1223

талла, что позволило ему избежать трудности конденсации. Спо­ соб, однако, оказался экономически неприемлемым.

Все перечисленные конструкции были ориентированы на пе­ реработку окисленных цинковых материалов.

Броун и Остерле [250] в это же время пытались провести процесс с сульфидным цинком по реакции

2ZnS + 2СаО + 7С = 2Zn + 2СаС2 + CS2 + 2СО;

2ZnS -f CaO + 4С = 2Zn + СаС2 + CS2 + СО.

Возгонка цинка протекала достаточно полно, однако в при­ сутствии серы получалось много пусьеры, карбид кальция был сильно загрязнен примесями и не мог быть использован. Про­ цесс был нерентабелен.

В1907 г. в Лионе было организовано промышленное произ­ водство окиси цинка, основанное на восстановлении цинка же­ лезом. Однако из-за примесей железа окись имела желтый от­ тенок.

Впоследующем перерабатывали сульфидные руды в смеси

сокисью кальция и углеродом:

ZnS + СаО + С - СО + CaS + Zn.

Получаемая окись была хорошего качества. В 1914 г. этим способом было получено и некоторое количество металлическо­ го цинка. В 1917 г. в Моренне была построена установка, на которой в 4 печах с коксовыми фильтрами мощностью по 370 кет перерабатывалось 16 тцинковой руды в сутки.

Мак-Джонсон в 1903 г. сконструировал печь в виде камеры, в торцы которой закладывались графитовые блоки, служившие для подвода тока. Между блоками засыпали кокс, используе­ мый как тело сопротивления. На кокс насыпали смесь обожжен­

каждой операцией ее приходилось полностью вычищать и, есте­ ственно, она не нашла применения.

Джонсон сконструировал конденсатор в виде скруббера, оро­ шаемого цинком, движущимся в противотоке с парами. Этот ра­ циональный принцип был успешно реализован пятьдесят лет спустя. Джонсон установил полезность предварительного перед плавкой восстановления железа шихты, вытесняющего цинк из его окисленных и сульфидных соединений.

В дальнейшем Джонсон сконструировал печь непрерывного действия с электродами, погруженными в шлак, который отде­ лялся от свинца и штейна. Газы очищали от пыли в коксовом фильтре, обогреваемом током.

Здесь же происходила регенерация двуокиси углерода в окись. Однако сколько-нибудь успешных результатов на этой печи получено не было и в 1914 г. в Хартфорде (США, Коннек­ тикут) была построена печь без коксового фильтра. При плавке огарка, содержавшего 37% Zn, в сутки получали 250 кг Zn, при выходе его 78% и удельном расходе энергии 1645 квт-ч/т шихты.

Продолжая поиски Казаретти и Бертани, Джонсон приме­ нительно к смешанным рудам пытался осуществить двуступен­ чатый процесс с отгонкой цинка в многоподовой муфельной печи, установленной над электропечью, и последующей плавкой клин­ кера. Осуществить эту идею ему не удалось.

Имберт, Томсон и Фитцджеральд {252] предложили осуще­ ствить осадительную плавку при взаимодействии свинцово-цин­ ковых шихт с медью по реакциям

ZnS + 2Cu Z Cu2S + Zn

и

PbS + 2Cu^Cu2S + Pb-

Образующийся при этом штейн должен был подвергаться бессемерованию и регенерируемая медь возвращалась в про­ цесс.

Эти опыты ввиду явной нецелесообразности были прекра­ щены, и в качестве осадителя испытывали железо. Реакционной средой служили расплавы СаО — FeO и FeO — FeS.

Фултон впервые предложил использовать для электротер­ мии неплавящиеся брикеты [253, 254]. Смесь обожженной руды, коксовой мелочи и каменноугольной смолы в отношении 100: : 60 20 после коксования при 450—500° С нагревали в электро­ печи для отгона цинка.

Такой способ позволял экономить энергию, затрачиваемую на плавление, и исключить коррозию стен расплавом. Обесцинкованные брикеты плавили в шахтной печи для извлечения свинца, меди и драгоценных металлов. В 1916 г. в Ист-Сан-Луи была построена установка для суточной переработки около 2,5 т концентрата.

Брикеты диаметром 235 мм и высотой 530 мм укладывались по три штуки в реторту и служили телом сопротивления. Три реторты присоединяли к одному конденсатору, что обеспечива­ ло равномерный поток паров в нем и постоянную температуру. При среднем расходе энергии около 2200 квт-ч/г руды извле­ чение цинка в возгоны превышало 90%. Опыты дали положи­ тельные результаты и были прекращены в 1918 г. по ряду при­ чин нетехнического характера.

Натузиус [255] предложил конструкцию шахтной печи, верх­ няя часть которой служит для подогрева шихты, а в нижнюю.

Печь была тщательно закрыта. Шлак и штейн выпускали* через общий шпур. Шлак содержал 45—55% кремнезема, 25—30% окиси кальция, магния и бария, 10—15% закиси железа и оки­ си марганца и 5—15% глинозема. При этом шлак содержал ме~ нее 1% Zn и образовывался ферросилиций.

Рис. 51. Усовершенствованная печь Лаваля

Конденсатор был рассчитан на осаждение цинка в виде пыли. Он был разделен на 3 камеры высотой 7,5 ж, шириной 2,5 м и длиной 0,5 м каждая. Камеры были стальные со шнеком для разгрузки пыли и принудительным охлаждением водой. Печь ра­ ботала под небольшим давлением и имела вспомогательное защитное устройство для подачи азота и двуокиси углерода для предотвращения взрывов при подсосах воздуха (рис. 51).

Несмотря на перечисленные усовершенствования, расход энергии был высок, производительность не превышала 7 трафи­ нированного цинка в сутки и в период кризиса в 30-х годах за­ вод был закрыт.

Он был пущен во время второй мировой войны, чтобы обес­ печить потребности Швеции в цинке. Перерабатывались концен­ траты, содержавшие 52% Zn, 32%S, 8% Fe и 2,5% Pb, разные материалы, оставшиеся от прошлой кампании печи, а также вторичное сырье.

После окончания войны производство было прекращено, так как процесс был нерентабелен. Причин нерентабельности было много: низкая производительность завода, ограниченная отсут-

ствием агрегатов для предварительного обжига концентратов; большие тепловые потери печи, на которой при внешней поверх­

вдвое во столько же раз уменьшились бы потери. Получаемые в печи газы с высокой теплотворной способностью не использо­ вались для подогрева шихты, что могло заметно уменьшить рас­ ход энергии; конденсатор примитивной конструкции не позво­ лял получать цинк в жидком виде и количество оборотных ма­ териалов было велико.

Анализ истории развития электротермии цинка показывает, что на протяжении полувека предпринимались попытки осуще­ ствить этот процесс. Эти попытки не увенчались успехом, но они не прошли даром и ряд рациональных идей, предложенных ра­ нее, но не нашедших в то время правильного инженерного ре­ шения, воплощен в практику в настоящее время.

Токопроводящая шихта братьев Коулс, брикеты Фултона, кольцевой канал для цинковых паров Натузиуса, печь Лаваля с погруженными в шлак электродами и конденсатор с орошени­ ем цинком Мак-Джонсона в новом инженерном решении на но­ вой технической основе нашли свое место в современной элек­ тротермии цинка — процессе, в котором по-новому решена про­ блема получения этого металла.

Глава IV

ЭЛЕКТРОПЛАВКА МЕДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ

Главным источником производства меди являются сульфид­ ные .руды, в которых преобладающими медьсодержащими мине­ ралами являются халькопирит, борнит, ковеллин, халькозин и др.

Основная доля мирового производства меди основывается на месторождениях медистых песчаников и медно-порфировых руд. Колчеданные руды занимают третье место.

В настоящее время прямая переработка кусковых руд в шахтных печах — пиритная и полупиритная плавка, потеряли былое значение. На некоторых предприятиях, располагающих прочной кусковой пиритной рудой, свободной от цинка, с высо­ ким содержанием серы, применяют медно-серную плавку — процесс, позволяющий одновременно с выплавкой штейна поду­ чать элементарную серу. Такой процесс осуществляется, напри­ мер, в Медногорске (СССР), Тамсхавене (Норвегия), Эргани Маден (Турция), Рио Тинто (Испания), Сан Доминго (Порту­ галия). Но этот способ также имеет подчиненное значение в производстве меди.

После освоения в первой четверти нынешнего века процесса флотационного обогащения руд плавка флотационных концент­ ратов в отражательных печах стала основным способом произ­ водства меди.

В зависимости от состава руды, крупности содержащихся в ней минералов, степени прорастания рудных минералов между собой и с пустой породой концентраты имеют различный состав (табл. 20).

Чтобы из концентрата, содержащего 20% или менее меди, получить штейн с содержанием 35—40% Си, часть серы должна быть удалена из него предварительным обжигом и в огарке должно остаться столько серы, сколько ее необходимо для По­ лучения штейна желаемого состава. При обжиге FeS превраща­ ется в Fe20 3 или Рез04, которые в последующем необходимо пре­ вратить в FeO для образования фаялитового шлака.

Обжиг обычно производят в многоподовых печах, хотя в

Т а б л и ц а 20

Состав медных концентратов

настоящее время для этой цели начинают применять и процесс в кипящем слое.

Огарок выходит из обжиговой печи -при температуре 500— 600° С и в горячем виде загружается в отражательную печь. При добавке флюсов, жидкого конвертерного шлака и внутрен­ них оборотных материалов завода в процессе плавки образуется штейн необходимого состава.

Такой процесс проводится в две стадии и требует примене­ ния обжиговой аппаратуры и связанных с ней устройств для пылеулавливания.

Концентраты, содержащие 25—30% Си, можно плавить с получением штейна, содержащего до 45% Си без предваритель­ ного обжига.

Плавка обожженного концентрата имеет следующие преиму­ щества:

1. Меньший расход топлива, не превышающий 150 кг/т ших­ ты, а при использовании подогретого дутья — 120 кг/т шихты (соответственно 0,8—.1,1 X Ю6 ккал/т шихты или после вычета тепла пара, полученного в котлах-утилизаторах, около 0,6 X X Ю6 ккал/т).

2.Больший удельный проплав, достигающий 3—5 т/м2 пло­ щади печи в сутки (на отечественных заводах 6—8 т/м2).

3.Возможность изменять в широких пределах содержание

меди в штейне.

4. Малое содержание серы в газах отражательной печи и возможность использования серы, переходящей в обжиговые газы.

5.Спокойный ход печи.

Кнедостаткам процесса следует отнести наличие двух ра­

бочих процессов (обжига и плавки), большой объем аппара­ туры для пылеулавливания и увеличенные отложения магнети­

та на поду отражательной печи.

Плавка необожженного концентрата имеет следующие пре­ имущества: один рабочий процесс (отсутствует обжиг) и соот-

ветственио более простая аппаратурная схема и уменьшенное ферритообразование.

Кчислу недостатков процесса следует отнести:

1.Больший расход топлива, достигающий 200—240 кг/i

шихты, что отвечает 1,5—1,8 X Ю6 ккал/т шихты или, за выче­ том тепла пара из котлов-утилизаторов, около 0,8 X Ю6 ккал/т.

2.Меньший удельный проплав, составляющий 3—4 т/м2 площади печи в сутки.

3.Содержание меди в штейне не регулируется и практиче­ ски примерно в 1,25—1,3 раза больше содержания меди в кон­

центрате.

4.Печные газы содержат много серы [2—4% (объемн.)], использование и обезвреживание которой более сложно, чем га­ зов обжиговых печей.

5.Неспокойный ход печи при загрузке сырой шихты.

6.Увеличение объема конвертерного передела.

Главнейшие реакции, протекающие при отражательной

2FeO • Si02 + CaO • Si02 + другие силикаты = шлак; n Cu2S + m FeS -f- другие сульфиды = штейн.

Химизм электроплавки аналогичен химизму отражательной плавки.

1.ПЛАВКА ЖЕЛЕЗИСТЫХ МЕДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ

Внастоящее время наиболее крупное «предприятие, перера­ батывающее медные концентраты электротермическим мето­ дом,— завод Роншер в Швеции.

Завод расположен на севере страны вблизи города Шелефтео на полуострове в Ботническом заливе.

Медное производство завода .включает обжиг и сушку кон­ центратов, электроплавку их на штейн, бессемерование штейна, огневое и электролитическое рафинирование меди и электро­ плавку катодной меди на вайербарсы. Общая схема завода при­ ведена на рис. 52.

До 1946 г. на заводе применяли отражательную плавку. Данные о заводе опубликованы Гернеридом [258], кроме то­

го, автор ознакомился с работой завода, посетив его в 1956 г.

[259], сведения о нем сообщены также К. М. Симаковым [260], побывавшим на заводе в 1958 г.

Концентрат доставляется в Роншер в специальных бункерахвагонах с донной разгрузкой. Для оттаивания концентратов, иногда смерзающихся в зимнее время, служит тепляк, отапли­ ваемый горячим воздухом с принудительной циркуляцией.

Обжиг производят в четырех двенадцатиподовых печах диа­ метром 6 мЛотапливаемых мазутом.

Концентраты сортируют по содержанию мышьяка.

гонкой мышьяка в виде трехокиси. Производительность обжиго­ вых печей 150—200 г/сутки.

В огарке от обжига медного концентрата остается 14% S и 0,36% As. После обжига мышьякового 'концентрата в огарке

кер емкостью 5 г. К бункеру троллейный погрузчик с вилочным захватом подвозит контейнер емкостью 4,5 т. При установке контейнера под бункером крышка контейнера специальным уст­ ройством открывается и телескопическая горловина бункера погружается в контейнер. Перед этим останавливают вал печи. Содержимое бункера пересыпается в контейнер. Таким обра­ зом, бункер одновременно является дозатором. После заполне­ ния контейнера все действия повторяются в обратном порядке. Вся операция хорошо механизирована и не сопровождается выделением газа и пыли. Один из трех подъемников поднимает на колошниковую площадку контейнеры с огарком и подсушен­