УКРУПНЕННО-ЛАБОРАТОРНЫЕ ИСПЫТАНИЯ ПЕРЕРАБОТКИ КЕКОВ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ОКИСЛЕННОЙ РУДЫ МЕСТОРОЖДЕНИЯ АЛМАЛЫ

CONSOLIDATED LABORATORY TESTS OF THE PROCESSING OF MIXTURE FROM THE LEACHING OF OXIDIZED ORE FROM THE ALMALY DEPOSIT

Nurpeisova Aigerim

Doctoral student M.Auezov South Kazakhstan university

Kazakhstan, Shymkent

Shevko Victor

Doctor of technical sciences, professor South Kazakhstan University named after M.Auezov

Kazakhstan,  Shymkent

Udalov Yurij

Doctor of technical sciences, professor, Petersburg State Institute of Technology (Technical University)

Russia, St.Petersburg

АННОТАЦИЯ

В статье приводятся результаты укрупненно-лабораторных испытаний электротермической переработки кеков сернокислотного выщелачивания окисленной медьсодержащей руды месторождения Алмалы. Исследования проводили с использованием дуговой одноэлектродной печи с регулируемой до 35 кВ·А мощностью. Плавку шихты, состоящей из кека (окомкованного совместно с доменной пылью), кокса и стальной стружки проводили со сливом расплава. При плавке кека совместно с доменной пылью был получен ферросилиций марки FeSi45, содержащий 44,9% кремния. В сплав было извлечено 89,6% кремния. При плавке кека в отсутствии доменной пыли был выплавлен ферросиликоалюминий марки ФС45А10 с извлечением в него 90,3% кремния и 83,8% алюминия. При плавке кеков и доменных пылей цинк и свинец пылей практически полностью переходят в газовую фазу с образованием возгонов, содержащих до 15% ZnOи  3,5% PbO.

ABSTRACT

The article presents the results of large-scale laboratory tests of electrothermal processing of sulfuric acid leaching mixtures of oxidized copper-containing ore from the Almaly deposit. The studies were carried out using a single-electro dearcfurnace with an adjustable power of up to 35kV·A. The charge consisting of mixture(pelletized together with blast furnace dust),mixture, and steel shavings was melted and drained. When melting the mixture together with blast furnace dust, ferrosilicon of the FeSi45 brand containing 44.9% silicon was obtained. 89.6% of silicon was extracted into the alloy. During mixture melting in the absence of blast furnace dust, ferrosilicon aluminum grade FS45A10 was smelted with the extraction of 90.3% silicon and 83.8% aluminum into it. During the melting of mixtures and blast furnace dusts, zinc and lead of the dust sal most completely pass into the gas phase with the formation of sublimates containing up to 15% ZnO and 3.5% PbO.

Ключевые слова: окисленная медная руда, кек выщелачивания, доменная пыль, кокс, стальная стружка, укрупненно-лабораторные испытания, электроплавка, ферросилиций, ферросиликоалюминий.

Keywords: oxidized copper ore, leaching mixture, blast furnace dust, coke, steel shavings, large-scale laboratory tests, electric melting, ferrosilicon, ferrosilicon aluminum.

При сернокислотном кучном выщелачивании окисленных и смешанных медных руд содержащих значительное (≥50-60%) количество кремнезема с последующей переботкой продуктивных растворов с применением жидкостной экстракции и электролиза (SolventExtraction–Electrawinning или сокращенно –SX - EW) [1-4],в 2016 год в мире полученно 16%, а в 2020г – 19% (5 млн.т) меди [5]. Несмотря на возможность получения катодной меди с содержанием 99,99% в ней основного металла, этот способ сопряжен с образованием отхода – кека выщелачивания с которым теряется практически весь кремнезем. Нами разрабатывается технология получения ферросилиция из кека выщелачивания такой категории окисленных медных руд – [6-8]. В настоящей статье приводятся результаты укрупнено- лабораторных испытаний получения ферросилиция из кеков сернокислотного выщелачивания окисленной медной руды месторождения Алмалы.

Печным агрегатом, установки являлась однофазная дуговая электропечь, питающаяся от трансформатора ТДЖФ-1002, мощностьюдо 35 кВ·А (рис.1). Футеровка электропечи – хромомагнезитовая, подина-графитовая. Ванна печи – прямоугольная 0,2×0,2м. Высота ванны 0,26 см. В верхней части футеровки была установлена крышка (хромомагнезит в металлическом кожухе). Электрод использовался графитированный, диаметр 7 см. Механизм поддерживания электрода и подвод энергии были скомпанованы в один узел. Перемещение электрода с механизмом поддерживания производилось при помощи винтового механизма. Регулирование мощности печи от 0 до 35 кВ·А проводилось при помощи терристорного устройства, находящегося в трансформаторе ТДЖФ-1002. К углеграфитовой подине энергия подавалась от трансформатора по короткой сети при помощи трех медных шпилек (d=3см,l=10 см). Контроль силы тока проводился при помощи амперметра марки TENGEN 42L6 Температура под сводом измеряласьинфракрасным термометром GM 2200-01 (Китай). GB/T7676-1998, а напряжение вольтметром марки CHNT 4226 (Китай).Нижняя часть печи охлаждалась змеевиком. В трубы змеевика подавалась вода, с температурой 18-21⁰С.

.

Рисунок 1. Установка для электроплавкикеков выщелачивания окисленной руды:

1 - электрод; 2-крышка; 3 - кожух печи; 4-механизм перемещения электрода, 5 - электрододержатель

Предварительно печь в течение 4,5-5 часов разогревалась дугой при максимальной силе тока 400-500 А и напряжении 40-45 В. Подготовленная шихта в печь загружалась порциями. В начале – 5 кг и после расплавления еще порциями по 3-4 кг. Слив расплава проводился через летку диаметром 2,5 см в изложницу в нержавеющий стали (28×8×9) см.Перед сливом расплава летка расчищалась ломиком, а затем обрабатывалась аппаратом прожига. После слива (ферросплава и шлака) в изложницуона из ниши крючком транспортировалась по эстакаде на предварительное охлаждение (в течение 1 – 1,5 часа), а затем изложница перемещалась на площадку охлаждения. После охлаждения в течение 4-5 часов содержание изложницы разбиралось на сплав и шлак.

В работе использовали: -кек выщелачивания руды месторождения Алмалы, (70,0% SiO₂; 14,9% Al₂O₃; 3,4% CaO; 3,6% K₂O; 2,4% Na₂O; 2,7% Fe₂O₃; 0,2% CuO);

-доменную пыль, (28% FeO, 10,3% Fe₂O₃, 30% C, 11% SiO₂, 9% CaO, 4% Al₂O₃, 1,7% MgO, 0,9% ∑Na₂O₄·K₂O,  0,3 Mn₂O₃, 0,5% PbO, 1,4% ZnO);

-кокс, (16,4%C; 4,3% SiO₂; 2,5% Fe₂O₃; 1,7% Al₂O₃; 0,4% MgO; 1,4% CaO, 0,2% летучие; 1,3% Н₂О; 0,6% S; 1,2% прочие);

- в стальную стружку (97,8% Fe, 0,4% Si, 1,7% C, 0,3% Mn, 0,2%прочие).

Содержание кремния, алюминия в сплаве определялось по [9-10], кроме этого содержание кремния в ферросплаве рассчитывались исходя из его плотности (П, г/см³) по уравнению αSi(спл) = ʄ(П)[11]

α_Si(спл)= 81,61 + 0,45 · β – 3,95 · 10 · 10^-3 · β² + 4,0 · 10^-5 _· β³.

Степень извлечения металлов в сплав определялось отношением масс элементов в сплаве к их массе в шихте.

Фрагменты электроплавки кеков выщелачивания показаны на рисунке 2.

Рисунок 2. Фотографии фрагментов плавки кеков:

I- Розжиг печи, II – Загрузка шихты, III – Плавка, IV – Слив расплава.

Испытания проводились с шихтами двух составов массой 21 и 17,5 кг.

Состав первой шихты, масс, %: Кек выщелачивания руды Алмалы – 47,6%; доменная пыль – 30,9%; кокс – 9,1%; стальная стружка 2,6%.

Состав второй шихты, масс. %: Кек выщелачивания руда Алмалы – 64,8%; кокс – 25,1%; стальная стружка – 10,1%.

Перед плавкой кек выщелачивания и доменную пыль окомковывали на чашевом грануляторе совместно с 5% бентонитовой глины. Затем гранулы диаметром 0,5-1,5 см сушили при 120-180 ⁰С в течение 50 минут. Кокс использовали размером 0,5-1 см, а стальную стружку с длиной витка – 0,5-1,5 см.

Электрический режим плавок приведен на рисунках 3 и 4.

1                                                          2

Рисунок 3. Диаграмма изменения силы тока и напряжения при электроплавке шихты первого состава

1 – Сила тока, А                           2 – Напряжение, В

1                                                         2

Рисунок 4. Диаграммы изменения сила тока и напряжения при электроплавке шихты второго состава

1 – Сила тока, А                         2 – Напряжение, В

Плавку первой шихты проводили при напряжении 26-46В и силе тока – 450 – 850 А. Температура под крышкой печи изменялась от 600-630 ⁰С (при загрузке шихты) до 1060-1120 ⁰С (при сливе расплава). Температура сливаемого расплава составляла 1600-1750 ⁰С.

В таблице1 приведен материальный баланс плавки шихты, состоящей из кека кокса и стальной стружки и доменной пыли. При электроплавке шихты степень извлечения кремния в сплав составила 89,6%. Ферросплав по содержанию кремния (44,9%) и алюминия (1,8%) в соответствие с ГОСТ 141-93[12] можно отнести к ферросилицию марки FeSi45.Ввод в состав шихты доменной пыли позволил уменьшить расход дорогостоящего кокса и дефецитной стальной стружки. Присутствие в доменной пыли цветных металлов (2% ZnOи 0,5% PbO) позволяет получить возгоны, в которых содержание ZnO составляет 13-15% и Рb0 - 3,0-3,5%. На каждую тонну кеков образуется 0,1 т возгонов. Образование этого полупродукта позволяет снизить себестоймость переработки кеков. Расход электроэнергии на 1 т ферросплава при плавке первой шихты составил 4920кВт.час. количество ферросплава в пересечете на 1т кека - 0,73 т.

Плавка второй шихты проходила при несколько большей силе тока (до 880 А) и напряжении (33-46 В). Это было связанно с необходимостью увеличения температуры для повышения степени извлечения алюминия в сплав. Из шихты в сплав перешло 90,3% кремния, 83,1% алюминия. Концентрация кремния в сплаве составила 42,4%, алюминия – 9,88%. По этим показателям выплавленный ферросплав в соответствии с [13]относится к ферросиликоалюминия марки ФС45А10. Выход сплава составил 71,8%от массы кеков выщелачивания окисленной медьсодержащей руды месторождения Алмалы.Расход электро энергии в пересчете на 1т сплава составил 5150кВт·час.

Необходимо отметит, что при плавке шихт обоих составов образующийся ферросилиций содержал 0,13-0,4% меди. По концентрации этого металла ферросилиций не отличается от ферросилиция, полученного в производственных условиях [14].

Предварительные экономические расчеты показывают, что при замене кварцита на кек выщелачивания окисленной руды Алмалы себестоимость получения 1 т ферросилиция марки FeSi45 снижается на 3,7%.

Проведенные укрупненно-лабораторние испытания показали принципиальную технологическую возможность получения из кеков сернокислотного выщелачивания руды месторождения Алмалы ферросилиция марки FeSi45 и ферросиликоалюминия марки ФС45А10. Кроме этого показана возможность замены углерода кокса на углерод доменной пыли и железа стальной стружки на железо, восстановленное из доменных пылей. Замена кварцита кеком выщелачивания позволяет снизить себестоимость выплавки ферросилиция марки FeSi45 на 3,7%.

Материальные балансы плавки шихты представлены двумя составами, приведенными в таблицах 1 и 2.

Таблица 1.

Материальный баланс распределения Si, Fe,Al при электроплавке кеков выщелачивания руды месторождения Алмалы в присутствии доменной пыли, кокса и стальной стружки

Таблица 2.

Материальный баланс распределения Si, Fe,Al при электроплавке кеков выщелачивания руды месторождения Алмалы в присутствии кокса и стальной стружки

Список литературы:

1. Крейн Ф. Экстракция в гидрометаллургии меду. Развитие и современное состояние. Комплексное использование минерального сырья. – 2004. №3. С 40-46.
2. Mark E. Sohlessinger Extractive Metallyrgy of Copprt (Sixth edition) 2022. Pages 407-436.
3. Мамырбаева К.К. Гидраметаллургическая переработка окисленных и смешанных медных руд. Дисс. на соиск. ди. степени докторы философии (PhD) – Алматы. 2012. – 127с.
4. Nichol Son H.M., Moe A., Kan D., and Crane P.A. Developments at Central Asia metals KounradProjeat// Горный журнал Казахстана – 2017. №3.–С 40-46.
5. Жарменов А.А., Терликбаева А.Ж., Буктуков Н.С., Шевко В.М., Абдибеков Н.К, Айткулов Д.К., Ананин А.И., Кушакова Л.Б.,Шамганова Л.С.Новые технологии добычи и переработки труднообогатимого полиметаллического сырья:(монография). – Алматы, 2019, –630 с.
6. Shevko V.M.,Aitkulov D.K.,Nurpeisova A.M.,Joldassov A.A. Thermodynamic prediction and experimental production of silicon alloys from tailings leaching of oxidized copper ore Almaly. News of the Academy of Sciences of the Republic of Kazakhstan 2(458) April 2023, P. 188-196.
7. Nurpeisova A.M.,Shevko V.M.,Aitkulov D.K.,KushakovaL. Optimization of the electrothermal production of ferrosilicon from the leaching tailing of the oxidized copper ore of Almaly. Scientific Journal «Engineering Journal of Satbayev University». №1Volume 145.Almaty,2023. P.19-24.
8. Нурпеисова А.М., Шевко В.М., Айткулов Д.К.Технология получения кремнистого ферросплава из кеков кучного выщелачивания медных руд. Труды международной научно-практической конференции «Ұлытау – Қазақстан металлургиясының бесігі» посвященной к 110-летию со дня рождения И.А. Онаева.г.Алматы: КазНИТУ им.К.И.Сатпаева, 2023г. С.142-146.
9. ГОСТ 13230.01 – 93. Ферросилиций. Методы определения кремния.
10. ГОСТ 13230.07 – 93. Ферросилиций. Методы определения алюминия.
11. ШевкоВ.М., АйткуловД.К., КаратаеваГ.Е., БадиковаА.Д., ТулеевМ.А., Аманов Д.Д. Комплексная переработка базальта и доменного шлака с получением ферросплавов и карбида кальция. Шымкент, 2020г. – 210 с.
12. ГОСТ 1415-93. Ферросилиций. Технические требования и условия поставки – М.: Стандартинформ, 2011 – 19 c.
13. ТУ 0820-011-14513884-2013. Ферросиликоалюминий – Екатеринбург: ООО «УИС», 2013.
14. Емлин Б.Ч., Гасик М.И Справочник по электротермическим процессам. М.: Металлургия. 1978.-288с.