книги из ГПНТБ / Лакерник, М. М. Электротермическое оборудование. (Руднотермические печи)
.pdfсодержания ZnO находится, по-видиному, в пределах 25$ при 23%SC02 и ЪЪ%СаО . В качестве флюса обычно применяют известняк, не считая золы кокса и электродов.
Расход кокса составляет по отношению к массе шлака 5,5$; добавка его преследует две цели: снижение содержания свинца в шлаке и уменьшение потребления электродов, взаимодействующих со шлаком.
Отрицательное влияние кокса: рост эксплуатационных расходов, повышение содержания серы в черновом свинце, увеличение количест ва оборотной пыли из—38 большей степени возгонки цинка, а также повышение температуры в печи, вызывающее ускоренный износ огне упоров и в связи с этим рост степени возгонки РвО и Рв, нарушаю щий циркуляцию возгонов в процессе.
Подводя в факел горения уменьшенное по отношению к стехио метрической потребности количество кислорода, можно снизить содержание свинца в влвке при одновременном уменьшении содержа ния серы в черновом свинце.
Газ, выходящий из печи при температуре Х05О°С, охлаждают в котле-утилизаторе, очищают в сухом электрофильтре и передают на сернокислотный завод. Пыль, уловленную в котле и электрофильтре, непрерывно возвращают в печь.
Чтобы избежвть зарастания котла-утилизвтора свинцовши окис лами, образующимися при догорании шихты в котле, в конце печи поддерживают окислительную атмосферу. Пыль содержит- ZnO %основ ные сульфаты в твердом виде, жидкий унос в форме РвО и Рв и пары РЬОи PbS. Запыленность высокая: на I кг газе приходится 0,5 кг пыли.
В котле, в который вводят 30$ третичного воздуха, происхо дит частичное горение и оульфэтизэция пыли. Несмотря не большую циркуляцию, извлечение свинца высокое и потери его в шлэке не превышают 1,1$. Примесей металлов мало. В год извлекают 25 т ме ди, причем около 15 т переходит в оборотный штейн. Мышьяк, сурь ма и олово окисляются при конвертировании и переходят в шлак, кадмий концентрируется в оборотной пыли, а серебро и золото извле каются при последующем обессеребрении свинца.
Серебристая пена загружается в конвертеры медного передела. Свинец я цинк’ возгоняются, а золото и серебро переходят в черно вую медь, из которой извлекаются при электролизе.
Для проведения процесса требуется'небольшое количество обс луживающего персонала, что объясняется простотой подготовки мате риалов перед плавкой (концентраты сушат на фабрике), а также вы соким уровнем механизации и автоматизации процесса.
80
Кампания печи длится более двух лет.
По накопленный данный, наиболее подходящими для описанного процесса являются концентраты, содержащие 65-76%свинца.
К преимуществам процесса относятся небольшие объем капитало вложений и расход кокса, простота технологического процесса,а так же получение гэаов с относительно высокой концентрацией S0Z , до пускающей их использование для производства серной кислоты.
Эксплуатационные данные свинцового завода “Роншер" приведе
ны ниже: |
|
Не I т рафиниро |
|
|
В сутки |
||
|
ванного |
свинца |
|
|
|
||
Количество шлака, т ............. |
48 |
0,29 |
|
Потребляемая мощность,квт«ч |
0,14x106 |
810 |
|
Расход электродной массы, кг |
3150 |
18,3 |
|
Производство пара, т . . . . . . . . |
115 |
0,67 |
|
Время конвертирования, мин |
138 |
0,8 |
|
Общий рвсход рабочей силы, |
340 |
2 |
|
чел .-час................................... |
|
||
Извлечение свинца, %........... |
98 |
- |
|
В период 1952-1960 г г . в СССР изучалась возможность |
элект |
||
роплавки свинцового агломерата, полученного из рядового концент рата, содержащего 45-50$ свинца.
Исследования проводились в трехфазной прямоугольной печи площадью 19,6 м2 мощностью 2400 ква со ступенями напряжения от 84 до 120 в при силе тока 21 тыс.а.
Подина выкладывалась хромомагнезитовым кирпичом обратным сводом в стальном сварном противне. Свод арочный, из шэмотного кирпича. Три угольных электрода диэметром 700 мм каждый распола гались по продольной оси.
Герметизация электродных отверстий осуществлялась при помо щи телескопических гидравлических устройств. Впоследствии от них отказались из-за ряда недостатков, в первую очередь, выплески вания воды в печь и на свод.
Загрузочные устройстве диаметром 250 мм располагались по пять с каждой длинной стороны, печи. Свинцовый и шлаковый шпуры находились в противоположных торцах печи, а штейновый шпур - на одной из продольных стен. Шлак гранулировали. Газы дожигали в охлаждаемой водой стальной камере. Пыль улавливали в рукавных
фильтрах.
При напряжении 84 в, глубине ванны 1200 мм и слое кокса 100 мм заглубление электродов равнялось 600 мм и температуре
81
отходящих газов составляла 600-800°С. При этом расход электро энергии составлял 650 квт*ч на I т агломерата и проплав достигал 4,2 т/м^ в сутки.
Из агломерата, содержащего, $: |
2.Си ; 36 РЬ ; 7,5 2 л , извле |
|||||
чение |
свинца в металл |
составило |
84$, |
в пыль перешло 10$, в |
||
штейн - |
4,6$ и в шлак - |
1,4$. |
|
|
|
|
Медь распределялась между жидкими продуктами плавки следую |
||||||
щим образом: в свинец - |
25$, в штейн - |
58$, в шлак - |
16$. |
Почти |
||
50$ цинка осталось в шлаке, столько же его перешло в |
пыль, |
не |
||||
большое количество цинка осталось в штейне. |
|
|
||||
Полученные данные свидетельствуют, |
что плавка в |
электропе |
||||
чи рядового разбавленного флюсами агломерата не только не имеет преимуществ перед шахтной плавкой, но и дает худшие результаты.
Путем спекания на агломерационной машине с дутьем снизу был приготовлен агломерат, содержащий до 54$ свинца и. 3,5-4,0$ серы. Его плавили в печи мощностью 500 ква. При этом в металл был извлечен 91$ свинца, в щтейн - 4$; потери в шлаке составили 0,5$ и в пыль перешло 5$ свинца. В штейн было извлечено 85$ ме ди и 11$ ее перешло в свинец.
В шлаке было потеряно 14$ и в штейн перешло 20$ цинке. Возогналось 66$ цинка. Газы содержали 85$ окиси углерода (при ра боте под давлением),
Полученные результаты лучше, чем при плавке рядового агло
мерата. Удельный расход энергии на I т свинца снизился в 1,5 f&- |
|
за . |
Выход шлака и потери с ним металлов ничтожны. Извлечение ме |
ди в |
штейн и цинка в возгоны высокое. |
При проведении плавки агломерата, содержащего,$: 49РЬ ; 12 In ; 3 Си } 9 Ре и 2,5 S , с конденсацией цинковых паров, в
замкнутом цикле, при расходе 9$ кокса извлечение свинца в металл составило 94,6$, цинка в металл - 80$ и меди в штейн и черновой свинец - 98$.
Видимо, электроплзвкз свинцового агломерата может конкури ровать с шахтной плавкой только при условии переработки богатого агломерата с отгонкой и конденсацией содержащегося в нем цинка.
До нестоящего времени -такой процесс промышленного примене ния не нашел [4].
Электротермическая переработка цинковых концентратов
3 процессе длительного соревнования пиро- и гидрометаллур гического способов производства цинка старый дистилляционный
способ получения металла в горизонтальных ретортах непрерывно совершенствовался.
На сиену еыу пришли вертикальные реторты, дистилляция в шахтной электропечи, шахтная плавка по способу Иипериал смелтинг и дистилляция в электропечах с расплавлениеи шихты.
Перерабатываемые цинковые концентраты чаще всего содержат 50-53$ цинка. Встречаются весьма богатые концентраты, содержаще до 60$ цинка, но нередки случви переработки концентратов, содер жащих не более 45$ металла. В среднем в концентратах содержится около 3$ свинца, хотя колебания в содержании этой примеси очень велики. Содержание свинца меняется от 0,3 до 9,0$. Содержание кадмия, как правило, равно 0,2-0*4$ и достигает иногда 0,7$. Содержание железа колеблется от 5 до 15$, кремнезема - от 2 до 6$ и меди - от 0,2. до 1,5$.
Выбор наиболее рациональной схемы переработки концентратов для того или иного заводе определяется конкретными техническими и экономическими факторами.
При прочих равных условиях концентраты, более богатые цин ком и содержащие значительное количество редких и рассеянных элементов, целесообразнее перерабатывать гидрометаллургическим способом. Для переработки концентратов, содержащих много железа, кремнеземе и других примесей, более эффективен пирометаллургический процесс. В последние годы благодаря ряду усовершенство ваний гидрометаллургический способ получает определенные преиму щества .
Процесс получения цинка в шахтной электропечи
Первое современное крупное предприятие для получения цинка электротермическим способом было построено фирмой "Сент-Джозеф лед" в г.Джозефтвуне (шт.Пенсильвания) в 1930 г .
Завод "Джозефтаун" был запроектирован не переработку 109 т концентратов в сутки для производства окиси цинка. В 1936 г . бы-, ло разработано оборудование для конденсации цинка применительно к электротермическим нечем и начато промышленное производство металлического цинка. В период 1939-1940 г . в результате переобо рудования завода суточная переработка концентратов достигла 270 т, а после второй мировой войны количество перерабатываемых
концентратов возросло до 450 т в сутки с выпуском 145 т металли ческого цинке, около 90 т окиси цинка и 385 т серной кислоты.
С I960 г . оборудование завода позволяет перерабатывать до 750 т цинковых концентратов в сутки. Завод выпускает цинк двух
8 3
сортов ("высокосортный" и "первый сорт"), свободную от свинца окись цинка разных марок, кадмий и серную нислоту.
На производство высокосортного цинка (99,95$) направляют концентраты с.малым содержанием примесей, В среднем они содер жат, %: 57 I n ; 0,6 РЬ ; 32 S ; остальное Fe . Концентраты с более высоким содержанием примесей направляют на производство цинка низких марок.
Технологический процесс состоит из следующих основных ста
дий:
1)обжиг сульфидных концентратов;
2)приготовление из обожженного продукта агломерата с высо кой механической прочностью;
3)восстановление цинка в электротермической шахтной печи
сконденсацией металлических пэров или сжиганием их для получе ния окиси цинка;
4)химическая переработка пыли из электрофильтров обжигово го и агломерационного цехов с целью получения свинцового кекэ, сульфата цинка и металлического кадмия.
Технологическая схема приведена на рис. 27 .
|
К о н ц е н\т р а т |
|
|
|
05 ж иг § многоподоЗой |
п е ч и |
|
||
Г |
|
|
Г |
|
Пыль |
|
|
Огарок |
|
|
|
, |
* /Г _ I |
|
|
|
измельчение |
|
|
|
|
|
I |
|
|
|
Грохочение |
|
|
|
|
f- |
t_J |
|
|
оЬшгS кипящем слое |
Рис.27. Технологическая |
||
|
j |
— |
—J |
|
Г азы |
|
Огарон. |
схема процесса многоста |
|
Циклоны |
|
|
дийного обжига концент |
|
|
|
ратов |
||
Г |
t |
|
|
|
|
|
|
||
Г азы |
Пыль |
|
|
|
I |
* - |
|
|
|
Котел-цтилизатор |
на агломерацию |
|
||
Пыль |
г |
f |
|
|
Газы |
|
|
||
Электрофильтр |
|
|
||
Г |
|
1 |
|
|
Пыль |
|
Газы |
|
|
на изблечение |
На произШстЗо |
|
||
PbuCd |
|
HlSOk |
|
|
84
Обжиг цинковых к о н ц ен т р а т о в
При производстве цинка и окиси высоких марок необходимо, чтобы огарок содержал небольшое количество свинца и кадмия. Та кой огарок и пыль, богатую свинцом и кадмием,получают в процес се обжига концентратов в многоподовых печах в кипящем слое и в процессе двухстздийной агломерации огарка. Схема процесса обжига показана на рис. 28 .
Концент рат
— Оджиг — ’—
Огарок Агломерация -
Газы
Агломерат
Очистка
T I —
Пыль
Дист илляция 8 электропечи
Парогазовая |
Остаток |
|
смесь |
|
|
Конденсатор |
Гро. |
|
Цинк |
Отсев |
Кокс |
|
|
t__ |
Газы |
Магнитная |
|
|
сепарация |
|
Очистка |
Магнитный |
|
Цинковая |
продукт 8 |
|
отвал |
||
пыль |
|
|
Газы
На сжигание
й1б/
Очистка
Л [ --------- |
3. |
Пыль |
S02 |
|
\ |
|
На производства |
|
Н2Щ |
Выщелочи Вание
Г
Кадмий
Цинковый |
Свинцовый |
купорос |
кек |
|
На свинцовое |
|
производство |
Немагнитный продукт( догатый цинком
В шихту агломерации
Рис.28. Технологическая схема процесса дистилляции цинка в шахтной электропечи
Цинковый концентрат предварительно частично обжигают в мно гоподовой печи при недостатке воздуха и температуре.900°С, кото рую поддерживают нефтяными и газовыми форсунками.
Полуобожженный продукт, содержащий 23-24# серы и около 0,4# свинца, подают в печь для обжига в кипящем слое. Температуру
85
б слое поддерживают около 900°С и регулируют либо подачей воды или растворе сульфата цинка, либо изменением скорости загрузки.
Состав огарка от.обжига концентрата.с небольшим содержани
ем примесей следующий, %: 67 Zn; |
0,03 РЬ ; |
^ 0»5 ^ оульф' |
В пыль электрофильтров переходит |
92.-97% свинца и 90% кадмия, со |
|
держащихся в концентрате. |
|
|
Агломерация предварительно обожженного концентрата
Для плавки в шахтных печах требуется прочный и твердый аг ломерат определенных размеров. Для получения агломерата нужного качества на зэводе проводят двухстадийную агломерацию с добавле нием кварца в шихту машин второй ступени.
К агломерату, перерабатываемому электротермическими метода ми, Предъявляются особые требования:
1. Цинковый огарок должен быть превращен в пористый и проч ный агломерат, который без заметного истирания может выдержвть нагрузки, возникающие в шахте печи;
2 . Агломерат должен быть раздроблен и подвергнут грохочению, чтобы в шихту поступал материал, состоящий из кусков размером 5-20 мм и отличающийся определенным соотношением кусков разных размеров.
3. Содержание серы, свинца и кадмия в агломерате должно быть минимальный, особенно для производства высокосортного цинка и окиси.
На заводе установлены прямолинейные агломерационные машины размером 1,5x13,2 м. Агломерат для производства цинка первого сорта получают не двух агломерационных машинах, а для производст ва высокосортного цинка и окиси - на четырех агломерационных ма шинах о предварительным (две машины) и окончательным (две маши ны) спеканием.
Химический состав годного агломерата первой стадии, %:
55 Zn; 0,65 Pi } Q,2 S ; 0,01 Cd. ; 10 Fe ; 8,7 Si02 ; 1,2 CaO . Хими ческий состэв агломерате, полученного после второй стэдии спека-
ния,%56 2л; 0,00ЬРЬ ; 0,IS } 0,003Cd ; 10Fe ; 8,7 Л0г ; 1,2СаО .
Дистилляция в шахтных электропечах
Агломерат загружают в шахтные электропечи, в которых столб шихты, состоящий из равных объемов агломерата и кокса, нагревают электрическим током. Окись цинка, находящаяся в шихте, восстанав-
8 6
ливается до металла, и образовавшиеся пары вместе с окисью уг лерода удаляются из печи.
В настоящее время на заводе "Джозефтэун" установлено II шахтных электропечей для производства металлического цинка.
На рис. 29 показано устройство шэхтной электропечи. I
Рис.29. Схеме шэхтной электропечи для производства цинка:
I - бункера агломерата, коксе и дру гих видов сырья; 2 - прокзлочная печь; 3 - горелка; 4 - питатель; 5 - верхние электроды; 6 - нижние электроды; 7 -, водоохлзждаекый опорный обод; 8 - вра щающийся разгрузочный стол; 9 - ковшо вый транспортер; 10 - кольцевой газосборник; II - пэры цинка-и окиси уг лерода; 12 - конденсатор; 13 - жид кий цинк; 14 - окись углерода; 15 -
промывке газов
8 7
Печь обычно состоит из семи секций, опирающихся на самостоя тельные кольцевые опоры. Нижняя секция установлена не водоохлаждэемом ободе. Все части печи предохранены от короткого замыкания. Секции шахты печи могут быть отремонтированы или заменены незави симо от других. Стены шахты выложены кирпичом размером 330x75 мм. В наиболее ответственных участках, например, в своде над газоот водным кольцом, шахта футерована карборундозым кирпичом, а под кольцом - кирпичом из литого муллита.
К четырем печам диаметром 1,75 м, выдающим чушковый цинк, ток (однофазный) подводится через восемь графитовых электродов диаметром 304 мм, расположенных на расстоянии 7,3 м друг от дру га по высоте печи. Остальные семь печей диаметром 2,4 м снабжены 16 электродами диаметром 304 мм, которые установлены на расстоя нии 9,7 м друг от друга по вертикали. Электроды расположены нак лонно, чтобы не препятствовать сходу шихты. Верхние электроды входят в шихту на глубину 280 мм, нижние - на 200 нм. Потребля емая каждым электродом мощность равна 600-700 квт, напряжение ме няется в пределах 160-260 в .
В нижней части печи установлен футерованный разгрузочный стол с регулируемым числом оборотов. Рзймовка из печи попадает в фартук стола и отсюда специальным скребком подается в ковшо вый транспортер. Перемещая стол в вертикальном направлении, можно изменять величину щели между водоохлэждэемым ободом и сто лом и этим регулировать скорость выгрузки рэймовки.
В верхней части печи на высоте одной трети расстояния меж ду верхним и нижним электродами сечение печи увеличивается. Ших
та, опускаясь вниз, |
распределяется по большей площади, создавая |
||
большую поверхность |
испарения. Над расширенным сечением печи |
||
расположено двухарочное кольцо о щелью внизу. |
Пары цинка |
и окись |
|
углероде при температуре 875°С поступают в это |
кольцо, а |
зэтем, |
|
пройдя газоход,- в конденсатор. |
|
|
|
Над каждой печью установлены бункера для |
агломерата, |
кокса |
|
и других материалов. |
Компоненты шихты взвешивают на ленточных |
||
. • ~зх. |
|
|
|
Шихту предварительно подогревают до 750-800°С в футерован |
|||
ной барабанной вращающейся печи, отапливаемой |
очищенными от пыли |
||
печными газами. Топочные газы направляют в мешочные фильтры. |
|||
Горячая шихта загружается в печь вращающимся питателем, с по |
|||
мощью которого более крупные частицы кокса и еглоыератэ распола гаются блине к центру печи.
При таком опособе загрузки максимальная температура разви
вается в центре печи. Здесь же концентрируется тазовый поток. В 8Ь
центре печи температура достигает 1300-1400°С, а у стен не пре вышает 900-950°С. Средняя температура в печи 1200°С.
Ситовый анализ шихты приведен ниже, %:
Крупность |
Кокс |
Агломерат |
8,5-19,0 мм |
76 |
56 |
6,4 мм |
19 |
39 |
6,5 мм |
5 |
5 |
Количество кокса в шихте превышает теоретическую потребность
в3 раза, что соответствует отношению агломерата к коксу (по ве су) 43:19, поэтому при прохождении шихты через печь электропро водность ее изменяется незначительно. Некоторое увеличение элект росопротивления в нижней части печи-сопровождэется небольшим по вышением температуры в этой области, что способствует более пол ной отгонке цинка из шихты.
Для предотвращения спекания шихта в печи должна находиться
внепрерывном движении. По мерр отгонки цинка точка плавления шихты понижается и возможность ее спекания в нижней части печи возрастает. При неравномерном сходе столба шихты и образовании перемычек ток неравномерно распределяется по сечению печи, ■то приводит к частичному расплавлению шихты и нарушению процесса. При образовании твких спеков их разрушают "бомбой" - дюймовой водопроводной трубой длиной около 300 мм, заполненной водой и заваренной с обоих торцов. "Бомбу" вводят в горячую зону и взрыв ее разрушает перемычку.
Остатки от дистилляции убирэют с медленно вращающейся тэрели, на которую опирается столб шихты. После охлаждения все час тицы крупнее 19 мм отделяют и направляют в отвал. Отсеянный мел кий остаток отделяют и направляют на магнитную сепарацию для отделения восстановленного железе. Магнитную часть направляют
вотвал, 8 немагнитную, состоящую из кокса и неполностью вос становленного агломерата, разделяют дополнительно на воздушном сепараторе. Крупный кокс (крупнее 6,4 мм) направляют в печь, а мелочь кокса и агломерата после дополнительного измельчения до 0,84 мм - в шихту агломерации.
Успешное проведение процесса определяется в первую очередь постоянством состава и необходимого электрического сопротивле ния шихты. Эти условия создаются правильным выбором расхода кокса и его крупности. Слишком большой избыток кокса приводит к местным перегревам и снижает производительность реторты.
При описываемом способе прохождения тока по центральному
8 9