Электротермия в металлургии меди свинца и цинка

Удельный расход энергии не превышает 3000 квт-ч на 1 тZn. На вспомогательные нужды дополнительно расходуется 150 квт-ч

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

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.

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.

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.

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, %:

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

[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