Электротермия в металлургии меди свинца и цинка

менту. Днище охлаждалось воздухом, подаваемым от вентиля­ тора.

обратным сводом из магнезитового кирпича. И при этих условиях

текание свинца полностью не удалось.

Свод печи арочный из шамотного кирпича.

По продольной его оси имелось три отверстия для электро­ дов диаметром 700 мм. Электроды снабжены телескопическими гидравлическими уплотняющими устройствами, показанными на рис. 60 [294]. Уплотнение было работоспособным, но тяжелым, и имело недостаток, так как часто выплескивало воду из затвора, что приводило к разрушению свода и повышенному расходу

электродов.

По обеим сторонам печи в своде было десять загрузочных отверстий с гидравлическими затворами диаметром 250 мм. Шихтовые бункеры располагались над течками и смесь агломе­ рата и кокса подвозили к ним электровозами. Свинцовый и шлаковый шпуры находились в противоположных торцах печйг

а штейновый шпур — на одной из продольных сторон. Шлак подвергался грануляции. Газы дожигали в орошаемой снаружи водой стальной камере, расположенной вдоль печи. Окислы свинца и цинка и механически вынесенные частицы пыли после пылевой камеры направляли в рукавные фильтры.

При оптимальном в исследованных условиях напряжении 84 в заглубление электродов в шлак составляло 600 мм и тем­ пература отходящих газов колебалась в пределах 600—800° С.

При этом глубина ванны равнялась 1100—1200 мм и слой коксовой постели на ней колебался в пределах 80—100 мм. Рас­ ход электроэнергии составлял 600—650 квт-ч на 1 т агломерата и расход угольных электродов достигал (благодаря несовер­ шенству уплотняющего устройства) 16 кг/т агломерата. Средний суточный проплав агломерата равнялся 3,26 т/м2, наибольший — 4,2 т/м2.

Плавили мелкий агломерат, отсеянный от общей массы ших­ ты, подготовленной для шахтной плавки. Этим объясняется по­

Агломерат содержал 2% серы и это привело к снижению из­ влечения меди в штейн и значительному переходу ее в свинец.

Пониженный выход свинца в металл связан с большим уле­ тучиванием его. В пыль перешло около 10% металла. Потери свинца в шлаке и переход его в штейн были незначительными.

Более 90% цинка перешло в шлак и -пыль, причем в пыль 50%. Этот результат весьма важен, так как свидетельствует о возможности довольно полного извлечения цинка в возгоны при переработке свинцовых концентратов.

Исследование газового режима работы печи показало, что

Проведенные исследования позволили сравнить результаты плавки агломерата одинакового состава в шахтной и электро­ печи. Экономические результаты этого сравнения были положи­ тельными для электроплавки, однако с точки зрения технической

плавке, должен содержать шлакообразующие компоненты, спо­ собные при расплавлении ассимилировать практически весь со­ держащийся в шихте цинк, то при электроплавке стоит прямо

свинца, то в электропечи это вполне возможно.

Поэтому естественно стремление исследователей определить условия и показатели плавки богатого свинцом агломерата, приготовленного для переработки его в электропечи. Такой аг­ ломерат был получен на ленточной машине с дутьем снизу.

Независимо от проводимых за рубежом исследований и до каких-либо публикаций этот процесс был предложен в СССР

В. Е. Луневым. В настоящее время агломерация свинцовых концентратов с дутьем снизу применяется на заводе Порт-Пири, Штольбергер-цинк и на некоторых цинковых заводах.

В опытах, проведенных во ВНИИцветмете, агломерат содер­ жал от 55 до 64% РЬ и 3,5—4,5% S. Его плавили в печи мощ­ ностью 500 ква [295, 296].

Печь была прямоугольная площадью 3,3 м2 (2,55 X 1,3 ж), трехфазная, в стальном кожухе. Подина выложена обратным

сводом из хромомагнезитового кирпича с подстилающим слоем из огнеупорного бетона и шамота. Между огневым и теплоизо­ ляционным слоями подины был установлен металлический под­ дон с бортами высотой 600 мм.

Стены на уровне расплава выложены из хромомагнезитового

грузки шихты, тремя — для электродов и отверстием для замера уровня ванны и ее температуры.

верстие, расположенное в торце печи. Кожух печи орошался во­ дой, а днище обдувалось струей воздуха от вентилятора.

Газы по футерованному газоходу сечением 0,4 X 0,4 м посту­ пали в стальную кессонированную камеру дожигания, в кото­ рой продукты сгорания частично охлаждались. Этот процесс за­ вершался в циклоне диаметром 0,5 ж, из которого газы поступа­ ют на очистку в рукавные фильтры. Трансформатор мощностью 500 ква. Электрододержатели— токосъемники сварные омеднен­ ные. Электроды графитированные диаметром 250 мм с распадом 750 мм. Проход электродов в свод герметизирован гидравличе­ скими уплотнителями.

Агломерат крупностью +.20 —40 мм в смеси с коксом загру­ жали в печь лотковыми питателями непрерывного действия, установленными под бункерами, расположенными по продоль­ ным сторонам печи.

Свинец и штейн выпускали ежесменно, а шлак — по мере его накопления до уровня 900—950 мм. Штейн и свинец разлива­ ли в изложницы, а шлак охлаждали в ковшах, разбивали и на­ правляли в отвал.

Пыль выгружали раздельно из камеры, циклона и рукавного фильтра и отправляли на свинцовый завод.

Баланс металлов приведен в табл. 35.

При плав'ке в металл был извлечен 91 % РЬ, в штейн перешло

4%, потери в шлаке составили 0,5% и в пыль было извлечено около 5% РЬ.

Вштейн было извлечено 85% Си, 11% ее перешло в свинец, потери в шлаке составили 2%, ’ только же перешло в пыль.

Вшлаке было потеряно 14% и в штейне около 20% Zn. В воз­

гоны было извлечено более 66% Zn при содержании его в пыли 54% и 22% РЬ.

О среднем составе продуктов плавки можно судить по дан­ ным табл. 36.

Т а б л и ц а 36

Средний состав продуктов плавки богатого свинцового концентрата

1 Кроме того, пыль содержала 0,3% Cd, 0.05% As. 0.11% Sb.

При работе печи под положительным давлением газы содер­ жали до 85% окиси углерода. Средняя температура их под сво­ дом печи 940° С, при выходе около 1000 нм3/час и запыленности 56,5 г/нм3.

Вынос возгонов из печи составлял 13,5% от проплавляемой шихты. На 1 т агломерата при плавке расходовалось 7,5% кок­ са, 5,2 кг электродов и 590 квт-ч электроэнергии.

Результаты, достигнутые при плавке богатого свинцом агло­ мерата, много лучше, чем полученные ранее. Так как содержа­ ние свинца в агломерате в 1,5 раза выше, а расход электроэнер­ гии на плавку остался на прежнем уровне, то удельный расход электроэнергии на 1 т свинца снизился в полтора раза. Выход шлака и потери с ним металлов ничтожны. Извлечение меди в штейн весьма высокое, что облегчает последующее рафинирова­ ние свинца. Наконец, извлечение цинка в возгоны в количестве 66% также Следует признать удовлетворительным, хотя была

В описываемом варианте электроплавка свинцового агломе­ рата по сравнению с шахтной плавкой обладает следующими преимуществами:

1.Возможна переработка концентратов без добавки флюсов.

2.При плавке возможна достаточно полная отгонка цинка и прямая конденсация его в металл, что исключает необходимость

последующего фьюмингования шлаков и переработки получаю­ щихся возгонов.

3.Резкое, по сравнению с шахтными печами, сокращение количества газов требует значительно меньших объемов пыле­ улавливающих устройств, более простых и дешевых при эксплуа­ тации, чем применяемые при шахтной плавке.

4.Прямой выход свинца в металл возрастает на 5—7%.

5.Возможна полная механизация и автоматизация процесса

исвязанное с этим повышение производительности труда.

6.Улучшаются санитарно-гигиенические условия труда ра­ бочих.

Глава VI

ЭЛЕКТРОТЕРМИЧЕСКАЯ ПЕРЕРАБОТКА ЦИНКОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ

Промышленное (производство цинка в Европе началось в 1739 г., когда Дж. Чемпион привез из Китая способ дистилляции цинка в горизонтальных ретортах.

Примерно за полтора века, к 1880 г., европейские заводы до­ стигли довольно высокого уровня развития этого способа произ­ водства. В течение этого времени и за последующие 40-• 50 лет частично усовершенствовались отдельные узлы процесса без каких-либо коренных изменений.

В 1881 г. Л. Летранжу был выдан патент на электролиз сер­ нокислого цинка, и в 1904 г. Ашкрофт на всемирной выставке в Париже демонстрировал полученный им таким способом металл. Однако промышленное 'применение электролитический процесс получил только через 35 лет. Основные неудачи многочисленных исследователей были связаны главным образом с тем, что про­ цесс электролиза (пытались применить к смешанным необогащенным рудам, в то время как успешно перерабатываться таким способом могут только богатые и чистые концентраты.

К электролизу вернулись в период первой мировой войны, когда резко возросла потребность в чистом пинке и появились богатые концентраты.

В последующие годы гидрометаллургия цинка развивалась очень бурно, и уже в 1930 г. 30% мирового производства цинка осуществлялось этим способом. В последнее время доля цинка полученного гидрометаллургическим процессом, составляет 50%' его мировой добычи без тенденций к дальнейшему росту.

В 1925—1930 гг. могло сложиться впечатление, что дни пир0. металлургии сочтены, так как процесс дистилляции в горизсуа. тальных ретортах, дающий грязный цинк при значительной $а, трате труда, не мог конкурировать с новым методом.

Однако практика не подтвердила таких предположений, так как выявился ряд недостатков гидрометаллургического проц^_ са и, прежде всего, жесткие требования, которые он предъявлю к сырью, и большие капитальные затраты, связанные со строа_ тельством гидрометаллургических заводов.