. Зависимость концентрации (% масс.) металлического цинка (а) и сульфида свинца (b) в газовой фазе от температуры прокалки ( С) при соотношении массы Cu-Zn промпродукт: СаСО3: С
равном 1: 1: 0,25 (нижний рисунок при уменьшенном масштабе концентрации) Fig. 3. Dependence of concentration (% wt.) of zinc metal (а) and lead sulfide (b) in a gas phase on the calcination temperature ( С) at a mass ratio of Cu-Zn middling product: CaCO3: С еquals to 1: 1: 0.25 (lower
figure at a reduced scale of concentration)
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
wt-%
50 45 40 35 30 25 20 15 10 5 0
File: C:\HSC6\Gibbs\PROCALCA. OGI
............................................... CaS
CaO
Zn S Fr Fe
Fe S SiC >2 Cu
h -—....................... PbS - C
C
15
20
25
30
35
40 kg
wt-%
File: C:\HSC6\Gibbs\PROCALCA. OGI
20
15
10
15
Zi CaO S
Fe
SiO2 Cu
Cu. Pb FeS^""^^ S s ---^^ C „
20
25
30
35
b
C
40 kg
Рис. 4. Изменение состава сульфидно-металлического продукта (%, масс.) (а) в зависимости от массы углерода при t = 1150oC и соотношении Cu-Zn промпродукт: СаС03 = 1:1 (b) при меньшем масштабе концентраций Fig. 4. Change in sulfide-metal product composition (% wt.) (а) depending on the mass of carbon at t = 1150 oC and the ratio of Cu-Zn middling product: CaC03 = 1:1 (b) at the smaller scale of concentrations
а
5
0
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
Рис. 5. Концентрация металлического цинка в газовой фазе при изменении массы углерода Fig. 5. Concentration of zinc metal in the gas phase when changing the mass of carbon
Таблица 3 Состав продуктов прокалки
Table 3
Composition of calcinai ion proa Jucts
Остаток (сульфидно-металлический продукт) кг %
CaO 3,48 2,61
CaS 65,00 48,68
Fe 20,10 15,05
FeS 3,83 2,87
Cu 9,41 7,05
CU2S 0,86 0,64
ZnS 17,60 13,18
PbS 0,46 0,35
C 4,58 3,43
SiO2 8,20 6,14
Итого 133,52 100,00
ГАЗ
SO2 0,00 -
S2 0,00 -
CO 77,80 86,72
CO2 0,91 1,01
Zn 10,90 12,15
PbS 0,11 0,12
Итого 89,71 -
ВСЕГО 223,23 100,00
Ниже (табл. 3) представлен химический состав СМП и газовой фазы, соответствующий прокалке 100 кг Cu-Zn промпро-дукта, 100 кг СаСО3 и 25 кг кокса.
На основании вышеприведенных данных был рассчитан коэффициент извлечения цинка в возгоны для максимального расхода углерода 35 кг, соответствующего оптимальному содержанию цинка в газе (см. рис. 3), который оказался равным 90,3%.
5. ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Выполненное термодинамическое моделирование металлургических систем, в частности, прокалки медно-цинковых материалов в смеси с известняком и коксом, свидетельствует о возможности решения оптимизационных задач с применением информационных технологий на примере программы HSC Chemistry 6 и оценки возможных технико-экономических показателей производства.
Технологическая эффективность применения СМП доказана [21] на примере электропечного обеднения конвертерных шлаков состава, % масс.: 3,75 Cu; 6,64 Zn;
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
43,79 Ре; 21,88 ЭЮ2. Достигнуто извлечение меди в штейн 96%, были получены штейн (>20% Си) и отвальный шлак (0,3% Си). Расход СМП при этом составил 15% от
1. Сизяков В.М., Власов А.А., Бажин В.Ю. Стратегические задачи российского металлургического комплекса // Цветные металлы. 2016. № 1. С. 32-37. https://doi.org/10.17580/tsm.2016.01.05
2. Харченко Е.М., Ульева Г.А., Егорова Т.Г., Рахим-беков С.С. Переработка шлаков медеплавильного производства // Международный журнал прикладных и фундаментальных исследований. 2015. № 7. Ч. 1. С. 30-33. [Электронный ресурс]. URL: https://applied-research.ru/ru/article/view?id=6954 (15.09.2019).
3. Котельникова А.Л. Исследование подвижности загрязняющих веществ при кислотном выщелачивании хвостов переработки медеплавильных шлаков // Инженерная экология. 2006. № 1 . С. 54-62.
4. Dong Joon Min, Tsukihashi F. Recent advances in understanding physical properties of metallurgical slags // Metals and Materials International. 2017. Vol. 23. Issue 1. P. 1-19. https://doi.org/10.1007/s12540-017-6750-5
5. Sarfo Prince, Young Jamie, Ma Guojun, Young Courtney. Characterization and Recovery of Valuables from Waste Copper Smelting Slag // Advances in Molten Slags, Fluxes, and Salts: Proceedings of the 10th International Conference on Molten Slags, Fluxes and Salts (Berlin, 1st January 2016). Berlin: Springer, Cham, 2016. P. 889-898. https://doi.org/10.1007/978-3-319-48769-4_95
6. Davenport W.G., King M.J., Schlesinger M.E., Biswas A.K. Extractive Metallurgy of Copper. London: Oxford, Pergamon, 2002. 452 p. [Электронный ресурс]. URL: https://www.elsevier.com/books/extractive-metallurgy-of-copper/davenport/978-0-08-044029-3 (12.05.2019).
7. Шнеерсон Я.М., Иванова Н.Ф. Применение автоклавных методов для рафинирования труднообога-тимых медных полиметаллических концентратов // Цветные металлы. 2003. № 7. С. 63-67.
8. Котельникова А.Л., Рябинин В.Ф. Особенности вещественного состава и перспективы использования отходов вторичной переработки отвальных медеплавильных шлаков // Литосфера. 2018. Т. 18. № 1. С. 133-139.
9. Комков А.А., Камкин Р.И. Поведение меди и примесей при продувке медеплавильных шлаков газовой смесью СО-СО2 // Цветные металлы. 2011. № 6. С. 26-31.
10. Coursol Р., Valencia C.N., Mackey V.P., Bell S., Davis B. Minimization of Copper Losses in Copper Smelting Slag During Electric Furnace Treatment // JOM. 2012. Vol. 64. No. 11. P. 1305-1313.
массы шлака. Следует предполагать, что аналогичные задачи могут быть также решены с использованием агрегата ПАП.
ии список
https://doi.org/10.1007/s11837-012-0454-6
11. Лукавый С.Л., Федоров А.Н., Хабиев М.П., Хаби-ев Р.П., Мин М.Г. Исследование динамической вязкости высокомедистых шлаковых расплавов // Цветные металлы. 2012. № 2. С. 32-35.
12. Жмурова В.В., Немчинова Н.В., Васильев А.А. Гидрохимическая очистка от меди и свинца золотосодержащих катодных осадков // Цветные металлы. 2019. № 8. С. 64-74. https://doi.org/10.17580/tsm.2019.08.07
13. Взородов С.А., Клюшников А.М. Разработка технологии переработки медных отходов, содержащих драгоценные металлы // Цветные металлы. 2019. №
8. С. 90-95. https://doi.org/10.17580/tsm.2019.08.10
14. Паньшин А.М., Якорнов С.А., Скопов Г.В. Переработка техногенных отходов металлургических предприятий Уральской горно-металлургической компании // Техноген-2019: сб. науч. тр. Екатеринбург: УрО РАН, 2019. С. 29-34.
15. Selivanov E.N., Popov A.I., Selmenskikh N.I., Lebed A.B. Oxide inclusions in copper during its fire refining // Non-ferrous Metals. 2013. No. 2. P. 19-22.
16. Жуков В.П., Холод С.И., Лисиенко В.Г., Лаптева А.В. Возможность оптимизации состава шихты анодной плавки черновой меди методом математического планирования // Цветные металлы. 2017. №
9. С. 35-38. https://doi.org/10.17580/tsm.2017.09.05
17. Жуков В.П., Холод С.И., Лисиенко В.Г. Математические описание окислительного рафинирования расплава черновой меди // Расплавы. 2018. С. 170-179.
18. Жуков В.П., Скопов Г.В., Холод С.И. Пирометаллургии меди. Екатеринбург: АХУ УрО РАН, 2016. 632 с.
19. Сабанова М.Н., Савин А.Г., Шадрунова И.В., Орехова Н.Н. Типизация медных шлаков Уральского региона, практика и перспективы флотационной переработки на действующих обогатительных фабриках // Цветные металлы. 2013. № 8. С.14-19.
20. Харитиди Г.П., Растяпин В.В., Тихонов А.И. Обезмеживание конвертерных шлаков продуктом обесцинкования медно-цинковых материалов // Цветные металлы. 1975. № 5. С. 24-27.
21. Харитиди Г.П., Худяков И.Ф., Векслер С.Ф., Скопов Г.В. Восстановление халькопирита твердым углеродом в присутствии оксида кальция // Известия АН СССР. Металлы. 1981. № 6. С. 21-27.
22. Купряков Ю.П. Шлаки медеплавильного производства и их переработка. М.: Металлургия, 1987. 201 с.
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
References
1. Sizykov VM, Vlasov AA, Bazhin VY. Strategy Tasks of the Russian Metallurgical Complex. Tsvetnye Metally. 2016;1:32-37. (In Russ.) https://doi.org/10.17580/tsm.2016.01.05
2. Kharchenko EM, Uleva GA, Egorova TG, Rakhimbekov SS. The Copper Smelting Slag Recycling Production. Mezhdunarodnyi zhurnal prikladnykh i fun-damentalnykh issledovanii = International Journal of Applied and Fundamental Research. 2015;7(1):30-33. (In Russ.) Available from: https://applied-research.ru/ru/article/view?id=6954 [Accessed 15th September 2019].
3. Kotelnikov AL. A Study of Contaminants Mobility at Acid Leaching of Tailings from Copper-Smelting Slags. Inzhenernaya ekologiya = Engineering Ecology. 2006;1:54-62. (In Russ.)
4. Dong Joon Min, Tsukihashi F. Recent Advances in Understanding Physical Properties of Metallurgical Slags. Metals and Materials International. 2017;23(1): 1-19. https://doi.org/10.1007/s12540-017-6750-5
5. Sarfo Prince, Young Jamie, Ma Guojun, Young Courtney A. Characterization and Recovery of Valuables from Waste Copper Smelting Slag. In: Advances in Molten Slags, Fluxes, and Salts: Proceedings of the 10th International Conference on Molten Slags, Fluxes and Salts (Berlin, 1st January). Berlin: Springer, Cham, 2016. P. 889-898. https://doi.org/10.1007/978-3-319-48769-4_95
6. Davenport WG, King MJ, Schlesinger ME, Biswas AK. Extractive Metallurgy of Copper. London: Oxford, Pergamon; 2002. 452 p. Available from: https://www.elsevier.com/books/extractive-metallurgy-of-copper/davenport/978-0-08-044029-3 [Accessed 12th May 2019].
7. Schneerson YaM, Ivanova NF. Use of High Pressure Steam Methods for Refining Refractory Polymetallic Copper Concentrates. Tsvetnye Metally. 2003;7:63-67. (In Russ.)
8. Kotelnikova A, Ryabinin VF. The Composition Features and Perspective of Use for the Copper Slag Recycling Waste. Litosfera = Lithosphere. 2018;18(1):133-139. (In Russ.) https://doi.org/10.24930/1681-9004-2018-18-1-133-139
9. Komkov AA, Kamkin RI. Behaviors of Copper and Impurity Elements during Expulsion Copper Melt Slags with CO-CO2 Gas Mixture. Tsvetnye Metally. 2011;6:26-31. (In Russ.)
10. Coursol P, Valencia CN, Mackey VP, Bell S, Davis B. Minimization of Copper Losses in Copper Smelting Slag during Electric Furnace Treatment. JOM. 2012;
Критерии авторства
Булатов К.В., Жуков В.П. заявляют о равном участии в получении и оформлении научных результатов и в равной мере несут ответственность за плагиат.
64(11): 1305-1313. https://doi.org/10.1007/s11837-012-0454-6
11. Lukavy SL, Fedorov AN, Habiev MP, Abiev RP, Min MG. Studying Dynamic Viscosity of High-Copper Slag Melts. Tsvetnye Metally. 2012;2:32-35. (In Russ)
12. Zhmurova VV, Nemchinova NV, Vasiliev AA. Hy-drochemical Removal of Copper and Lead from Gold-Bearing Cathode Deposits. Tsvetnye Metally. 2019;8:67-74. (In Russ.) https://doi.org/10.17580/tsm.2019.08.07
13. Vzorogov SA, Klyushnikov AM. Development of Recycling Technology for Copper Wastes Containing Precious Metals. Tsvetnye Metally. 2019;8:90-95. (In Russ.) https://doi.org/10.17580/tsm.2019.08.10
14. Panjchin AM, Jakornov SA, Skopov GV. Processing of Technogenic Waste of Ural mining and Metallurgical Company Metallurgical Enterprises. In: Technogen-2019: Proceedings of International Conference. Yekaterinburg: Ural branch of the Russian Academy of Sciences; 2019, p. 29-34. (In Russ.)
15. Selivanov EN, Popov AI, Selmenskikh NI, Lebed AB. Oxide Inclusions in Copper during its Fire Refining. Tsvetnye Metally. 2013;2:19-22.
16. Zhukov VP, Kholod SI, Lisienko VG, Lapteva AV. Possibility to Optimize Charge Composition of Rough Copper Anode Smelting By Mathematical Planning. Tsvetnye Metally. 2017;9:35-38. (In Russ.)
17. Zhukov VP, Kholod SI, Lisienko VG. Mathematical Description of the Oxidative Refining of Molten Blister Copper. Rasplavy = Melts. 2018;170-179. (In Russ.)
18. Zhukov VP, Skopov GV, Kholod SI. Pyrometallurgy of copper. Ekaterinburg: Administrative and Economic Department of the Ural branch of the Russian Academy of Sciences; 2016, 632 p. (In Russ.)
19. Sabanova MN, Savin AG, Shadrunova IV, Ore-khova NN. Typification of Ural region Copper Slags, Practice and Prospects of Flotation Processing at Operating Concentration Plants. Tsvetnye Metally. 2013;8:14-19. (In Russ.)
20. Kharitidi GP, Rastyapin VV, Tikhonov AI. Decontamination of Converter Slags by Dezincing Product of Copper-Zinc Materials. Tsvetnye Metally. 1975;5:24-27. (In Russ.)
21. Kharitidi GP, Khudyakov IF, Wexler SF, Skopov GV. Chalcopyrite Reduction by Solid Carbon in the Presence of Calcium Oxide. Izvestiia akademii nauk SSSR Metally. 1981;6:21-27. (In Russ.)
22. Kupryakov Yu.P. Copper Smelting Slags and their Recycling. Moscow: Metallurgiya; 1987, 201 p. (In Russ.)
Authorship criteria
Bulatov K.V., Zhukov V.P. declare equal participation in obtaining and formalization of scientific results and bear equal responsibility for plagiarism.
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
Конфликт интересов
Авторы заявляют об отсутствии конфликта интересов.
Все авторы прочитали и одобрили окончательный вариант рукописи.
СВЕДЕНИЯ ОБ АВТОРАХ
Булатов Константин Валерьевич,
кандидат технических наук, генеральный директор, ОАО «Уралмеханобр»,
620144, г. Екатеринбург, ул. Хохрякова, 87, Россия; e-mail: umbr@umbr.ru
Жуков Владимир Петрович,
доктор технических наук, профессор, ведущий научный сотрудник, ОАО «Уралмеханобр»,
620144, г. Екатеринбург, ул. Хохрякова, 87, Россия; И e-mail: zhukov.v.p@mail.ru
Conflict of interests
The authors declare that there is no conflict of interests regarding the publication of this article.
The final manuscript has been read and approved by all the co-authors.
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
Konstantin V. Bulatov,
Cand. Sci. (Eng.), CEO,
Uralmekhanobr OJSC,
87 Khokhryakov St., Ekaterinburg 620144, Russia; e-mail: umbr@umbr.ru
Vladimir P. Zhukov,
Dr. Sci. (Eng.), Professor, Leading Researcher, Uralmekhanobr OJSC,
87 Khokhryakov St., Ekaterinburg 620144, Russia; El e-mail: zhukov.v.p@mail.ru
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(2):421-433
