1223

Т а б л и ц а 25

Распределение рения и кадмия по продуктам плавки, %

чены из пылей конвертерного передела, в которых они неизбеж­ но концентрируются.

В переработанном концентрате из редких и рассеянных элементов в промышленных количествах присутствовали только селен и теллур. Остальные металлы содержались в количествах порядка 1—2 г/г.

Индий, таллий, германий, ртуть, сурьма и висмут распреде­ ляются поровну между штейном и шлаком. Селен на 57% пере­ ходит в штейн и на 22% —в шлак. До 70% теллура переходит в штейн.

определен расход его в количестве 10—12% к весу концентрата. Повышение удельного расхода энергии способствовало не­ которому снижению содержания меди в шлаке. Добавка восста­ новителя в количестве до 1% благоприятно влияла на снижение потерь металлов в шлаке, однако повышение расхода кокса до 2% приводило1к восстановлению железа из шлаков с образова­

нием настылей в печи.

Пылеулавливание

Были исследованы две системы газоочистки: сухая и мокрая. Сухая система состояла из камеры дожигания газа и рукав­

тельные подсосы для охлаждения газов, на выходе за рукавным фильтром количество их составляло 1100 нмг/час при темпера­ туре 40° С и разрежении 95 мм вод. ст. При этом запыленность

газа составляла 0,180 г/нм3 и в час терялось 0,198 кг выли. При нормальных условиях плавки выходящие из печи тазы содержат

По сравнению с системой сухой очистки газов мокрая имеет следующие преимущества:

1)повышается извлечение рения;

2)уменьшается подсос воздуха и появляется возможность использовать получающиеся газы в смеси с конвертерными газами для производства серной кислоты;

3)запыленность газов на выходе из системы очистки сни­ жается с 0,18 до 0,07 г/нм3;

4)улучшаются санитарно-гигиенические условия.

возвращать конвертерные шлаки в рудную плавку, а 'более пра­ вильной считают их раздельную, самостоятельную переработку. Другие [269] полагают, что штейн следует подвергать гидроме­ таллургической переработке. В обоих случаях исключается воз­ вращение в шихту электроплавки конвертерных шлаков и пред­ ставляет интерес исследование плавки концентратов о добавкой известняка.

Исследования, проведенные автором, показали, что устойчи­ вый технологический режим плавки может быть достигнут при

шихты, или 820 квт-ч на 1 т концентрата.

Пониженный проплав известковистой шихты и большой рас­ ход электроэнергии на тонну концентрата по сравнению с ших­ той, содержащей конвертерный шлак, объясняется повышенным теплопотреблением известковистых шихт (266 и 254 кал/г соот­ ветственно). При добавке в шихту 30% известняка шлак содер­ жал 28% СаО и 55% Si02.

Химический состав продуктов плавки и ее материальный баланс приведены в табл. 27.

Выход штейна составил 52,7% (на 12% менее, чем при плавке с конвертерным шлаком) и содержание в нем меди на 2% больше при меньшем содержании свинца.

Выход шлака равен 56% (столько же, сколько и при -плавке с конвертерным шлаком), но содержание в нем меди, свинца и цинка значительно ниже.

Извлечение в штейн составило: меди 93%, свинца 87%, цинка 80% и серы 89,5%. Потери в шлаке составили 0,35% Си.

2,8% РЬ и 7,3% Zn.

Пыль, появляющаяся в результате механического выноса шихты, >по своему составу близка к концентрату.

тельное количество железа. Практически все железо ошлаковывают в виде фаялита. Небольшое количество серы, остающееся в огарке, образует богатый, содержащий до 65% меди, штейн и частично переходит «в шлак. Штейн располагается тонким слоем между шлаком и медью, что позволяет получать шлак, со­ держащий менее 1% Си. При отсутствии этого слоя штейна, чтобы получить бедный медью шлак, пришлось бы восстанавли­ вать много железа, что привело бы к ухудшению качества чер­ новой меди.

Извлечение меди составляет 98%, из них 95% — прямой вы­ ход в металл и 3% в медный штейн, возвращаемый в обжиго­ вую печь. Потери меди со шлаком не превышают 1,5—2% и рав­ ны потерям при плавке на штейн.

треугольника. Печь открытая и имеет колпак для отвода газов. Плавку ведут при напряжении 90 б с расходом энергии 750 квт-ч/т огарка или 580 квт-ч/т шихты. Медь и шлак перио­ дически выпускают в обогреваемый отстойник, в котором они разделяются. Медь в жидком виде сливается в анодную печь.

Приведенные показатели привлекли внимание автора при опенке технологии переработки кремнистого медного концент­ рата.

При плавке концентрата, обожженного до содержания 2% S, не удалось получить удовлетворительных результатов, так как получавшаяся медь содержала до 7% Fe, а шлаки до 2—3% Си. Опыты, проведенные с этим концентратом И. И. Кершанским и К. В. Сушковым, также не дали положительных результатов.

Видимо необходимость проведения плавки при весьма высо­ кой температуре (для обеспечения жидкоплавкости кремнистого шлака) приводит к активному восстановлению железа, хорошо растворимого при температуре 1300—1350° С в меди.

Целесообразность применения электроплавки медных кон­ центратов и сравнение ее с отражательной детально освещены

в литературе {271—278].

Дискуссия показала, что при электроплавке можно получить более бедные медью шлаки, чем при отражательной, и соот­ ветственно несколько большее извлечение ее в штейн. Пре­ имущества электроплавки особенно заметны при переработке тугоплавкой шихты. Электропечи могут быть успешно гермети­ зированы и получающиеся при плавке газы могут использо-

сти газоходов, сечение которых должно быть в 5—6 раз мень­ ше. Газы электропечей легко очищать от пыли и паров летучих металлов, что способствует повышению комплексности исполь­ зования сырья.

Уплотнение, механизация и автоматизация электропечей легче, чем отражательных. Расход рабочей силы при электро­ плавке меньше, чем при отражательной.

Электроплавка, несмотря на высокий тепловой к. п. д., свя­ зана с большим расходом энергии, чем отражательная. Однако электроэнергию можно получать при сжигании низкосортного топлива, в то время как для отопления отражательных печей требуется высокосортное топливо.

Так как капитальные затраты при строительстве электротер­ мических предприятий ниже, чем при сооружении предприятий, осно.ванных на отражательной плавке, широкое внедрение элек­ тротермии в отечественной металлургии имеет все основания.

Глава V

ЭЛЕКТРОПЛАВКА СВИНЦОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ

мно,га минералов, содержащих свинец в ассоциации с сурьмой, фосфором, хромом, молибденом и др., однако {роль их в добыче металла незначительна.

Широкое распространение имеют свинцово-цинковые и мед- но-свинцово-цинковые руды, содержащие в качестве спутников висмут, сурьму, мышьяк, кадмий, олово, кобальт, молибден, ва­ надий, индий, германий, таллий и {ряд других редких и рассеян­ ных элементов.

Как правило, все руды обогащают методом флотации. Качество свинцовых концентратов определяется содержани­

ем в них свинца, металлов-примесей и составом компонентов пу­ стой породы.

Грубо, с технологической точки зрения, свинцовые концент­ раты можно разделить на две категории: весьма богатые, со­ держащие от 70 до 80% свинца /при малом содержании кремне­ зема, сурьмы и других примесей и пригодные поэтому для ре­ акционных процеосо-в; прочие концентраты, содержащие менее 70% свинца и заметные количества примесей и в связи с этим перерабатываемые иными способами.

Обычно богатые концентраты содержат 72—77% РЬ, 0,5— 3% Si02, 12—15% S, 2—3% Zn, 2—4% FeO, 1,5—2% СаО. Их получают из хорошо флотируемых сульфидных руд.

Основную массу свинца выплавляют из концентратов, содер­ жащих менее 70% этого металла и получаемых из сульфидных, окисленных или смешанных руд самого различного состава.

В большинстве случаев руды носят полиметаллический ха­ рактер и качество получаемых концентратов зависит от мине­ ралогического состава руд, степени прорастания в них минера­ лов, их крупности и многих других факторов, влияющих на про­ цесс обогащения.

Примеры химического состава свинцовых концентратов при­ ведены в табл. 28.

Т а б л и ц а 28

Химический состав свинцовых концентратов

Основной способ выпла.вки свинца, которым добывается око­ ло 85% этого металла,— шахтная плавка;

Свинцовые концентраты, содержащие 40—60% РЬ, смеши­ вают с необходимым количеством флюсов, обжигают, агломе­ рируют и полученный агломерат плавят в смеси с коксом шахтной печи [279, 280].

При этом окислы свинца восстанавливаются до металла, сульфиды меди переходят в штейн и пустая порода в шлак. Выпускаемый из печи свинец рафинируют, штейн и шлак разде­ ляют при отстаивании во внешнем горне, а газы после очистки от увлеченной с ними пыли удаляют в атмосферу.

Шахтная плавка — непрерывный высокопроизводительный процесс, его проводят в печах, выплавляющих 250—300 т свин­ ца в сутки и обеспечивающих общее извлечение свинца в ме­ талл порядка 94—95% при прямом выходе около 85—87%.

Очень чистые, богатые свинцовые концентраты предпочитают перерабатывать реакционным процессом различными способа­ ми, в первую очередь горновой плавкой, плавкой в короткоба­ рабанных печах и электропечах. Процесс основывается .на вза­ имодействии сульфидов и окислов свинца с образованием ме­ талла.

Горловую плавку проводят при невысокой температуре, при которой свинец из шихты вытапливается, а остальные, более тугоплавкие компоненты остаются в виде твердого серого шла­ ка. Горновая плавка в настоящее время имеет подчиненное зна­ чение. Новые заводы с применением этой технологии не строят, но на ряде ранее построенных заводов малой и средней произ­ водительности этот процесс применяют и мощность заводоз, использующих горновую плавку, достигает 12% общей мощно­ сти всех свинцовых заводов [281].

Применяемые механизированные горны Ньюнема имеют про­

В основном перерабатываются концентраты Лайсвала, со­ держащие около 80% РЬ, 13,5% S и 5% Si02.

Высокое содержание свинца в концентрате позволяет извле­ кать его реакционным процессом, однако большое количество кремнезема делает невозможным применение для этой цели горновой плавки. Поэтому естественно стремление шведских инженеров применить для такого концентрата -производительный и непрерывный процесс электроплавки. Интересна история раз­ вития этого процесса.

Сначала в электропечи плавили сульфидный свинцовый кон­ центрат, предварительно .подсушенный и смешанный с пылями печи и конвертера, пытаясь таким путем воссоздать условия горновой плавки [285]. Но так как в условиях электропечи при отсутствии дутья и при неподвижном, не перемешиваемом слое материала не удалось создать необходимого контакта сульфи­ дов с окислами, образовалось много штейна, в который перехо­ дило значительное количество свинца. Переработка штейна бы­ ла сопряжена с большими потерями свинца.

Концентраты стали обжигать в многоподовой печи с меха­ ническим перегребанием при температуре 700° С до содержания 9—10% S с тем, чтобы получить в огарке соотношения PbS, РЬО и PbS04, необходимые для успешного протекания реакци­ онного процесса. Однако и в этом случае успех достигнут не был. Только с 1955 г., -после перехода на подготовку шихты пу­ тем ее агломерации, удалось получить достаточно высокие по­ казатели.

горновой плавки электроплавка ведется при температуре 1300— 1400° С, при которой резко возрастает растворимость сульфида свинца в металле и полученный в результате плавки свинец со­ держит до 3% S.

Серу удаляют бессемерованием свинца, и завод Роншер яв­ ляется единственным в мире, где проводится такой процесс [286, 287].