Электротермия в металлургии меди свинца и цинка
..pdfУдельный расход энергии не превышает 3000 квт-ч на 1 тZn. На вспомогательные нужды дополнительно расходуется 150 квт-ч
на 1 т Zn. Удельный расход электродов колеблется |
в пределах |
5—7 кг на 1 г Zn. Использование рабочего времени |
составляет |
около 95%. Прямой выход жидкого цинка достигает 80%.
При переработке цинковых концентратов в электропечи 95% Zn извлекается в чушковый металл. Цинк (подвергается ликвации и последующей ректификации при потребности в чистом ме талле.
Около 70% железа, -почти вся медь, золото и около 30% се ребра извлекаются в чугун, который может быть еще перерабо тан в конвертере медной плавки или использован как медистый чугун.
Более 90% РЬ переходит в пары. Основная масса свинца из влекается при ликвации цинка, остальная часть — при его рек тификации. Кадмий извлекается в богатую кадмиевую губку при ректификации цинка. До 70% Ag извлекается в свинец .при рек тификации цинка.
Процесс плавки цинковых руд и концентратов в руднотерми ческой печи связан с большим расходом электроэнергии, чем в шахтных электропечах, но имеет ряд преимуществ.
Плавке можно подвергать самые низкосортные концентраты, достаточно -полно извлекая из них металлы-спутники: медь, сви нец, кадмий, золото и серебро.
Подготовка шихты много проще, а количество оборотных про дуктов меньше. Прямой выход цинка в металл выше. Печи мож но выкладывать из более дешевых огнеупоров, чем шахтные.3
3.НЕКОТОРЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ ПРОЦЕССА ПОЛУЧЕНИЯ ЦИНКА
ВРУДНОТЕРМИЧЕСКИХ ПЕЧАХ
Подготовка шихты
Способы подготовки агломерата для электроплавки в шахт ной печи и, в частности, технология, осуществляемая на заводе в Джозефтауне, подробно описанные выше, сложны и преследу ют цель получения достаточно крупного и прочного пригодного для шахтной -печи агломерата, а также возможно более полную
отгонку свинца и кадмия.
Применение руднотермической печи исключает необходи мость плавки крупного агломерата, так как невысокий слой твер дого материала в печи проницаем для газов и паров цинка и при относительно мелких частицах. Необходимо исключить толь ко мельчайшие частицы пыли, способные выноситься удаляемы ми в конденсатор газами. В то же время полностью сохраняет ся необходимость удаления в процессе обжига свинца и кадмия.
Эффективность обжига цинковых концентратов в кипящем слое применительно к гидрометаллургическому процессу полу чения цинка подтверждена промышленной практикой. Однако этот процесс проводится с неполным выжигом серы при темпе ратуре около 900° С и не обеспечивает удаления свинца и кад мия.
И. В. Бабина и А. А. Бессер исследовали процесс обжига цин ковых концентратов в. кипящем слое с применением электро плавки [328].
Исследование было проведено в двух направлениях: 1) по обжигу в кипящем слое предварительно гранулированного цин кового концентрата; 2) по обжигу цинкового концентрата в ки пящем слое с одновременной его грануляцией.
Грануляцию проводили на чашевом грануляторе с использо ванием в. качестве связующего 3,5% сульфит-целлюлозного ще лока или бентонита. Гранулы сушили в кипящем слое при 200— 250° С. При этом выход гранул размером —2 +0,5 мм (средне взвешенный диаметр частиц 1,5 мм) составил 90% при остаточ ной влажности 2—3%. Полученные гранулы обжигали в слое вы сотой 1000 мм. Запыленные газы очищали от грубой пыли в ка мере, а возгоны отделяли в рукавном фильтре.
Обжиг вели в две стадии: сначала в нейтральной атмосфере (12% S02 и 0,0% 0 2) отгоняли свинец и кадмий, затем при из бытке воздуха (4—6% S 02 и 8—10% 0 2) окончательно обжига ли огарок. Обе операции осуществляли последовательно в одной печи. Опыты вели с концентратами, содержащими, %: 45— 48 Zn, до 2 РЬ, 0,15—0,18 Cd, 6—7 Fe и 28—31 S.
Огарок содержал 88% частиц размером от 1 до 2 мм, 90% частиц циклонной пыли имели размер менее 0,15 мм.
На первой стадии обжига при температуре в слое 1050° С, расходе воздуха 1,2 мъ\кг концентрата (а = 0,8), скорости хо лодного воздуха 44 см/сек, считая на свободное сечение печи, и содержании в газах около 12% S 02, производительность состави
ла 27—30 т/м2 в. сутки. При этом выход циклонной |
пыли |
был |
|
4—7% от загруженного концентрата. Огарок содержал 12% S, |
|||
0,22% РЬ и 0,018% Cd. Возгоны содержали 35% РЬ, 3% |
Cd и |
||
30—35% Zn при выходе до 4% |
от концентрата. |
|
|
На второй стадии при температуре 1000° С, расходе воздуха |
|||
1,3 м3/кг концентрата (а = 2,2) |
и содержании до 6% |
S 02 в газе |
|
производительность составила |
30—40 т/м2 в сутки. |
При |
этом |
выход циклонной пыли был равен 4% и возгонов 1,5% от веса концентрата.
В результате двухстадийного обжига в возгоны перешло 85% РЬ и 90% Cd, при десульфуризации 96%. Огарок, содержащий гранулы диаметром 1—2 мм, может подвергаться дистилляции без предварительной агломерации.
Описанный способ обжига требует предварительной сушки концентрата до содержания влаги 5—6%, рыхления, увлажнения сульфит-целлюлозным щелоком, грануляции и сушки гранул в кипящем слое. Сложная схема подготовки шихты — недостаток этого способа.
Обжиг концентрата с одновременной грануляцией представ ляется более эффективным.
Увеличение скорости газовых потоков, в кипящем слое позво ляет вести процесс обжига при более высокой температуре. От дельные частицы материала могут при этом оплавляться и даже спекаться, но процесс кипения не прекращается.
Было установлено, что при обжиге концентрата, содержаще го 46—48% Zn, 1,3—1,7% РЬ, около 0,25% Cd и 28—30% S, в слое высотой 600 мм при избытке воздуха 10—20% против тео ретического и температуре 1100—1150° С в возгоны перешло 70—75% РЬ и 85% Cd. С повышением температуры укрупняется огарок, в котором при 1150° С количество классов менее 0,25 мм не превышает 12%. При этом выход циклонной пыли снижается до 10%.
Промышленные испытания проводили в печи прямоугольной формы с отношением длины к ширине 6: 1 и площадью пода 6,6 ж2. До высоты 1,2 м стены были вертикальные, а выше выло жены откосом под углом 80° Расширение надслоевого простран ства позволило снизить вынос пыли из печи.
Общий расход воздуха составил до 7000 ж3/час, что соответ ствовало скорости 22—24 см/сек, считая на свободное сечение печи. Производительность равнялась И—13 т/м2 пода. Коэффи циент избытка воздуха 1—1,25, содержание S02 в газах 8—9%.
При |
температуре |
в |
слое |
|
Т а б л и ц а 38 |
|||||||
1100—1120° |
С |
материал |
в |
|
||||||||
сплошную |
массу |
не спекается, |
Степень отгонки свинца |
и кадмия |
||||||||
а лишь укрупняются |
частицы. |
в процессе обжига с грануляцией |
||||||||||
О степени |
отгонки |
свинца |
и |
Температура |
Степень отгонки, % |
|||||||
кадмия в зависимости от тем |
|
|
||||||||||
°С |
РЬ |
Cd |
||||||||||
пературы |
можно |
судить |
по |
|
||||||||
данным |
табл. |
38. |
|
|
|
|
1005 |
55 |
74,3 |
|||
Полученный огарок |
содер |
|||||||||||
1056 |
75,4 |
90,6 |
||||||||||
жал 0,2—0,3 |
РЬ, |
0,01 |
Cd |
и |
1080 |
83,6 |
93,7 |
|||||
0,4—0,6% S. Классов +1,3 мм |
1095 |
89,9 |
97,5 |
|||||||||
в нем |
было 5% |
и |
+0,3 |
мм |
1115 |
85,5 |
97,5 |
|||||
80%. |
|
Содержание |
фракции |
ИЗО |
93,4 |
97,5 |
||||||
|
1185 |
94,7 |
99,75 |
|||||||||
—0,3 |
мм не |
превышало |
15%. |
|
|
|
Выход циклонной пыли до стигал 15% и возгонов 2% от веса концентрата. Возгоны со
держали около 22% РЬ, 5% Cd, 25% Zn и 16% S.
Описанный способ обжига концентратов с грануляцией, со-
13 М. М. Лакерник
провождаемый весьма полной отгонкой свинца и кадмия, намно го производительнее и дешевле многоступенчатого агломерацион ного ‘процесса и применительно к руднотермическому процессу имеет широкие перспективы.
Плавка и дистилляция
Л. М. Рабичева с соавторами сообщает результаты исследо ваний по электротермии цинка [329—331].
Предварительно (прокаленная во вращающейся барабанной печи шихта поступала в теплоизолированный бункер, из кото рого по мере необходимости расходовалась для загрузки в печь.
Печь — прямоугольная, в стальном армированном кожухе.
Длина печи 7,4 ж, ширина |
4,6 ж. Площадь ванны 5,4 X 2,6 = |
= 14 ж2. Высота рабочего |
пространства печи 2,2 ж. Подина вы |
ложена обратным сводом из хромомагнезитового кирпича, стены на уровне расплавленной ванны в первый период работы были выложены из магнезитового кирпича, в последующем из периклазошпинелидного. Верхняя часть стен и свод — из шамотного кирпича (рис. 76).
Печь питалась током от двух параллельно работающих транс форматоров с номинальной мощностью 900 ква и пятью ступе нями напряжения от 70 до 280 в.
Три графитированных электрода диаметром 400 мм прохо дили через отверстия в своде, уплотненные кессонами с асбесто вой уплотняющей набивкой. Шихта загружалась через восемь отверстий, расположенных симметрично по длинным сторонам печи.
Два шпуровых выпуска для шлака и медножелезного сплава были расположены на одной из длинных сторон печи, на отмет ке 0 и 400 мм от подины. Газы отводили через проемы в торцах печи в конденсаторы, после чего очищали в инерционных пыле уловителях в скруббере.
Давление в печи и во всей газоходной системе регулирова лось автоматически с помощью дроссельных заслонок, установ ленных в газоходах. Давление поддерживали на уровне 4—5 мм вод. ст.
Шихту загружали в печь в количестве до 22 т в сутки с ин тервалами около 20 мин. порциями до 300 кг равномерно по всем загрузочным устройствам.
Шлак выпускали один раз в сутки, металлический сплав — один раз в 10—15 суток. Плавку обычно вели при напряжении 140 в и (при необходимости сильнее нагреть нижнюю часть пе чи) при 120 в.
Уровень расплава в ванне составлял 420—430 мм и глубина погружения электродов колебалась в пределах 130—150 мм.
Рис. 76. Руднотермическая печь для плавки цинковых концентратов:
/ — |
разгрузочный |
бункер; 2 — подвеска |
электродов; |
3 — уплотнение электродного отверстия; |
4 — конденсатор; 5 — кожу, |
печи; |
6 — кессон |
для охлаждения шлакового |
пояса; 7 - |
зумпф; 8 — измерительный электрод; 9 — |
механизм передвижения изме |
|
|
|
рительного электрода |
|
При понижении напряжения глубина погружения электродов достигала 200 мм. Температуру ванны регулировали расходом удельной мощности.
В плавку поступал агломерат, содержавший, % 57—60 Zn, до 0,9 РЬ, 1,5—2,7 Си, 7—9 Fe и 0,3—1 S. Кокс содержал до 15% золы. Выход шлака составлял около 3Q% к весу агломерата и
.он содержал 30% Si02, столько же СаО и до 15% FeO. Химический состав штейна и медножелезного сплава приве
ден ниже, %:
|
Zn |
Fe |
Си |
S |
РЬ |
|
С |
Ag, г/m |
Штейн |
2,5—5,0 |
30—35 |
28—35 |
19—23 |
0,2—0,3 — 900—1000 |
|||
Сплав |
1—2 |
70—80 |
11—15 |
1—4 |
1—3 |
0,2 |
400 |
|
Совместное образование этих 'продуктов |
объясняется нали |
|||||||
чием в тройной системе Си — Fe — S области расслаивания. |
||||||||
При содержании в агломерате |
менее |
1% |
S выход штейна |
|||||
очень мал, |
а выход сплава |
равен 4—5% от веса |
агломерата. |
Выпуск сплава, особенно три малой степени его науглероженности, вызывал большие трудности и требовал значительного пере грева печи. Сплав направляли на медеплавильные заводы и подвергали бессемерованию для извлечения перешедших в него меди и благородных металлов.
Опыт показал, что в процессе плавки степень десульфуриза ции невелика и поэтому увеличение в агломерате содержания до 3% S не ухудшает процесса конденсации цинковых паров. При этом в процессе плавки образуется не сплав, а штейн, выпуск которого из печи, последующая обработка и бессемерование мно го проще. Поэтому практика плавки па штейн представляется более целесообразной.
Баланс металлов при плавке и конденсации приведен в табл. 39.
Прямой выход цинка в металл составил 85% и общее его из влечение 96% от содержания в агломерате. Б штейн и сплав пе решло около 95% меди. Более 85% кадмия было уловлено с цин ком и возгонами, причем около 60% его перешло в металл. Без возвратные потери металлов в шлаке составили менее 1,5% Zn 3% РЬ и 3,5% Си.
Весьма полно извлекается медь в штейн и сплав. — в продук ты, пригодные для прямой переработки, что является преимуще ством перед процессами, проводимыми без расплавления Шихты, при которых медь не извлекается.
Очень важно, что в продукты возгонки — дроссы, пыль и пусьеру—перешло всего 3% S, а в жидких продуктах плавки ее осталось почти 97%.
В то же время выход около 6,5% твердых продуктов Конден сации (дроссов, пыли и пусьеры), в которые переходит около
Т а б л и ц а 39
Материальный баланс основных компонентов агломерата в процессе плавки и конденсации, %
Выход % к агломерату
Цинк |
Свнне: |
Медь |
Железо |
Сера |
Кадмий |
Кремнезем |
|||||||
содер |
извле |
содер |
извле |
содер |
извле |
содер |
извле |
содер |
извле содер |
извле |
содер |
извле |
|
жание |
чение |
жание |
чение |
жание |
чение |
жание |
чение |
жание |
чение |
жание |
чение |
жание |
чение |
Загружено |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Агломерат |
100 |
59,2 |
100 |
0,77 |
100 |
1,70 |
100 |
7,0 |
100 |
1,78 |
93,5 |
0 ,10 |
100 |
5,7 |
90,8 |
Кокс |
20,5 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
3,5 |
Известняк |
11,9 |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
6,5 |
— |
— |
— |
5,7 |
Получено |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Цинк чушковый |
5,15 |
98,1 |
86 |
1,30 |
81 |
0,011 |
0,3 |
0,4 |
2,9 |
— |
— |
0,11 |
— |
— |
— |
Цинк железистый |
0,54 |
95,3 |
1,2 |
2,5 |
1,2 |
0,50 |
0 ,2 |
3,3 |
0,3 |
— |
— |
0,11 |
67,5 |
— |
— |
Дроссы |
1,38 |
78,8 |
2 ,0 |
1,3 |
2 ,0 |
0,20 |
1,6 |
0,9 |
0 ,2 |
2,32 |
1,7 |
0,11 |
2,5 |
3,40 |
0 ,8 |
Пыль |
2 ,6 6 |
97,0 |
5 |
1,75 |
6 ,0 |
0,009 |
0,1 |
0,4 |
0 ,2 |
0,50 |
0 ,6 |
0 ,20 |
6 ,0 |
2,11 |
0,9 |
Пусьера |
2,41 |
87,9 |
4 |
2,20 |
7,0 |
0,15 |
0,1 |
0,3 |
0,1 |
0,60 |
0 ,8 |
0,41 |
24,0 |
1,77 |
0 ,6 |
Шлак |
2 1 ,0 |
3,9 |
1,3 |
0,10 |
2 ,8 |
0,25 |
4,0 |
12,3 |
37,0 |
0,90 |
9,9 |
— |
— |
29,30 |
97,7 |
Штейн |
6,16 |
4,0 |
0,4 |
— |
— |
21,90 |
80,0 |
41,5 |
36,6 |
26,0 |
84,0 |
— |
— |
— |
— |
Сплав |
2,00 |
2 ,0 |
0,1 |
— |
— |
12,3 |
13,7 |
80,0 |
22,7 |
2,80 |
3,0 |
— |
— |
— |
— |
11% Zn, является следствием .осложненных условий конденсации при процессе с расплавлением, и поэтому определению опти мальных условий конденсации было уделено необходимое вни мание.
Расход электроэнергии при дистилляции — один из важней ших факторов, определяющих экономику процесса. Еще опыт Лаваля 'показал, что увеличение мощности печей и соответст венно их производительности способствует снижению удельного расхода электроэнергии.
Связь между удельным расходом энергии и производительно стью печи выражается уравнением гиперболы, но с некоторым приближением мож'но допустить линейную зависимость.
Рассчитанное при этих условиях уравнение выражается фор мулой
U = — 0,03Х + 3,14,
где U — удельный расход энергии, Мвт-ч;
X — суточная производительность тонны возогнанного цинка. При исследованных условиях удельный расход энергии со
ставлял 3,5 Мвт-ч на 1 тZn.
Приведенный в табл. 40 тепловой баланс исследованной печи
№
статьи
1
2
3
4
1
2
3
4
5
6
7
8
9
Т а б л и ц а 40
Тепловой баланс электропечи |
||
(Мощность 1,2 Мет; проплав 22 т шихты в сутки; |
||
количество газов 350 нм2/час, температура шлака 1270° С, |
||
температура газов 900° |
С) |
|
Статьи баланса |
% |
|
|
||
Приход |
|
|
Тепло, выделяемое электроэнергией |
85,7 |
|
Тепло горения электродов |
0,524 |
|
Физическое тепло шихты и восстановителя |
12,88 |
|
Тепло воды |
||
0,906 |
В с ег о |
100,00 |
|
Расход |
||
|
Сга'зами неконденсирующимися
Спарами металлов
Свыпускаемым шлаком
Свыпускаемым штейном и сплавом
Спылью, уносимой в^ конденсатор
Сохлаждающей водой
Потери через стены, свод и под Эндотермические реакции Фильтрация газов через кладку
|
4,11 |
|
20,70 |
|
5,26 |
|
1,20 |
|
0,13 |
|
2,63 |
|
27,60 |
|
33,70 |
|
4,67 |
В с его |
100,00 |
[332] показал, что на эндотермические реакции расходуется 34% всего тепла и потери через стены, свод и под достигают 27%. Эти потери могут быть уменьшены хорошей теплоизоляцией при соответствующем повышении к. п. д. печи.
Конденсация
Выше указывалось, что проблема отъема тепла конденсации является важнейшей при непрерывных высокопроизводительных процессах дистилляции цинка.
В барботажных конденсаторах это тепло поглощается ван ной, в которой организована интенсивная циркуляция металла и его охлаждение во внешних холодильниках.
В струйном конденсаторе разбрызгиваемый металл погло щает тепло конденсации и газов, и поэтому интенсивность раз брызгивания и циркуляции ванны определяет величину теплоотъема.
Необходимое количество разбрызгиваемого цинка определя ется приблизительным тепловым расчетом: газы поступают в конденсатор при 1000° С и оставляют его при 600° С. Они содер жат 45% цинка и 55% окиси углерода, или в весовом отношении 65,6% цинка и 34,4% окиси углерода. Теплосодержание 1 кг цин ка при 1000° С равно 551,3 ккал/кг. Теплосодержание 1 кг окиси углерода при 1000° С равно 270,2 ккал/кг. Теплосодержание га зов на входе в конденсатор равно
551,3 + 270,2 х 0,524 = 693 ккал/кг.
Принимаем, что конденсируется весь цинк, тогда в газе ос тается 0,524 кг окиси углерода и теплосодержание газов на вы ходе из конденсатора составляет 81,5 ккал/кг. Тепла в конденса
торе остается 611,5 ккал/кг Zn.
Так как тепловые потери через кладку в зумпф составляют 30%, или 180 ккал, количество тепла, отнимаемое разбрызгивае мым цинком, составляет 431,5 ккал/кг Zn.
Цинк при разбрызгивании нагревается от 500 до 550° С. При этом теплосодержание цинка составляет 5,7 ккал/кг Zn.
Количество разбрызгиваемого цинка равно
431,5- = 75,6 кг/кг конденсируемого цинка.
5,7
Практически на каждую тонну конденсируемого цинка его
необходимо разбрызгивать около 100 т.
Из широкого разнообразия возможных форм разбрызгивате лей были испытаны разбрызгиватели конусного и лопастного ти пов, показанные на рис. 77 и 78.
Рис. 77. Разбрызгиватели конусного типа