Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Лакерник, М. М. Электротермическое оборудование. (Руднотермические печи)

.pdf
Скачиваний:
5
Добавлен:
19.10.2023
Размер:
5 Mб
Скачать

содержания 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