Рецензенты: докт. техн. наук С. И. Соболь и кольчугинский тех­никум по обработке цветных металлов 9 страница

внутренней поверхности рукавов пыль при этом осыпается в пылевой бункер и с помощью шнекового транспортера выводится из фильтра.

К. п. д. рукавных фильтров превышает 98—99 %.

§ 3. Мокрые пылеуловители

Работа мокрых пылеуловителей основана на взаимодействии частиц пыли с водой. По способу подвода воды мокрые пылеуловители делят­ся на орошаемые (скрубберы), пленочные (мокрые циклоны), барбо- тажные и пенные.

Скрубберы представляют собой вертикальные башии — полые илн с насадкой, через которые пропускают запыленный газ и в которые тем или иным способом подают жидкость. Схемы действия скрубберов по­казаны на рис. 55.

В качестве насадки в корпусах скрубберов применяют кусковые ма­териалы, керамические или фарфоровые кольца (кольца Рашига), де­ревянные рейки и т. д.

Эффективность улавливания простейших скрубберов невелика. Практически частицы размером 2-—5 мкм улавливаются не более чем на 70 %• Частицы мельче 2 мкм улавливаются еще хуже.

Более эффективными мокрыми пылеуловителями являются скруб­беры с плавающей иасадкой из полиэтиленовых шаров и скрубберы удар­ного действия. К. п. д. таких пылеуловителей для частиц крупностью около 5 мкм достигает 96—99 % и более.

В барботажных пылеуловителях запыленный газовый поток вводит­ся в жидкость и дробится на пузырьки, внутри которых остаются час­тички пыли. При движении пузырьков через слой жидкости пыль сма­чивается и вымывается из газа.

Пенный пылеуловитель изображен иа рис. 56.

Металлический корпус пенного пылеуловителя разделен дырчатой горизонтальной перегородкой.

Запыленный газ подается под решетку и движется вверх навстречу струям воды. На решетке вследствие противоточного движения газа жидкость вспенивается с образованием слоя пены толщиной 100— 200 мм, в котором задерживаются частицы пыли. Очищенный газ удаля­ется в верхней части аппарата, а уловленная пыль вместе с водой вы­водится в основном через нижнее шламовое отверстие и частично через боковые патрубки вместе с переливом пены.

§ 4. Электрофильтры

Электрический метод пылеулавливания получил очень широкое рас­пространение в цветной металлургии для улавливания тонкой и тон­чайшей пыли. К- п. д. электрофильтров достигает 99,5 %.

Принцип действия электрофильтров заключается в отрицательной ионизации частиц пыли коронным разрядом постоянного тока высокого напряжения (50—100 кВ). Ионизированные частицы притягиваются оса­дительным электродом и осаждаются на нем. Необходимый для заряд­ки пыли поток отрицательных ионов создается за счет ионизации воз­духа короиированием в неоднородном электрическом поле.

В электрофильтрах применяют два вида электродов, образующих неоднородное электрическое поле: провод в цилиндрической трубке (рис. 57, а) или ряд проводов между двумя параллельными пластинами (рис. 57,6). В пластинчатых электрофильтрах осадительные электроды имеют форму пластин илн густых сеток, расположенных на расстоянии

Рис. 57. Форма и расположение электродов в трубчатом (а) и пластинчатой (б) электрофильтрах:

1 — короннрующнй электрод; 2 — осадительный электрод; 3 — сило­вые линии электрического поля

Рнс. 58. Горизонтальный трех­польный пластинчатый элект­рофильтр

200—300 мм, а в трубчатых — форму труб диаметром 150—300 мм или шестигранных сот.

Электрофильтры бывают сухими и мокрыми. Наиболее распростране­ны на предприятиях цветной металлургии сухие горизонтальные много­польные пластинчатые электрофильтры, предназначенные для очистки

Одновременное присутствие в медных рудах всех ука­занных элементов не является обязательным, но все они в различных комбинациях могут встречаться в тех или иных типах руд.

В тех случаях когда медьсодержащие руды содержат заметные количества других металлов-спутников, соизме­римые с содержанием меди, их соответственно называют медно-никелевыми, медно-цинковыми и т. д.

В медном производстве используют все типы руд: суль­фидные (сплошные и вкрапленные), окисленные, смешан­ные и самородные. Однако основным медным сырьем явля­ются сульфидные вкрапления, запасы которых в недрах являютея наибольшими. Из сульфидных руд в настоящее время выплавляют 85—90 % всей первичной меди..

Известно более 250 медных минералов. Большинство из них встречается редко. Наибольшее промышленное значе­ние для производства меди имеет небольшая группа мине­ралов, состав которых приведен ниже:

Содержание меди, %

Халькопирит

CuFeS2.................... 34,5

Ковеллин CuS.. 66,4

Халькозин GU2S. 79,8

Борнит Cii5FeS4. 63,3

Малахит СиС0₃- •Си(ОН),.... 57,4

Азурит СиСОз- •2Си(ОН)_а.... 55,1

Куприт СиО... 88,8

Хрнзоколла

CuSiOs^HzO.. 36,2

Самородная медь Си, Аи, Ag, Fe,

Bi н др..................... До 100 %

В современной практике обычно разрабатывают руды с содержанием 6,8—1,5 % Си, а иногда и выше. Однако для крупных месторождений вкрапленных руд минимальное содержание меди, пригодное для разработки в современ­ных условиях, составляет 0,4—0,5 %.

Наряду с медными минералами в рудах находятся в больших или меньших количествах сульфиды других тя­желых цветных металлов (цинка, свинца, никеля) и желе­за. Железо может присутствовать как в форме самостоя­тельных, так и в виде комплексных сульфидов типа халь­копирита и борнита. Основными природными сульфидами железа являютсяГ пирит (FeS2) и пирротин [Fe₇S8(Fej_.*S)]. Ценность медных руд значительно повышается из-за нали­чия в них благородных металлов и ряда редких и рассеян­ных элементов — селена, теллура, рения, висмута и Др.

Халькопирит, ковеллин, борнит и пирит относятся к так называемым высшим сульфидам. Они содержат избыток серы сверх стехиометрического содержания, соответствую­щего валентным соотношениям. При нагреве высшие суль­фиды диссоциируют с образованием низших (Cu₂S и FeS) и выделением паров элементарной серы. Так, пирит терми­чески разлагается по реакции FeSr-^-FeS+'^S^ что соот­ветствует 50 %-ному удалению серы в газовую фазу.

Кроме рудных минералов в медных рудах содержится пустая порода в виде кремнезема, глинозема, кальцита, различных силикатов и Др. В практике медного производст­ва встречаются кислые руды, в пустой пЬроде которых пре­обладает кремнезем (Si0₂) и основные руды со значи­тельными количествами известняка и других минералов основного характера.

Вследствие низкого содержания меди и комплексного характера руд в большинстве случаев непосредственная металлургическая переработка их невыгодна, поэтому их предварительно подвергают флотационному обогащению.

При обогащении медных руд основным продуктом яв­ляются медные концентраты, содержащие до 55 % Си (ча­ще 10—30 %). Извлечение меди в концентраты при флота­ции колеблется от 80 до 95 %. Кроме медных, при обогаще­нии руд получают пиритные концентраты и иногда концентраты ряда других цветных металлов (цинковый, мо­либденовый и др.). Отходами обогащения являются от­вальные хвосты. Примерный состав флотационных концен­тратов приведен в табл. 13.

Таблица 13. Примерный состав медьсодержащих концентратов, %

Тип концентрата	Си	РЬ	Zn	Ni	Fe	s	sio2	A120„	CaO
Медный...	13,5		0,5		36,5	39,0	2,7	3,4	0,5
Медный...	36,5	1,5	1,1	—	7,1	17,0	25,5	7,2	2,4
Медно-цинко- вый.....................	15,7	0,8	6,8		31,6	40,4	0,7		0,2
Медный ни- кельсодержа- щий...........................	24,7	—	—	1,8	34,9	32,6	1.7	1,5	0,7

Флотационные концентраты представляют собой тонкие порошки с частицами крупностью 74 мкм с влажностью

8-10%.

Медная промышленность является одной из ведущих подотраслей цветной металлургии Советского Союза. Выпуск меди в нашей стране постоянно растет, а технология ее получения непрерывно совершен­ствуется. В XI пятилетке предусмотрено увеличение выпуска меди на 20—25 %•

Ведущее место в дальнейшем увеличении производства меди в Советском Союзе занимают районы Заполярья, Казахстана, Средней Азии и Сибири. На базе многочисленных крупных месторождений ра-. ботают Норильский, Балхашский, Алмалыкский и Джезказганский гор­но-металлургические комбинаты. По-прежнему важное место в произ­водстве меди занимает Урал, где расположено несколько медеплавиль­ных и медерафинировочных предприятий.

Большое будущее принадлежит Удоканскому месторождению мед­ных руд в Восточном Забайкалье, на базе которого в Сибири в ближай­шее время возникнет новый мощный горно-обогатительный и металлур­гический комплекс.

Высокими темпами развивается медная промышленность за рубе­жом. Крупнейшим производителем меди среди капиталистических и раз­вивающихся стран являются США. В 1978 г. в США было произведено около 1850 тыс. т рафинированной меди.

Быстро развивается производство меди в Японии, импортирующей почти все сырье из стран Азии, Океании и Австралии. В 1978 г. в Япо­нии было произведено 959 тыс.т меди, что отвечает второму месту в капиталистическом мире.

В больших количествах производят медь в Чили, Замбии, Канаде и ФРГ.

Медные руды и концентраты имеют одинаковый минералогический состав и отличаются лишь количественными соотношениями между раз­личными минералами. Следовательно, физико-химические основы их ме­таллургической переработки совершенно одинаковы.

Для переработки медьсодержащего сырья с целью получения ме­таллической меди применяют как пиро-, так и гидрометаллургические процессы.

В общем объеме производства меди на долю пирометаллургических способов приходится около 85 % мирового выпуска этого.металла В Советском Союзе гидрометаллургию для получения меди применяют значительно в меньших масштабах, чем за рубежом.

Пирометаллургическая технология предусматривает переработку ис­ходного сырья (руды или концентрата) на черновую медь с последую­щим ее обязательным рафинированием. Если принять во внимание, что основная масса медной руды или концентрата состоит из сульфидов меди и железа, то конечная цель пирометаллургии меди — получение черновой меди — достигается за счет практически полного удаления пус­той породы, железа и серы.

Получение черновой меди в промышленных условиях может быть осуществлено несколькими путями (рис. 59). На схеме; приведенной на рис. 59, видно, что удаление железа и серы может производиться их окислением в три стадии (обжиг, плавка, конвертирование), в две ста­дии (плавка, конвертирование) или в одну стадию.

За исключением последнего варианта, предусматривающего непос­редственную плавку, концентратов на черновую медь, технология ее по­лучения характеризуется многостадийностью. В каждой из последова­тельно проводимых технологических операций постепенно повышают концентрацию меди в основном металлсодержащем продукте за счет отделения пустой породы и некоторых сопутствующих элементов.

Хбосты

Кварц

Плавка на штейн

f

Газы

Впроизводство

Дутье
-------- \

Г

f------

Плавка на черновую медь

Газы t

На переработку

Медная руда -

\

Флюсы

-В отдал

Конвертирование — \

Конбертерныи

шлак

Г

Газы ♦

Чернобая медь

В производства H₂S0^

Воздух

Восстановитель

Г

Огневое рафинирование

---------- _}

Анодная медь *

Катодная медь *

К потребителю

Электролитическое ра/ринироВание

i

Шламы

\

На извлечение Au, Ag,Se,Te

Рис. 59. Принципиальная технологическая схема пирометаллургическо- го получения меди из сульфидных руд. Римскими цифрами обозначе­ны возможные варианты переработки исходного сырья иа черновую медь

Наиболее распространенная до настоящего времени технология пре­дусматривает обязательное использование следующих металлургических процессов: плавку на штейн, конвертирование медного штейна, огневое и электролитическое рафинирование медн. В ряде случаев перед плав­кой проводят предварительный окислительный обжнг сульфидного сырья.

Плавку на штейн можно проводить в восстановительной, нейтральной илн окислительной атмосфере.

В первых двух случаях регулировать степень десульфуризации не­возможно, н содержание медн в штейнах будет незначительно отличать­ся от ее содержания в исходной шихте. Это технологически и экономи­чески невыгодно для последующего конвертирования, если получают очень бедные по содержанию медн штейны.

В условиях окислительной плавки можно получать штейны любого заданного состава. Это достигается путем окисления главным образом сульфидов железа с последующим ошлакованием его оксидов (окисле­ние сульфидов шнхты можно провести также путем предварительного обжига). Ниже приведен расчет состава штейна прн плавке шихты без окисления и с окислением:

Пример 5. Для расчета примем концентрат следующего соста­ва, %: 10 Си; 44 Fe; 36 S; 10 — пустая порода. Потерями медн прн плавке пренебрежем (для упрощения расчета).

При плавке в нейтральной атмосфере десульфуризацня, протекаю­щая в основном за счет диссоциации высших сульфидов (главным об­разом, пнрнта), составит около 50 %.

Тогда нз 100 кг концентрата в штейн перейдет серы:

<36-50)/100-= 18 кг.

Общее количество штейна прн содержании в нем 25 % серы будет равно:

18:25) 100 = 72 кг.

В этом случае содержание медн в штейне составит:

10:72) 100= 14%,

что соответствует степени обогащения штейна медью по сравнению с исходным концентратом, равной 1,4.

Для получения более богатого штейна необходимо повысить сте­пень десульфуризации Предположим, что требуется получить штейн, со­держащий 40 % Си. Такого штейна прн 100 %-ном извлечении медн (условно) должно получиться: (10:40)-100=25 кг.

В этом количестве штейна должно содержаться (25-25):100=6,25 кг серы.

Это соответствует степени десульфуризации, равной 1(36 — 6,25)/36] 100 «83%.

Степень обогащения штейна медью при такой десульфуризации со­ставит: 40:10=4.

Прн сопоставлении результатов двух вариантов плавки одного н того, же концентрата в нейтральной атмосфере н в окислительных ус­ловиях можно видеть, что во втором случае увеличение содержания медн в штейне почТн в три раза ведет к уменьшению во столько же раз его выхода.

Увеличение степени десульфуризации всегда будет приводить к Обо­гащению штейиа основным металлом н к соответствующему уменьше­нию его количества^[6].

Существует много разновидностей плавки медных руд и концентра­тов на штейн, отличающихся как технологическими особенностями, так и аппаратурным оформлением.

Наиболее распространенным в настоящее время в медном производ­стве методом плавки на штейн является плавка в "отражательных пе­чах, пригодная только для переработки мелких материалов. Близким аналогом отражательной плавки является плавка в электрических (руд­нотермических) печах. До сего времени сохранил свое практическое значение самый старый способ извлечения меди из руд — плавка в шахтных печах.

Перечисленные способы плавки на штейн, несмотря на широкое рас­пространение, далеко не удовлетворяют требованиям современности и требуют замены более совершенными методами. Основным направлением развития технологии переработки сульфидного сырья является разра­ботка новых, более современных и более экономичных технологических схем, построенных на базе автогенных процессов.

Внедрение автогенных процессов в практику металлургии тяжелых цветных металлов, включая прямое получение меди, позволяет упрос­тить технологию за счет совмещения процессов обжига, плавки на штейи и частично нли полностью процесса конвертирования в одном тех­нологическом цикле. Это дает возможность повысить комплексность использования сырья, исключить расход топлива, улучшить многие тех­нико-экономические показатели и предотвратить загрязнение окружа­ющей природы вредными веществами.

Удельный вес различных способов производства меди в СССР выра­жается следующими примерными цифрами: отражательная плавка 60— 65 %; шахтная плавка 18—22 %; электроплавка 10—15 %; автогенные процессы 8—10 %; гидрометаллургия 0,1—0,2 %.

§ 4. Окислительный обжиг медных концентратов

Целью окислительного обжига, в пирометаллургии меди является частичное удаление серы и перевод части сульфи­дов железа в форму шлакуемых при последующей плавке оксидов. Это вызвано стремлением получить при плавке, проводимой в условиях незначительного окисления, штей­ны с содержанием не менее 25—30 % Си.

Окислительный обжиг в пирометаллургии меди не явля­ется обязательным. В медной промышленности он встре­чается редко и применяется обычно при переработке высо­косернистых, бедных по меди концентратов или руд. Применение обжига оправдано также при переработке мед­ного сырья с повышенным содержанием цинка.

Перед плавкой концентрата в отражательных или элек­трических печах обжиг проводится без расплавления ших­ты. Плавка в шахтных печах мелких руд или флотацион­ных концентратов требует их окускования. В этих случаях частичный окислительный обжиг сопровождается одно­временным спеканием шихты с получением обожженного крупнокускового продукта— агломерата.

Наряду с частичным окислением серы и железа.в про­цессе окислительного обжига решаются задачи получения сернистых газов, пригодных для производства серной кис­лоты, перемешивания компонентов шихты и ее термичес­кой подготовки.

Медная шихта, поступившая в обжиговые печи, состоит из концентратов, измельченных флюсов и оборотной пыли. Состав шихты должен удовлетворять требованиям, предъ­являемым к последующему процессу плавки на штейн за­данного состава.

(20)

Окислительный обжиг медных концентратов проводят при 750—900 °С. При этих температурах окисление суль­фидов проходит преимущественно с образованием окси­дов. В общем виде процесс горения сульфидов описывает­ся уравнением

2Ме S + 30₂ = 2МеО + 2S0₂ + Q,

где Q — тепловой эффект экзотермической реакции.

(21)

При температурах ниже 600—650 °С стабильными яв­ляются сульфаты:

Me S + 20₂ => MeS0₄.

Образование сульфатов перед плавкой,на штейн неже­лательно, так как это ведет- к снижению десульфуризации.

Верхний температурный предел (900 °С) ограничен тем, что при более высоких температурах может начаться плав­ление отдельных сульфидов и их наиболее легкоплавких эвтектик, что может привести к спеканию мелких частиц шихты. При обжиге спекание недопустимо.

Процесс обжига состоит из следующих основных эле­ментарных стадий: нагрева и сушки шихты, термической диссоциации высших сульфидов, воспламенения и горе­ния сульфидов.

Нагрев шихтОвых материалов сопровождается удале­нием влаги и происходит как за счет теплопередачи от го­рячих газов, так и за счет тепла реакций окисления. После
нагрева шихты до температуры около 350—400 °С начина­ются почти одновременно процессы диссоциации сульфид­ных минералов и их воспламенение.

(22)

(23)

(24)

Термическому разложению подвергаются только выс­шие сульфиды по реакциям:

FeS₂->-FeS + ¹/_ZS₂', 2CuFeS₂-vCu₂S + 2FeS + ¹/₂S₂; 2CuS-*Cu₂S + ¹/₂S₂.

Выделяющиеся пары серы сгорают в окислительной ат­мосфере печи по реакции: S-f02 = S02.

. Пря термическом разложении пирита половина атомов серы удаляется в газы, т. е. степень десульфуризации от разложения этого сульфида составляет 50%. Десульфу- ризация при диссоциации халькопирита и койеллина соот­ветственно равна 25 и 50 %.

Все реакции термической диссоциации эндотермичны и требуют затрат тепла на их осуществление.

В процессе окислительного обжига возможно также частичное разложение карбонатов, например: СаСОз-* -И3а0+С0₂.

Окисление сульфидов начинается с их воспламенения Под температурой воспламенения подразумевают темпера- туру, при которой количество выделяющегося тепла стано­вится достаточным для начала интенсивного горения всей массы обжигаемого сульфидного материала.

Температура воспламенения отдельных сульфидов раз­лична и зависит от их индивидуальных физико-химических свойств и тонины помола. Наиболее легковоспламеняющие­ся сульфиды — пирит, халькопирит и халькозин при круп­ности зерен около 0,1 мм начинают гореть при температу­рах соответственно 325, 360 и 430 °С.

Многие сульфиды, в частности пирит и халькопирит, могут начать окисляться при температурах ниже начала их разложения. Этому способствует сильно окислительная ат­мосфера в обжиговых печах и достаточная для их воспла­менения температура.

При окислительном обжиге медных концентратов пре­имущественно окисляются сульфиды железа. Причиной этрго является большее сродство железа к кислороду и меньшее к сере, чем у меди (см. рис. 38, 39).

Основными реакциями окислительного обжига медных концентратов являются:

(25)

2FeS + 3,50₂ = Fe₂0₃ + 2S0₂ + 921000 кДж;

2FeS₂ + 5,50₂ = Fe₂0₃ + 4S0₂'+ 1655000 кДж; (26)

2CuFeS₂ + 60₂ = Fe₂0₃ + Cu₂0 + 4S0₂. (27)

При обжиге возможно также окисление сульфидов ме­ди по реакции

Cu₂S + 1V₂ 0₂ = Cu₂0 + S0₂ + 38435 кДж. (28>

Однако вследствие большого сродства меди к сере она вновь сульфидируется по обменной реакции

Cu₂0 + FeS = Cu₂S + FeO + 168060 кДж. (29)

Cu₂0 фактически в огарке не будет.

Все реакции окисления сульфидов и элементарной серы экзотермичны. Выделяющегося в условиях обжига медных концентратов тепла, как правило, более чем достаточно для самопроизвольного протекания обжига, который является типичным автогенным процессом.

Механизм обжига твердых сульфидных частиц следую* щий. При взаимодействии кислорода с каким-либо сульфи­дом на поверхности его зерна образуется оксидная пленка (рис. 60). Скорость роста пленки оксидов будет зависеть от

Рис. 60. Схема механизма окисления сульфидной час­тицы в твердом состоянии:

а — начальный момент; б — в процессе окисления

количества подводимого к реакционной поверхности кисло- рода и скорости его диффузионного проникновения внутрь окисляемой частицы. Для ускорения процесса окисления нужен интенсивный массообмен в газовой фазе, обеспечи­вающий удаление от поверхности твердых частиц продукта реакции — сернистого ангидрида, а следовательно, облег­ченный подвод к^частице окислителя. Вполне естественно, более крупные частицы будут окисляться медленнее. При недостаточной продолжительности обжига внутри окисляе­мой частицы может сохраниться сульфидное ядро.

Продуктами окислительного обжига медных концентра­тов являются огарок, газы и пыль.

Минералогический состав огарка будет резко отличать­ся от состава исходного концентрата. Получающийся ога­рок характеризуется наличием в нем наряду с сульфидами ■оксидов и практически полным отсутствием высших суль­фидов.

Основными химическими соединениями огарка, получен­ного, например, при обжиге медно-цинкового концентрата, будут следующие: Cu₂S, FeS, ZnS, Fe₂0₃, Fe₃0₄, FeO, ZnO, CaO, Si0₂, A1₂0₃. При проведении обжига возможно •образование небольших количеств сульфатов меди, железа и цинка.

Ниже приведен расчет выхода и состава огарка: Пример 6. Примем, что обжигу подвергается 100 кг концентрата состава, _;%: 12 Си; 1,5 Zn; 35,5 Fe; 43,5 S; 5 Si0₂; 1 СаО; 1,5 — прочие.

Исходные даииые для расчета: степень десульфуризации 80%; окисляется 7з циика; в огарке остается % прочих; потерями меди при обжиге пренебрегаем. Тогда количество серы, остающейся в огарке, со­ставит:

43,5• (100 — 80)/100 = 8,7 кг.

Количество серы в оставшемся сульфиде цинка <1,5-?/з-32)/65,4 = 0,24 кг.

Количество потребленного кислорода для окисления цинка в ZnO <1,5-1/₃- 16)/65,4 = 0,06 кг.

Количество серы, связанной с медью в C112S:

12-32/(2-63,55) = 3 кг.

Количество иеокислившейся серы, связанной с железом:

-8,7 — (0,24 + 3) = 5,46 кг,

тогда количеств^ оставшегося в сульфидной форме железа составит: -5,46-55,85/32 = 9,53 кг,

а железа, перешедшего в оксидную форму: 35,5—9,53=25,97 кг.

Для окисления железа до Fe₂0₃ потребуется кислорода:

55,97 (3* 16)/(2-55,85) = 11,16 кг.

Всего для окисления железа и цинка потребуется 11,16+0,06= = 11,22 кг кислорода. Тогда в огарке будет содержаться, кг: 12 Си;

1,5 Zn; 35,5 Fe; 8,7 S; 11,2 О2; 1,5 — прочие.

Общая масса огарка будет равна 70,4 кг, т. е. выход огарка от массы исходного концентрата составит 70,4 %• Состав огарка будет сле­дующим, %: 17 Си; 2,1 Zn; 50,5 Fe; 12,4 S; 15,9 О2; 2,1 — прочие.

Как видно из расчета, степень обогащения огарка медью по сравне­нию с исходным концентратом невелика и составляет всего 17,7: 12= = 1,4.

Окислительный обжиг сульфидных материалов перед ллавкой на штейн сохраняет одну и ту же физико-химиче­скую основу независимо от вариантов аппаратурного оформления.

Основным способом обжига медных концентратов в- настоящее время является обжиг в кипящем слое (КС) Широко распространенный в недалеком прошлом обжиг в механических многоподовых печах фактически потерял свое промышленное значение и сохранился лишь на не­скольких заводах.

Сущность обжига в кипящем слое заключается в том,, что через слой концентрата (шихты) продувается восхо­дящий поток воздуха или обогащенного кислородом дутья, с такой скоростью, при которой все зерна исходного мате­риала приходят в непрерывное возвратно-поступательное движение, похожее на кипящую жидкость, что и послужи­ло основанием для названия этого процесса.

Механизм образования кипящего слоя сводится к сле­дующему. Если через слой сыпучего материала продувать снизу газ, слой сначала будет разрыхляться, а при опре­деленной скорости подачи дутья приобретает основные свойства жидкости — подвижность, текучесть, способность принимать форму и объем вмещающего сосуда и т. д. Та­кое состояние сыпучего материала называется псевдожид- ким или псевдоожиженным. Оно наступит при определен­ной критической скорости газового потока (t^mm), при ко­торой подъемная сила газового потока будет равной общей¹ массе твердого материала.

При дальнейшем увеличении расхода дутья до второй критической скорости (Wmax) объем (высота) слоя сохра­нит примерно постоянное значение. Режим дутья от W_mt_n До Wmax отвечает области псевдоожижения. В этих усло­виях частицы обжигаемого материала поднимаются струй­ками газового потока на некоторую высоту, а затем пада­ют, витая в пределах кипящего слоя.

Дата добавления: 2015-08-29