1236
.pdfВ конвертере обеднения содержание кобальта в штейне дово дят до 2 ,0—2,5 %, никеля 25—30 % (это I масса).
Обогащенный кобальтом штейновый расплав заливают в кон вертер обеднения шлаков от автоклавной массы, где получают оборотный шлак и богатый кобальтом штейн (II масса — 4— 5 % Со, 25—30 % Ni и 45—50 % Fe).
Процесс обработки богатых по никелю и кобальту шлаков кон вертера получения автоклавной массы аналогичен процессу обед нения рядовых конвертерных шлаков. Разница только в том, что в конвертер заливают не штейн с шахтных печей, а массу с кон вертеров первичного обеднения.
Обогащенный кобальтом штейновый расплав (II масса) зали вают в конвертер получения автоклавной массы и продувают воз духом.
Во время продувки в конвертер периодически загружают квар цевый флюс. Металлическое железо и сульфидное железо штейновой массы окисляют кислородом воздуха и ошлаковывают Si02. При этом получают оборотные конвертерные шлаки и автоклав ную массу, содержащую, %: 60—64 Ni, 4— 6 Со, 6—7 Fe с соот ношением никеля к кобальту в массе не более 14 1, направляют в кобальтовое производство для получения металлического ко бальта. Для меньшей потери кобальта со шлаками процесс полу чения автоклавной массы необходимо вести при 1100—1150°С. Для понижения температуры процесса в конвертер загружают вторичные отходы и богатые кобальтом корки. При передувке ав токлавной массы можно получить файнштейновую массу и шлак, при этом конвертерный шлак направляют на обеднение, а массу доводят до файнштейна (красная проба).
Переработка никелевого файнштейна |
|
|
Цель обжига |
файнштейна — удаление из |
него серы до содержа |
ния не выше |
0,02 % и перевода никеля |
в закись никеля (NiO). |
Всвязи с тем что измельченный файнштейн при обжиге способен спекаться, а глубокое удаление серы требует высоких температур, обжиг осуществляют в две стадии.
Первая стадия обжига. Обжиг измельченного файнштейна про водят в печи КС. Процесс обжига носит окислительный характер.
Впервую очередь происходит окисление металлического никеля
файнштейна, затем окисляются сульфиды никеля: Ni3S2 + |
472Оо= |
= 2NiS04 + NiO; Ni3S2 + 3V20 2 = 3NiO + 2S02. |
никеля |
При более высокой температуре (885°С) сульфат |
|
(NiS04) разлагается с образованием NiO. |
|
Чтобы предотвратить спекание частичек измельченного файн
штейна (—0,5 мм), |
необходимо предварительно |
его перемешать |
с пылью газоходов |
и электрофильтров печи КС. |
Это повышает |
температуру начала спекания шихты. Пыль печи КС содержит 4—5 % S и до 75 % Ni. Полностью удалить серу при первом об жиге практически невозможно. Обычно содержание ее в получае
мом огарке достигает 2,5 %. Выход огарка при обжиге файнштейна в печи КС составляет 60—70 %, выход пыли 30—40 %.
Процесс обжига в кипящем слое характеризуется следующими показателями:
Удельная |
производительность |
печи |
по |
8—10 |
|
файнштейну, т/(м2-сут) |
подиной |
печи, |
кПа |
||
Давление |
воздуха под |
40—47 |
|||
Высота кипящего слоя, м . |
|
|
3—4 |
||
Температура кипящего |
слоя, °С . |
|
|
950— 1050 |
Обезмеживание огарка. Перерабатываемая руда и пирит со держат небольшое количество меди, поэтому в файнштейне и огарке его обжига содержание меди может достигать 2,5 %, а иногда и больше. Способ обезмеживания состоит в том, что ога рок из печи КС в горячем состоянии (700—800 °С) смешивают с 10—15 % сильвинита (NaCl -f- КС1) и подвергают сульфатнохлорирующему обжигу в трубчатом реакторе при 700—750 °С. При обжиге хлористый натрий разлагается с выделением газооб разного хлора. При этом образуется хлорид меди (СиС12) и суль фат меди (CUSO4), которые хорошо растворяются в воде, а же лезо, никель, кобальт остаются в форме нерастворимых оксидов, Хлорированный огарок выщелачивают. При выщелачивании под кисленной водой в раствор переходит до 75—80 % Си и около 0,75 % Ni от содержания их в огарке. Огарок после выщелачива ния с 0,3—0,4 % Си направляют на второй обжиг.
Вторая |
стадия обжига. Обезмеженный |
огарок |
обжигают |
|
в трубчатой |
печи |
при 700—1300 °С. Высокая |
температура и при |
|
сутствие в газах |
8— 10 % 0 2 способствуют окислению |
серы и по |
лучению NiO с содержанием серы не более 0,02 %. Оно может быть больше, если NiO перерабатывают с целью получения ано дов. Тогда можно ограничиться одной стадией обжига.
В трубчатой печи получают NiO со средним содержанием, %: 0,02 S; 78 Ni; 0,4 Си; 0,3 Fe.
Восстановление огарка. Из обжиговой печи NiO при 900— 1000 °С поступает по течке в восстановительную трубчатую печь (реактор) диаметром 1,6 м, длиной 14—16 м. Туда же вводят 4— 8 % малосернистого нефтяного коксика от массы огарка. Трубча тую печь-реактор устанавливают непосредственно под печью, что дает возможность полнее использовать тепло для восстановления NiO по реакции NiO + С = Ni + СО. Огарок из печи выходит охлажденным и металлизированным с содержанием никеля 82— 86 °/о, что облегчает его последующую переработку в электропечи на металлический никель.
Электроплавка закиси никеля. Процесс электроплавки закиси никеля состоит из операций шихтовки NiO с восстановителем; за грузки шихты и расплавления металла; сушки и упаковки гранул.
При шихтовке обычно закись никеля смешивают с малосерни стым нефтяным коксиком с 93—95 % С- Шихту загружают в ду говую электрическую печь, в которой происходят следующие про
цессы: |
закись |
никеля восстанавливается |
по реакции NiO-f СО = |
|
= Ni + |
С 02. |
Избыток |
углерода-восстановителя науглероживает |
|
жидкую ванну никеля |
по реакции 3Ni + |
С = Ni3C. |
При растворении в расплавленном никеле углерода темпера тура его плавления снижается. При содержании в никеле 2,2 % С она равна 1315 °С. Отсюда ясно, что науглероживание металла полезно, так как снижает температуру плавления никеля. Это со кращает время расплавления металла и увеличивает производи тельность печи. К концу плавки избыток углерода удаляют, за брасывая в печь закись никеля, которая взаимодействует с кар бидом и разрушает его: Ni3C + NiO = 4Ni + СО.
Для наводки шлака и удаления серы в печь загружают не
большое количество известняка, |
который взаимодействует с NiS |
|
и переводит серу в шлак: NiS + |
СаО + С = Ni + |
CaS + СО. |
После того как металл будет готов, отключают |
ток, поднимают |
электроды и удаляют шлак. Готовый металл гранулируют в гра нуляционном бассейне. На дно бассейна устанавливают корзину для поднятия гранул из воды.
Товарный огневой никель получают в виде гранулированного никеля марок Н-3 и Н-4. В никеле марки Н-3 содержание никеля допускается не менее 98,6 %, а меди не более 0,6 %. Содержание углерода в товарном металле не должно превышать 0,1 %. Гра нулы никеля перед отправкой потребителю сушат и упаковывают в деревянные бочки.
Количество шлаков при электроплавке небольшое: 2—3 % от массы металла. Шлак должен быть основным с содержанием 22— 30 % СаО. Шлаки содержат 3—5 % Ni, их перерабатывают как оборотный продукт в конвертере.
Газы из электропечи отсасываются дымососом для обезврежи
вания атмосферы цеха |
и улавливания пыли, уносимой газами. |
В пыль переходит до 1,2 |
% Ni от загруженного в печь. |
Производительность электропечи зависит от мощности транс форматора и продолжительности ее работы под нагрузкой и со ставляет 8—15 т никеля за плавку. Продолжительность плавки 6— 8 ч. Увеличение массы плавки и предварительное восстанов ление в трубчатых печах закиси никеля создают благоприятные
условия для снижения расхода сырья, |
коксика и электроэнергии |
||
на 1 т товарного никеля. |
1 т никеля расходуется 1300— |
||
В |
настоящее время на |
||
1000 |
кВт/ч электроэнергии, |
15—18 кг |
графитовых электродов, |
125—160 кг коксика (восстановителя), 4—5 кг известняка. Извле чение никеля в гранулированный никель составляет 98—98,6 %.
Электроплавка окисленных никелевых руд на ферроникель
Электроплавку окисленных никелевыхруд на ферроникель осу ществляют в промышленном масштабе в Новой Каледонии, США, Японии и Бразилии. В Советском Союзе плавка на ферроникель внедрена на Побужском никелевом заводе.
Схема электроплавки руд на ферроникель (рис. 53) преду сматривает следующие операции: сушку и прокалку руды (круп ность 15—25 мм) в трубчатых печах; плавку в электропечи руды, предварительно нагретой до 900 °С с восстановителем на ферро никель; рафинирование и обогащение ферроникеля с получением товарного ферроникеля, который используют в черной металлур гии при производстве никельсодержащих сталей. В процессе элек троплавки восстанавливаются углеродом оксиды никеля; одновре менно с никелем восстанавливаются оксиды кобальта, хрома и ча
стично |
железа |
и кремния |
по |
реакции: NiO -f- С = Ni -f- СО; |
FeO + |
С = Fe + |
СО; Si02 + |
2С = |
Si + 2СО. |
Восстановленные металлы образуют сплав никеля с железом, называемый ферроникелем, в котором растворяется углерод.
Окисленная никелевая руда |
|
||
|
Прокаливание |
|
|
В о с с т |
а н о в и т |
е л ь |
__________________________________ |
|
Электроплавка |
|
|
{------------------------------------П |
|
||
Отвальный ш лпк |
|
йерновои ферроникель |
|
|
____________Рафинирование___________ |
||
|
Товарный ферроникель |
Раф инировочный ш лак |
Рис. 53. Схема переработки окисленной никелевой руды на ферроникель
Практически ферроникель состоит из 5—7 % Ni; 0,45 % Со; 83— 85 % Fe; 2—3 % Сг; 0,4% S; 0,3 % Р; 3—6 % Si; 1,5 % С. Сплав выпускают при 1360—1400 °С. Оксиды пустой породы (Si02, MgO и др.) образуют шлак. Шлак электропечи в значительной мере перегревают (до 1450—1550 °С), что позволяет перерабатывать руду почти без флюсов. В отвальном шлаке содержится, %: 0,04— 0,07 Ni; 0,004—0,020 % Со. Примерный состав заводских шлаков электроплавки окисленных никелевых руд на ферроникель, %: 48—52 Si02; 12—14 FeO; 16—18 MgO; 4—16 % CaO.
Полученный в электропечи ферроникель содержит много при месей. Для использования ферроникеля в сталеплавильном про изводстве его рафинируют в конвертере от кремния, хрома, угле рода, серы и фосфора. Применяемые в сталеплавильном произ
водстве сплавы должны содержать не |
более 0,03 % Si, |
С, Р, S |
|||
(каждого) |
и 0,3 % Сг. |
|
|
|
|
Ферроникель в конвертере рафинируют техническим кислоро |
|||||
дом (96% |
0 2) в два периода при |
1500—1600 °С. Первый период |
|||
осуществляют в конвертере с кислой |
(динасовой) |
футеровкой. |
|||
При этом |
кремний окисляется до |
Si02, хром — до |
Сг20 3 |
и угле |
|
род — до |
СО. В первом периоде |
удаляется в газовую |
фазу до |
30 % серы. После удаления шлака ферроникель в жидком виде заливают в основной конвертер с периклазохромитовой футеров
кой. Для образования известкового шлака в конвертер загружают известняк.
Во втором периоде продолжается окисление углерода и интен сивно окисляется фосфор до Р2О5, так как устранена возможность восстановления Р2О5 кремнием и углеродом. Образующиеся в ре
зультате |
реакций 4Р + 502 |
+ |
8СаО = 2(С а0)4Р20 5 и FeS + |
+ СаО = |
FeO + CaS фосфат |
и |
сульфид кальция растворяются |
в шлаке и удаляются из конвертера. Во второй стадии происходит также частичное окисление железа и ферроникель обогащается никелем. Продувку заканчивают, когда содержание никеля и при месей в ферроникеле будет удовлетворять заданным условиям. Потери никеля и кобальта со шлаками растут в значительной сте пени с ростом их содержания в сплаве. Поэтому продувку чер нового ферроникеля на отечественных заводах ведут до содержа ния никеля не более 12 %.
Процесс рафинирования и обогащения ферроникеля с верхней продувкой кислородом в вертикальном конвертере характеризу ется следующими показателями:
Средняя масса плавки товарного феррони |
30—33 |
келя, т . . . ................................................. |
|
Расход технического кислорода на 1 т ни |
880—900 |
келя в товарном ферроникеле, м3 . |
|
Продолжительность, мин: |
70—75 |
плавки . |
|
продувки . |
24—26 |
Стойкость футеровки, плавки: |
120—150 |
кислой . |
|
основной........................................................ |
300—360 |
Использование конвертера под дутьем, % |
32—38 |
от календарного времени . |
В процессе конвертирования при получении ферроникеля с со держанием 8—12 % Ni в товарный ферроникель переходит 92—94,5 % Ni и до 92—93 % Со.
Общее извлечение никеля и кобальта из руды в товарный фер роникель составляет 83—86 °/о, железа 46—48 %. На 1 т никеля + + кобальта в товарном ферроникеле условного топлива расходу ется 26—29 т и электроэнергии 76—78 тыс. кВт-ч.
Кричный способ переработки окисленных руд
Кричным называется способ прямого получения железа и никеля в виде сплава (зерен) крицы в трубчатых вращающихся печах. По этому способу руду смешивают с углем и нагревают в труб чатых вращающихся печах при температуре около 1050 °С, позво ляющей восстанавливать вместе с никелем и кобальтом только часть железа. Восстановленные металлы получаются в виде зерен, смешанных с полурасплавленным шлаком. Охлажденный шлак поступает на дробление и измельчение, а затем — на магнитную сепарацию. Раздробленный материал, проходя через магнитное
ноле сепаратора, разделяется на магнитную часть (крицу), удер живаемую магнитным полем, и немагнитную часть (шлак). Со держание никеля в крице составляет 4—7 %, железа 90—92 %. Шлак должен содержать не более 0,12 % Ni. Крицу используют для производства легированных сталей. В Советском Союзе кричлым способом намечено перерабатывать бедные окисленные иике-
.левые руды.
§ 4. Переработка сульфидных медно-никелевых руд
Сульфидные медно-никелевые руды являются комплексными (сложными): кроме никеля, меди, кобальта, в них могут содер жаться платина, золото, серебро, селен, теллур и металлы плати новой группы (палладий, иридий, рутений, осмий).
При переработке сульфидных руд необходимо разделить ни кель и медь и получить эти металлы в чистом виде, извлечь ко бальт, выделить драгоценные металлы, а также селен и теллур, использовать серу на производство серной кислоты и железо в ка честве железорудного сырья (рис. 54).
В |
настоящее время |
бедные |
руды (с содержанием менее |
1,5 % |
Ni) обогащают, |
а богатые |
сульфидные медно-никелевые |
руды плавят в шахтных и электрических печах. Основным мето дом обогащения служит флотация. В результате флотации полу чают коллективный (общий) медно-никелевый концентрат, в ко торый переходят медные и никелевые сульфидные минералы без их разделения. В процессе флотационного обогащения рудного сырья получают хвосты — пустую породу, направляемую в отвал.
Вхвосты сбрасывается до 85—90 % пустой породы, содержащейся
вруде. Кроме того, в процессе обогащения может быть выделен лирротиновый концентрат, используемый для получения серы и железорудного сырья.
Полученный медно-никелевый концентрат обжигают (завод «Коппер-Клифф», Канада), агломерируют (Норильский горно-ме таллургический комбинат), окатывают и обжигают окатыши на ленточных конвейерных машинах («Североникель» и «Печенга-
никель»).
Подготовленный концентрат можно плавить в отражательных, шахтных и электрических печах на штейн и шлак. Штейн пред ставляет собой сплав сульфидов никеля Ni3S2, меди Cu2S, ко бальта CoS и железа FeS. В шлак переходит пустая порода руд ного сырья. Шлак направляют в отвал, а штейн перерабатывают в конвертерах, чтобы удалить из него почти все железо и часть серы и получить медно-никелевый файнштейн. При конвертирова нии штейна стремятся сохранить кобальт в файнштейие, так как кобальт может извлекаться в последующих переделах — при элек тролизе никеля. Для сохранения кобальта в файнштейие процесс конвертирования не доводят до конца, оставляя в файнштейие 3—4 % железа.
Файнштейн состоит в основном из сульфидов никеля и меди. Эти сульфиды разделяют флотацией. В результате получают два концентрата — никелевый, в который переходит большая часть никеля, кобальта, драгоценных металлов, селена и теллура, и мед ный, в который извлекают большую часть меди. Медный концен трат от разделения файнштейна с 70—72 % Си направляют на ме-
|
|
|
|
Рудный нинеледый концентрат |
|||
|
|
|
|
Окускование или обжиг |
|
||
|
|
|
Агломерат, |
|
Сернистый газ |
||
|
|
|
огарок окатыши |
|
На производство |
||
|
|
|
|
Плавка |
|
||
|
|
|
|
1 |
|
H2S04 |
|
|
|
Штейн |
|
|
|
||
|
|
|
Шл'ак |
|
|
||
|
|
| |
|
|
В отвал |
|
|
|
|
Конвертирование |
|
|
|||
|
|
|
|
|
|
||
Сернистыйгаз |
|
Медно -никелевый |
Конвертерный шлак |
|
|
||
H2S04 |
|
файнштейн |
{ |
|
|
|
|
|
|
|
На обеднение |
|
|
||
|
|
Флотация |
|
|
|
|
|
Медный |
|
|
|
Никелевый концентрат |
|
||
концентрат |
|
|
___________Обжиг в печиКС__________ |
||||
В медную |
|
|
|||||
|
Закись никеля |
|
|
Сернистый газ |
|||
ветвь |
|
|
|
||||
|
|
1 |
I |
|
|
|
|
|
|
Восстановительная |
|
|
|
||
|
|
электроплавка |
|
|
|
|
|
|
|
Шлак |
Никелевые |
|
|
|
|
|
В оборот |
аноды |
|
|
|
||
|
|
|
|
|
|
||
|
|
|
Электролиз |
: |
г: |
|
|
Никелькатодный |
\ |
|
t |
n |
Медь |
||
скрап |
Шламы |
Кобальтовый Железистый |
|||||
|
_t |
|
* |
кек |
кек |
цементная |
Р ис. 54. Схема переработки сульфидной медно-никелевой руды
деплавильный завод, где перерабатывают по технологии, описан ной в гл. VI. Никелевый концентрат от разделения файнштейна с 70 % Ni и 4 % Си обжигают в печи КС. Полученный огарок из печи КС загружают в электропечь для восстановления до ме талла. Металлический никель отливают в аноды и направляют их на электролиз для получения чистого катодного никеля, при этом выделяют кобальтовые кеки, которые поступают в кобаль товое производство. В процессе электролитического растворения никелевых анодов металлы платиновой группы, золото, серебро,
селен и теллур образуют нерастворимый осадок — шлам. Для из влечения указанных металлов шлам перерабатывают по особой схеме.
Пыль из газов никелевого производства улавливают и перера батывают, а газы конвертеров обжиговых печей используют для производства серной кислоты (см. рис. 54).
Подготовка сульфидных медно-никелевых концентратов (руд) к плавке
Перед плавкой сульфидные медно-никелевые концентраты (руды) проходят ряд подготовительных операций, включающих сушку, обжиг и спекание. Главное назначение обжига — частичное уда ление серы с целью получения штейна заданного состава.
В практике некоторых отечественных заводов медно-никелевые концентраты сушат, окатывают на чашевых грануляторах, а затем полученные окатыши прокаливают и частично обжигают на агло мерационной машине. В процессе обжига удаляется до 30—40 % серы от общего ее количества в сырых окатышах. Выход обож женных окатышей составляет 90 %.
На заводах «Томпсон» и «Коппер-Клифф» (Канада) сульфид ные медно-никелевые концентраты обжигают в печи КС. Десуль фуризацию при обжиге регулируют в пределах 50 %. Содержание серы в концентрате снижается с 22 до 10 — 12 %.
Агломерацию или спекание сульфидных медно-никелевых бога тых руд и концентратов, так же как и агломерацию окисленных никелевых руд, производят на агломерационных машинах. В от личие от агломерации окисленных никелевых руд спекание ча стиц шихты, состоящей из сульфидных мелких руд и концентра тов, можно осуществить за счет тепла, выделяющегося при окис лении сульфидов. Добавки постороннего тепла в шихту спекания
не требуется. Однако для получения |
более |
прочного |
агломерата, |
а также металлизированного штейна |
при |
плавке |
агломерата |
в шихту спекания добавляют небольшое количество коксовой ме лочи. Десульфуризация, т. е. выгорание серы, при агломерации сульфидных медно-никелевых мелких руд и концентратов не пре вышает 45—50 %.
Содержащийся в сульфидных медно-никелевых рудах |
(концен |
||||||||||
тратах) |
пирротин под действием |
высокой |
температуры |
разла |
|||||||
гается по |
реакции Fe7S3 = |
7FeS + Ч2 |
S2 |
и |
теряет '/в часть |
||||||
(12,5 %) |
серы! |
Сульфид |
железа |
окисляется |
до |
FeO: |
FeS + |
||||
+ IV2O2 = |
FeO -f- SO2, а |
затем за |
счет |
кислорода |
избыточного |
||||||
воздуха — до Fe20 3: 2 FeO + V2O2 = |
Fe20 |
3. |
железа |
по |
реакции |
||||||
Fe20 3 |
|
взаимодействует |
с |
сульфидом |
|||||||
3Fe20 3 + |
FeS = |
7FeO + S 02. |
|
|
|
|
|
|
|
За счет тепла, выделяемого при окислении сульфидов, и горе ния коксовой мелочи в слое шихты спекания развивается темпе ратура до 1000—1200 °С. При этой температуре легкоплавкие си ликаты расплавляются и связывают частицы в прочный агломерат.
Силикат железа образуется по реакции |
2FeO + S1O2 = |
(FeO)2- |
•Si0 2. |
шихты перед |
электро |
Агломерацию как метод окускования |
плавкой применяют на Норильском горно-металлургическом ком бинате. На заводе «Конистон» (Канада) агломерат переплавляют в шахтных печах.
Производительность машины по агломерату составляет 12— 15 т/(м2-сут); выход агломерата от шихты 55—60 %; извлечение
металлов (никель, медь, кобальт) в |
агломерат 98,5 %, состав |
аг |
|
ломерата, %: 5—6 Ni; 3,5—4,0 Си; |
8,8—11,5 S; |
30—35 Fe; 14— |
|
17 Si02. Оптимальная влажность шихты 11—13 %• |
|
|
|
Плавка медно-никелевых руд и концентратов |
|
|
|
Сульфидные медно-никелевые концентраты при |
содержании |
не |
более 10 % MgO плавят в отражательных печах на заводе «Коп- пер-Клифф» (Канада). Теория и практика отражательной плавки медно-никелевых концентратов не отличаются от отражательной плавки медных концентратов, изложенной в гл. VI. Вследствие тугоплавкости отечественных сульфидных концентратов (свыше 13 % MgO), высокого расхода топлива и низкой производитель ности отражательная плавка медно-никелевых концентратов в Со ветском Союзе не получила применения.
Шахтную плавку применяют, если медно-никелевая руда со держит небольшое количество MgO и если пустая порода не ту гоплавка. На заводе «Конистон» в большом объеме применяют шахтную плавку медно-никелевого агломерата. Используют шахт ные печи небольшого сечения (6—10 м2). Расход кокса составляет около 10 % от массы шихты. Плавку ведут форсированно, про плавляя 115—120 т/(м2*сут). Расход кокса при шахтной плавке, если руда магнезиальная, достигает свыше 20 % от массы шихты.
Для растворения тугоплавкой пустой породы в шахтную печь требуется добавлять большое количество конвертерного шлака. Поэтому плавка тугоплавких медно-никелевых сульфидных руд в шахтной печи невыгодна, и в настоящее время на отечественных заводах она заменена электроплавкой.
Сульфидные медно-никелевые руды и концентраты, так же как и медные руды и концентраты, можно перерабатывать в элек тропечах. Теория и практика электроплавки медно-никелевых кон центратов (руд) не отличается от электроплавки медных концен тратов, теория и практика которой изложены в гл. VI. В электро печах можно плавить тугоплавкие руды (концентраты) с высоким содержанием оксида магния без добавки большого количества известняка (флюса), т. е. вести бесфлюсовую плавку, что неосу ществимо в отражательных и шахтных печах. На плавку в элек тропечи поступает медно-никелевая шихта, состоящая из руды, концентрата, агломерата и известняка. В шлак электроплавки сульфидной медно-никелевой шихты переходит пустая порода шихты и оксид железа, образующиеся в печи.
Состав штейна электроплавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов, а также отвальных шлаков электроплавки сульфидных медно-никелевых руд приведен ниже, %:
Штейн
N1 Си Fe S
Заводы: |
|
|
|
|
|
|
|
|
А |
12—16 |
9—12 |
|
47—49 |
|
22-26 |
|
|
Б |
7—13 |
4—11 |
|
50-53 |
|
25—21 |
|
|
|
|
|
Отвальные шлаки |
|
|
|
|
|
|
N1 |
Си |
Со |
S10, |
FeO |
CaO |
AIaOa |
MgO |
Заводы: |
|
|
|
|
|
|
|
13 |
А |
0,09 |
0,Ю |
0,03 |
42 |
25 |
7 |
8 |
|
Б |
0,07 |
0,06 |
0,023 |
43 |
24 |
5 |
4 |
18 |
Штейн |
выпускают |
из |
печей при |
1110—1150°С. |
Температура |
шлака выше температуры штейна, выпускаемого из печи, на 100— 150 °С и колеблется в пределах 1250—1400 °С. Газы при электро плавке сульфидных медно-никелевых руд и концентратов состоят из азота, кислорода, сернистого газа, углекислого газа и паров воды. Вместе с выходящими газами из печи в виде пыли выно сятся мелкие частицы шихты. Пылевынос при электроплавке со ставляет 0,4—0,5 % от массы шихты. Пыль улавливают в пыле вых камерах и электрофильтрах и возвращают в плавку. Шихту загружают в электропечи через отверстия в своде. Штейн и шлак выпускают через шпуры.
Производительность печей различной мощности принято срав нивать по величине суточного проплава, который приходится на каждые 1000 кВ-А рабочей мощности трансформатора. Так, при суточном проплаве 600—900 т твердой шихты проплав на 1000 кВ-А составляет 25—32 т/сут. Производительность электро печи можно также определить по проплаву шихты (руды) в сутки на 1 м2 пода печи. Проплав твердой шихты в настоящее время составляет 7—16 т/(м2-сут). Наблюдения, проведенные на заво дах, показали, что при содержании в шихте 20 % MgO суточный
проплав электропечи |
мощностью 20 000 кВ-А |
составляет 550 т, |
|||
а |
при содержании 11 |
% MgO — 700 т, т. е. в |
1,27 раза больше. |
||
|
Кроме удельного проплава, при плавке сульфидных медно-ни |
||||
келевых руд |
большое значение имеет |
расход |
электроэнергии на |
||
1 |
т твердой |
шихты |
(руды), который |
без учета переработанного |
в электропечи жидкого конвертерного шлака колеблется в пре делах 550—800 кВт-ч. При прочих равных условиях расход элек троэнергии зависит от содержания в руде оксида магния — туго плавкой составляющей руды.
Извлечение никеля и меди в штейн при плавке в электропечах высокое и составляет 96—97 %.