1223
.pdfВо всех случаях переход железа в конденсатор увеличивает ся с ростом температуры ванны и повышением содержания пы левых фракций в агломерате.
Понижение уровня ванны при постоянной мощности или пря мое повышение удельного расхода энергии -приводит к увеличе нию перехода железа в цинк.
Вынос железа в конденсатор неизбежно связан с ухудше нием показателей конденсации вследствие образования желези стого цинка. Накопление его приводит к повышению вязкости металла и ухудшению процесса разбрызгивания. Кроме того, образование железистого цинка приводит к переходу значитель ного количества цинка (до 15% от общего количества) в полу продукт и снижению прямого его извлечения.
Исследование процесса показало, что работа на шлаках, со держащих более 15% Fe, приводит к увеличению количества железистого цинка в ванне и дроссов на ее поверхности. При этом, естественно, снижается выход цинка в жидкий металл. Примерно так же влияет работа на шлаках, содержащих менее 7—8% Fe, видимо, в связи с увеличением восстановления и уле тучивания окислов кремния, магния и др. Кроме того, высокая степень восстановления железа неизбежно приводит к увеличе нию расхода электроэнергии.
В частности, плавка на штейн представляется более целесо образной, чем на сплав, так как плавка на металлический сплав не может проводиться при шлаках, содержащих более 5—6% Fe, из-за неизбежного обезуглероживания сплава и повышения тем пературы его плавления со всеми связанными с этим трудно стями.
Получение активной цинковой пыли
Потребность промышленности в металлической цинковой пы ли весьма велика. Эта -пыль расходуется в металлургической промышленности для очистки растворов, в химической, лакокра сочной, резиновой промышленности и других отраслях техники.
Основные требования, предъявляемые к пыли,— большая дисперсность, обеспечивающая развитую поверхность, малое со держание окислов, при котором гарантируется высокая химиче ская активность пыли, и для многих потребителей — малое со
держание примесей.
Наиболее распространенный способ получения цинковой пы ли— распыливание расплавленного цинка струей сжатого воз духа. Этот способ прост и дешев, но получаемая пыль содержит крупные частицы с невысокой активностью.
Известен способ возгонки металлического цинка в ректифи кационных колоннах с последующей конденсацией паров в виде пыли. При этом получается пыль высокого качества, но способ
14*
связан с расходом металлического цинка, сооружение установки связано с расходом дорогих огнеупоров, эксплуатационные рас ходы высоки.
Испытывался способ восстановления цинка из рудоугольных брикетов в вертикальных ретортах, с конденсацией паров в ви де пыли. Получаемая при этом пыль была достаточно высокого
Рис. 82. Камера-конденсатор для получения цинковой пыли:
1 — камера; 2 — змеевиюг, 3 — шнек; 4 — разгрузочный шнек; 5 — предохрани тельный клапан; 6 — электропечь
качества, но способ оказался малопроизводительным, требовал большого расхода дорогих огнеупоров и был оставлен.
Л. М. Рабичева с сотрудниками (330] исследовала процесс получения цинковой пыли путем плавки цинксодержащего аг ломерата в руднотермической печи и конденсации паров в ин тенсивно охлаждаемой металлической камере.
В качестве плавильного агрегата была использована печь мощностью 900 /сва, описанная выше. Газы из печи по корот кому газоходу направлялись ъ пылевой конденсатор и два по следовательно расположенных инерционных пылеуловителя.
Конструкция пылевого конденсатора была ранее разработа на и освоена на Иртышском заводе применительно к электро термической переработке полиметаллических 'концентратов.
Конденсатор |
(рис. 82) представляет металлическую камеру |
с вертикальными |
продольными стенками, сферическим сводом |
и коническим днищем, в нижней части которого находится пла вающий шнек, разгружающий осевшую пыль через отверстие в конце камеры. Пыль поступает в приемник, из которого корот ким поперечным щнеком разгружается на вибрационное сито.
Длина камеры конденсатора 4,5 ж, ширина 1,3 ж |
и высота |
|
2 ж. Для лучшего отряхивания пыли со стен камеры |
с наруж |
|
ной стороны ее днища смонтирован |
вибратор. |
|
Затем тазы после инерционного |
пылеуловителя очищали в |
скруббере высотой 1,7 ж и диаметром 450 жж, орошаемом водой
Рис. 83. Аппаратурная схема осаждения цинковой пыли:
/ — электропечь; 2 — пылевые бункера; 3 — инерционный пылеуловитель; 4 — скруббер; 5 — эжектор; 6 — выхлопная труба; 7 — форсунки; 8 — шнек; 9 — плунжерный затвор
через 8 форсунок. Газы из скрубберов отсасывали водоструйны ми насосами и выбрасывали в. трубу [ПО]. Схема осаждения пы ли приведена на ,рис. 83.
Температура в пылевой камере колебалась в пределах 300— 450° С и определялась количеством поступающих в нее газов и паров, а также количеством воды, поступающей на орошение камеры.
В пылевом конденсаторе осаждалось 83% пыли, до 17% улавливалось в инерционных пылеуловителях и в скруббере до 3% от веса товарной пыли.
Полученная цинковая пыль имела активность до 95% при содержании, %: 0,06—0,6 Fe, 0,8—1,6 Pb, до 0,3 Cd, до 0,3 Си, 0,5 S, до 0,01 As, до 0,004 Sb, до 0,3 С, до 0,6 нерастворимых примесей и до 50 г/т Ag.
При интенсивном предварительном прокаливании шихты, со провождавшемся полным разложением известняка и частичным отгоном свинца и кадмия, активность пыли повышалась на 3— 4%. Следует полагать, что при переработке шихты, из которой
свинец и кадмий удалены достаточно полно, получаемая пыль может обладать активностью, близкой к 98%.
В проведенных исследованиях активность пыли заметно ме нялась, так как имелись сильные колебания в содержании при месей в пыли, вызванные неустойчивым режимом плавки, а так же значительные колебания в. гранулометрическом составе агло мерата. Фазовый анализ 'показал, что пыль содержала 87% металлического, 5% окисленного и 1% сульфидного цинка. Бо лее 7% состава пыли приходилось *на примеси железа, свинца, меди, серы, кислорода и др. Применение этой пыли для очистки сульфатных цинковых растворов от примесей затруднений не встретило, но использование ее для других целей затрудни тельно.
Гранулометрический анализ пыли показал, что в ней содер жится 10% частиц крупностью 0,045—0,022 мм, 60% частиц крупностью 0,009—0,0045 мм, 30% частиц крупностью менее 0,0045 мм.
Получаемая в инерционном пылеуловителе и скруббере пусьера содержала 90—94% Zn, до 1,5% РЬ, до 0,4% Cd и 0,3% S. Пусьера может быть использована для очистки раство ров, так же как пыль, осажденная в камере. При этом весьма полно извлекается содержащийся в ней 'кадмий.
Режим плавки агломерата в процессе получения цинковой пыли не отличался от описанного ранее.
Шлак содержал от 2 до 4% Zn, 8—10% Fe, 28—30% Si02, 25—30% СаО и 9—10% MgO. Отношение суммы окиси кальция
имагния к кремнезему было равно 1,3.
Вдонной фазе получалось два продукта — штейн и металли ческий сплав. Штейн содержал 2,5—5% Zn, 30—35% Fe, 30—
35% Си, около 23% S и до 1000 г/т Ag. Сплав содержал |
не бо |
лее 2% Zn, до 80% Fe, до 15% Си, от 1 до 4% S и до 400 |
г/т Ag. |
При этом распределение цинка, меди и кадмия между про |
|
дуктами плавки было следующим. В пыль извлекалось 94% Zn, |
|
в пусьеру около 4%, в шлаке терялось до 2%, в штейне около |
|
0,5%. В штейн извлекалось 64% и в сплав 27% Си. В пыль пере |
ходило ее до 7% и потери в шлаке не превышали 2—3%. Кадмий распределялся так же, как цинк.
На 1 т пыли расходовалось, |
т: |
кокса . |
0,37 |
электродов |
0,007 |
известняка . |
0,21 |
электроэнергии, кет-ч |
3380 |
Производство цинковой пыли описанным способом намного дешевле, чем любым другим способом из металлического цинка но качество пыли значительно ниже и возможности ее приме нения ограничены только металлургической промышленностью.
Глава VII
ЭЛЕКТРОТЕРМИЧЕСКАЯ ПЕРЕРАБОТКА МЕДНО-СВИНЦОВО-ЦИНКОВЫХ ПРОДУКТОВ
1.ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Внастоящее время в промышленную переработку почти не поступают монометаллические руды, содержащие какой-либо один металл. Практически все руды содержат в том или ином количестве несколько металлов. В частности, руды тяжелых цветных металлов содержат минералы меди, свинца, цинка и сопутствующих им младших, редких и рассеянных элементов.
Взависимости от преимущественного содержания тех или иных минералов различают руды медно-цинковые, свинцово цинковые, медно-авинцово-цинковые или медно-свинцовые.
Современные способы обогащения руд и, в частности, селек тивная флотация, пфзволяют выделить из этих руд относитель но чистые и богатые монометаллические концентраты, подвер гаемые металлургическому переделу по соответствующим тех нологическим схемам.
Ксожалению, разделение руды *на совершенно чистые мо нометаллические фракции, т. е. на концентраты, содержащие только один какой-либо металл, невозможно. Более того, толь ко в особо благоприятных случаях оказывается возможным по
лучить богатый свободный от примесей концентрат при доста точном извлечении в него основного металла.
Во многих случаях концентраты наряду с основным метал лом содержат металлы-примеси, количество которых бывает весьма значительно.
Это связано с различными причинами: малыми размерами частиц минералов, степенью их прорастания друг с другом и с вмещающей породой, свойствами минералов и пр.
Как правило, стремление к повышению извлечения какоголибо металла в соответствующий концентрат сопровождается увеличением содержания примесей других металлов в этом
концентрате.
Поэтому цинковые концентраты содержат заметное количе ство свинца и меди, в свинцовые концентраты переходит зна
чительное |
количество цинка и меди, а медные |
концентраты |
|
содержат |
цинк |
и свиней. |
|
В процессе |
металлургической переработки |
к о н ц ен тр а то в |
металлы-примеси переходят в различные промежуточные про дукты. При плавке медных концентратов основная масса цин ка и часть свинца переходят в шлак. Часть цинка и свинца переходят в пыли, в которых концентрируются многие редкие и рассеянные элементы.
При плавке свинцовых концентратов основная масса цинка концентрируется в шлаке, а меди — в штейне. В пыль перехо дит часть цинка и основная масса редких и рассеянных эле ментов.
При переработке цинковых концентратов медь, благородные металлы, свинец и часть редких и рассеянных элементов кон центрируются в кеках или раймовке.
Все эти продукты требуют переработки для извлечения содержащихся в них ценных компонентов. Причем объем со ответствующих цехов, строящихся для этой цели на предпри ятиях, часто не уступает объему основных производств, а по сложности технологии и аппаратуры превосходит их [337, 338].
Совершенствование средств и способов обогащения слож ных руд, применение многостадийных схем флотации, новых флотореагентов и новой аппаратуры позволяет добиваться все более полной селекции, но одновременно в производство вов лекаются все более сложные по составу и упорные при обо гащении руды, из которых выделение монометаллических кон центратов с достаточно высоким извлечением металлов встре чает значительные трудности.
Поэтому получение чистых, содержащих малое количество примесей, концентратов в большинстве случаев связано с вы делением в процессе флотации промежуточных продуктов обогащения, в которых сосредоточены тонкие сростки минера лов, различные шламовые фракции и- другие не поддающиеся селекции продукты, представляющие по существу коллектив ные концентраты, содержащие медь, свинец и цинк в различ ных соотношениях.
Встречаются руды, в которых степень прорастания мине ралов столь велика, что выделение из них монометаллических концентратов вообще не представляется возможным и в ре зультате обогащения, после отделения пустой породы, полу чаются только коллективные концентраты.
Кроме того, значительную долю в общем балансе руд со ставляют смешанные руды (в большинстве случаев залегающие в верхних выветренных зонах месторождений), содержащие окисленные минералы. Такие минералы плохо флотируются и переработка смешанных руд, как правило, сопровождается
повышенными потерями металлов. Очень часто переход на кол лективную флотацию в этом случае позволяет достигнуть за метного повышения извлечения металлов в общий концентрат.
О преимуществах переработки богатых и свободных от при месей концентратов неоднократно сообщалось в литературе [339, 340]. Увеличение извлечения, повышение производительно сти, улучшение условий труда — вот что несут с собой такие концентраты.
Но их получение в большинстве случаев связано с необхо димостью выделения и вывода из цикла флотации промежуточ ных продуктов — коллективные концентратов, которые должны перерабатываться в самостоятельном металлургическом пере деле с достаточно высокими технологическими показателями.
Внастоящее время на многих обогатительных фабриках промежуточные продукты образуются при существующих схе мах. Получающиеся продукты присоединяют к одному из кон центратов или разассигновывают между несколькими концен тратам,и, так как вывод их без последующей переработки связан с большими потерями металлов, а возможности пере работки коллективных концентратов металлургическими спосо бами весьма ограничены.
Медно-цинковые концентраты перерабатываются двумя способами: пирометаллургическим и гидрометаллургическим.
Всоответствии с пирометаллургической схемой концентрат обжигают с использованием газов для производства серной кислоты. Огарок плавят с извлечением меди <в штейн и основ ной массы цинка — в шлак. Штейн бессемеруют для получения
меди, а шлак подвергают фьюмингованию для извлечения из из него цинка. Возгоны перерабатывают электролизом [341— 348].
Схема эта очень сложна и недешева, так как для перевода цинка в шлак требуется большой расход флюсов, а большой выход шлака вызывает значительный расход топлива при руд ной плавке и фьюми-нговании. Переработка возгонов связана с большими капиталовложениями и высоким расходом элек
троэнергии при электролизе.
При большом содержании цинка в концентрате (с отноше нием его к меди 1 1) такая схема становится экономически
неприемлемой.
Гидрометаллургическая схема переработки медно-ции'ковых концентратов применяется в Японии на заводе «Косако» [349 351].
Концентрат в виде пульпы обжигают в кипящем слое и по лученный сульфатный огарок после выщелачивания подверга ют электролизу и цементации для осаждения меди, а затем электролизу для осаждения цинка.
Благородные металлы при этом переходят в кек, требую щий самостоятельной переработки, скорее всего по схеме хло- рид-возгоночного процесса.
Процесс «Косако» гарантирует высокое и комплексное из влечение всех составляющих, но требует значительных капи таловложений и в больших масштабах производства достаточ но сложен.
Для переработки свинцово-цинковых концентратов в пос ледние годы английской фирмой «Империал Смелтинг» освоен процесс шахтной плавки. Процесс этот применим к концентра там, содержащим 35—40% Zn, до 20% РЬ и не более 1,5—2% Си. Значительное снижение содержания цинка затрудняет кон денсацию его в жидкий металл, повышение концентрации меди делает невозможным процесс плавки [309—311].
Технологическая схема процесса предусматривает обжиг концентрата с агломерацией и плавку агломерата с 45—50% по весу кокса в шахтной печи с герметичным колошником и с дутьем, подогретым до 600—700° С.
При плавке образуется черновой свинец, шлак и возгоны, при конденсации которых в конденсаторах, орошаемых свин
цом, образуется свинцово-цинковый сплав. |
При ликвации |
||
сплав разделяется |
на |
цинк и возвращаемый |
в конденсатор |
свинец. |
по |
способу «Империал Смелтинг» — безу |
|
Шахтная плавка |
словно эффективный процесс, единственным недостатком кото рого являются довольно жесткие ограничения по химическому составу перерабатываемого сырья.
Для бедных свинцово-цинковых продуктов возможно приме нение вельц-процесса [352—355], но приходится считаться с тем, что в результате вельцевания не получаются какие-либо готовые продукты, так как свинцово-цинковые возгоны нуж даются в сложной гидрометаллургической переработке (с са мостоятельной переработкой свинцового кека), а клинкер, в котором остаются золото и серебро, должен подвергаться плав ке для извлечения этих металлов. Бели в сырье нет меди и благородных металлов и, следовательно, отсутствует необхо димость переработки клинкера — вельц-процесс становится вполне приемлемым. Для таких продуктов вполне рациональ ным может оказаться изучаемый в настоящее время процесс циклонной плавки [356].
Для медно-свинцово-цинковых продуктов рациональной промышленной схемы переработки до настоящего времени нет. Известны случаи применения для этой цели шахтных печей [357], но полученные при этом показатели не могут считаться удовлетворительными.
В какой-то мере все указанное можно отнести и к перера
ботке ряда промежуточных продуктов металлургического про изводства.
Для цинковистых шлаков широко распространенным спосо бом переработки является фьюминг-процесс[358—365]. Расплав ленный шлак продувают углевоздушной смесью при расходе около 20% к его весу пылеугля. При этом возгоняются цинк и свинец, улавливаемые в виде окисленных возгонов. Окислы выщелачивают в серной кислоте и из раствора цинк извлека ется электролизом, а свинец осаждается в виде кека, направ ляемого в свинцовую плавку. Из шлака, освобожденного от свинца и цинка, в некоторых случаях, добавляя пирит, извле кают часть меди в бедный штейн.
Процесс фьюмингования обеспечивает высокое извлечение свинца и цинка из шлака. К недостаткам процесса фьюминго вания следует отнести периодическое его проведение и полу чение цинка в виде возгонов, нуждающихся в сложной, доро гой и энергоемкой переработке.
В литературе упоминаются случаи переработки шлаков в вельц-печах, однако процесс этот мало перспективен и очень ограничен в применении.
Кеки цинкового производства перерабатывают главным образом двумя способами: в шихте шахтных печей или про цессом вельцевания. Кеки гидрометаллургического производст ва цинка вводят в шихту свинцовой шахтной плавки перед ее агломерацией. При этом в шихте должна отсутствовать медь и обжиг проводят с полным удалением серы.
При плавке агломерата основная масса цинка, содержаще гося в кеке, переходит в шлак; свинец, золото и серебро извле каются в черновой металл, который в дальнейшем рафинируют.
Шлак подвергают фьюмингованию и цинковые возгоны — гидрометаллургической переработке. Этот способ можно счи тать способом фьюмингования кеков, поскольку предваритель ная плавка служит только для подготовки кеков к этому про цессу.
Такому способу переработки кеков свойственны все преи мущества и недостатки фьюминг-процесса.
При вельцевании кеков содержащиеся в них свинец и цинк переходят в возгоны и далее извлекаются при гидрометаллур
гической переработке возгонов.
Медь и благородные металлы остаются в клинкере, пере работка которого представляет известные трудности, поскольку в клинкере остается много непрореагировавшего углерода, а содержание в нем ценных металлов незначительно.
В последнее время предпринимаются усилия, направленные на выделение и использование содержащегося в клинкере же леза [366].
Раймовку, получаемую при дистилляции цинковых концен тратов, перерабатывают обычно в вельц-печах. При этом до стигается достаточно полное извлечение в возгоны свинца и цинка, но вся медь и благородные металлы остаются в клин кере. Возгоны обычно возвращаются в шихту дистилляционных печей, а проблема переработки клинкера, содержащего обычно не более 2—3% Си при 15—20% С, столь же сложна, как и такого же клинкера от вельцевания кеков. Такой клин кер трудно спекать из-за избытка углерода. По этой же причи не он ухудшает показатели отражательной медной плавки. Клинкер слишком мелок, чтобы его можно было без предвари тельного спекания загружать в шахтные печи медной или свинцовой плавок.
В пылях металлургического производства наряду со значи тельным количеством свинца и цинка, сосредотачиваются мышьяк, кадмий, а также основная масса редких и рассеянных элементов. Пыли перерабатывают гидрометаллургическим спо собом, по достаточно сложным и многостадийным схемам, пре дусматривающим полное извлечение всех составляющих их ценных металлов [367—368].
Можно утверждать, что переработка коллективных продук тов, будь то промежуточные продукты обогащения или метал лургического производства, совместно с медными, свинцовыми или цинковыми концентратами, как правило, технически нецеле сообразна и экономически невыгодна [369]. Лучшим решением вопроса является самостоятельная их переработка [370].
При этом появляется возможность получать и перерабаты вать высококачественные монометаллические концентраты, по высить производительность основного металлургического обо рудования, улучшив технологические показатели и условия тру да на медных, свинцовых и цинковых заводах.
В производство можно вовлекать не поддающиеся селекции руды и руды, представленные тонковкрапленными или значи тельно окисленными минералами. Можно рационально исполь зовать полупродукты металлургического производства.
Возможности электротермического процесса для переработ ки медно-свинцово-цинковых продуктов описаны ниже.
2. ХАРАКТЕРИСТИКА СЫРЬЯ
Примером руд, трудноподдающихся селективной флотации, могут служить медно-цинковые руды Урала, проблемой пере работки которых длительное время занимались обогатители и металлурги.
Эти руды характеризуются тонкой вкрапленностью и тес ным взаимопрорастанием медных и цинковых минералов.