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

книги из ГПНТБ / Клушин Д.Н. Применение кислорода в цветной металлургии

.pdf
Скачиваний:
18
Добавлен:
25.10.2023
Размер:
13.02 Mб
Скачать

рода и флюсов, при этом в желобе за время движения должны закан­ чиваться все процессы первого и второго периодов конвертирования. Из желоба расплавленная масса поступала в отстойник, откуда должна была выпускаться черновая медь и шлак. На этой установке было проведено несколько опытов, которые не удавалось закончить

сполучением конечных продуктов конвертирования.

В1959 г. Д. А. Диомидовским были опубликованы результаты исследований по разработке аппаратуры и технологии процесса не­ прерывного конвертирования медных штейнов [216]. Исследования были проведены на холодных гидравлических моделях, огневых уста-

Штейн

Рис. 63. Схема агрегата для непрерывного конвертирования

новках лабораторного масштаба и укрупненном огневом стенде, со­ оруженном на Балхашском медеплавильном заводе. Наиболее пол­ ная программа исследований была выполнена на укрупненном огне­ вом стенде производительностью 1,5 т. Схема основного агрегата для непрерывного конвертирования штейна изображена на рис. 63. Опыты проводили на воздушном и обогащенном кислородом дутье. В процессе исследований по непрерывному конвертированию медных штейнов на упомянутом стенде БГМК были получены конечные про­ дукты — черновая медь и шлак. На основании опытов был спроекти­ рован агрегат производительностью 250 т/сутки.

В дальнейшем изучение процесса непрерывного конвертирования штейнов было перенесено на Уфалейский никелевый завод, где была сооружена установка, аналогичная огневому стенду БГМК, но ем­ костью 3 m штейна [217]. Опыты проводили как на воздушном, так и на обогащенном кислородном дутье.

Была установлена принципиальная возможность ведения не­ прерывного процесса конвертирования никелевого штейна, было до­ казано, что применение дутья, обогащенного кислородом, при верх-

170

ней его подаче позволяет осуществить высокотемпературный процесс конвертирования никелевого файнштейна непосредственно до ме­ талла, так как в этом случае температура ванны без ущерба для футе­ ровки агрегата может составлять 1650—1700° С.

На основании исследований, выполненных в СССР Д. А. Диомидовским в 1960 г., в техническом университете в Кошице (Чехосло­ вакия) была смонтирована экспериментальная печь, типа отража­ тельной для непрерывного конвертирования медного штейна, про­ изводительностью 6—7 m штейна в сутки [218]. В первый период эксплуатации установки на ней перерабатывали расплавленный штейн, который подавали через отверстие в задней стенке агрегата. Затем были смонтированы вспомогательные горелки, и стали пере­ рабатывать твердый штейн, учет массы которого был налажен точ­ нее. Воздух давлением 6 am вдували в ванну конвертера с помощью трех трубок, укрепленных в своде. Отверстие в своде для загрузки кварца было сделано вблизи от места крепления трубок для подачи воздуха.

Выбранное соотношение между длиной конвертера и шириной позволяло обеспечивать хорошее разделение шлака, белого штейна и меди. Шлак непрерывно вытекал через сливное отверстие в перед­ ней стенке конвертера, а металлическая медь оседала на дно и также непрерывно выпускалась. В процессе проведения исследований уста­ новку несколько раз переделывали и совершенствовали и в итоге конструктивно она была доведена до такого состояния, по утверж­ дению исследователей, когда на ней можно было вести непрерывно процесс конвертирования.

По данным исследователей, эта установка по сравнению с обыч­ ным конвертером имеет следующие преимущества:

1. Позволяет избегать больших простоев, характерных для обыч­ ных конвертеров, и, следовательно, имеет более высокую произво­ дительность и сводит до минимума потери тепла.

2.Вредное воздействие высоких температур на огнеупорную футе­ ровку практически устранено, а образование гарниссажа на футе­ ровке указывает на практически неограниченное время использо­ вания футеровки конвертера.

3.Конвертерные газы не разбавляются воздухом, они постоянны

по концентрации сернистого ангидрида и теплосодержанию.

4. Конвертерные шлаки получаются с более низким содержанием меди.

Исследования на этой установке продолжаются.

С 1963 г. на заводе Порт-Кембл (Австралия) ведутся исследова­ ния по разработке непрерывного процесса, предложенного австра­ лийским ученым X. Уорнером, получения черновой меди из медного концентрата в одном стационарном агрегате типа отражательной печи с фурмами, расположенными вертикально над ванной [201, 219—224).

Этот процесс, получивший название Воркра (Worcra) (по первым буквам фамилии автора и названия фирмы), объединяет три зоны: плавильную, окислительную (конвертер) и обеднения шлака.

171

Медный концентрат, предварительно подсушенный, загружают в среднюю часть печи, в плавильную зону (рис. 64). Образующийся при плавке штейн стекает в левую часть печи, где расположена кон­ вертерная зона и где он подвергается продувке воздухом с получением черновой меди, содержащей до 1 % S. Черновую медь выпускают через сифон в этой же (левой) части печи. Шлак находится в отстой­ ной зоне печи (правой), где его смешивают с пиритом, углем и дру­ гими материалами и из него выделяется бедный штейн. Этот штейн

//

/

Газы

/

 

/

/

 

/

к

/

 

 

//

Черноеая

медь

 

 

Пло-

 

 

 

 

 

Кондертернор

Зона разделения

шла ко

 

 

зона

 

и штейна

Рис. 64. Схема

опытной печи плавки медных концентратов с получением черновой

 

 

меди по способу

Воркра:

 

/ — го ре лк а

дл я

топлива; 2 — в о з д у ш н ы е фурмы;

— кварц; 4

— подача концентрата

и ф л ю с а , 5

— пирит; 6 — восстановительное п л а м я ;

7 — п е р и о д и ч е с к и й выпуск штейна

периодически выпускают и заливают в конвертерную зону печи. Шлак, содержащий до 0,4% Си, выпускают с правой стороны печи в отвал.

Важная особенность процесса, по утверждению автора, — турбу­ лентное движение шлакоштейновой массы в ванне обеспечивает вы­ сокие скорости взаимодействия фаз. Противоположные направления движения штейно-металлической фазы и шлака приводят к обедне­ нию последнего по меди до ее содержания в шлаке отражательной плавки.

Расход топлива в данном процессе на 20—40% ниже по сравне­ нию с отражательной плавкой той же производительности, за счет тепла, выделяемого при окислении штейна и используемого в той же печи для плавки концентрата. В период полупромышленных испы­ таний (производительность печи составляла 7 т/сутки) были полу­ чены удовлетворительные результаты: содержание меди в металле 98,8%, в шлаке 0,4%.

В настоящее время рассматривается возможность строительства завода на основании этого процесса [225]. Авторы процесса Воркра считают, что по сравнению о существующими он упрощает схему производства (исключаются операции обжига и переработки конвер-

172

терного шлака), снижает расход топлива, численность обслуживаю­ щего персонала, сокращает потери меди и капитальные затраты (за счет уменьшения объема и площади здания завода). Исследования по отработке этого процесса продолжаются.

В марте 1968 г. научно-исследовательским центром фирмы Noranda Mines в Канаде были начаты испытания процесса непрерыв­ ной плавки медного концентрата на опытной установке стоимостью 1,2 млн. долл [225, 226]*. Процесс фирмы Noranda Mines отличается от процесса Воркра тем, что он осуществляется во вращающемся кон­ вертере с фурмами, расположенными сбоку. На опытном конвертере из медного концентрата, содержащего 26% Си, 30% Fe, 33% S, 4% Si0 2 , 7% влаги, была получена металлическая медь с содержа­ нием 98,6—99% Си и шлак с 0,2—0,3% Си.

Рис. 65. Схема аппарата для переработки медного концентрата на черновую медь

К 1969 г. П О Я В И Л И С Ь сообщения [227] о новых разработках аппа­ ратуры и технологии непрерывного процесса переработки медного концентрата с получением черновой меди в одном агрегате. В работе [227] описана плавка медного концентрата, содержащего 27% Си, 32% Fe, 35% S и флюса с 3% Си, 6% Fe, 4% S и 78% Si0 2 во взве­ шенном состоянии в зоне А печи (рис. 65). В процессе плавки про­ водили окисление всего железа и почти всей серы. В зоне Б печи

происходило разделение расплава на черновую медь,

белый штейн

и шлак. Шлак содержал 4,5% Си, 46% FeO, 26% Fe2 03

и 20% Si02 .

Температура подаваемого в печь воздуха

была 400° С. Температура

процесса 1350—1400° С. Шлак основной

плавки обедняли продук­

тами плавки FeS2 во взвешенном состоянии в зоне Г печи. Темпера­

тура

процесса плавления

FeS2 была 1250—1300° С, штейн

этой

плавки стекал по наклонной подине В и обеднял

шлак

основной

плавки. Отвальный шлак

содержал 0,1% Си, 72%

FeO,

1% Fe2 03 ,

24% Si0 2 . Черновую медь выпускали из зоны Д.

 

 

 

Анализ выполненных за последние 10—15 лет работ по дальней­

шему

совершенствованию

конвертерного процесса

показывает,

что

в этот период исследования были направлены на разработку и со­ здание как аппарата для проведения непрерывного процесса кон­ вертирования штейнов, так и аппарата-комбайна для одновремен­ ного проведения процесса непосредственной плавки концентрата, кон­ вертирования штейна и получения черновой меди.

Накопленный уже определенный опыт по исследованию комбини­ рованного процесса переработки медных концентратов дает основа­ ние предполагать, что исследователи, разрабатывающие этот про­ цесс, близки к созданию промышленного агрегата.

Преимущества

этого агрегата очевидны.

* Патент Канады

№ 758020. Патент США № 3437475.

173

Г л а в а X I

ФЬЮМИНГОВАНИЕ ШЛАКОВ

При фьюминговании шлаков металлы, окислы и сульфиды, имею­ щие значительную упругость паров, возгоняются, а нелетучие ме­ таллы и сульфиды переходят в сплав или в штейн. Данные о лету­ чести некоторых металлов и их соединений, извлекающихся при фью­ минговании в газовую фазу, приведены в табл. 42 [228 с. 7].

Т А Б Л И Ц А

42. Л Е Т У Ч Е С Т Ь Ц И Н К А ,

С В И Н Ц А , О Л О В А

 

И Н Е К О Т О Р Ы Х И Х С О Е Д И Н Е Н И Й

 

 

 

У п р у г о с т ь паров

П р а к т и ч е с к а я

 

Т е м п е р а т у р а

т е м п е р а т у р а

В е щ е с т в о

к и п е н и я , "С

при

1200° С,

начала у л е т у ­

 

 

мм

рт. ст.

ч и в а н и я , °С

Цинк

 

 

907

7800

500—600

Сернистый

цинк

1800—1900

7

1100

Окись

цинка

Выше 2000

 

1300

Свинец

 

 

1737

16

900

Сернистый

свинец

1472

47

750—800

Закись

свинца

1085

326

700

Олово

 

 

2737

0,01

Выше 1400

Сернистое

олово

1230

200

700

Закись

олова

1350

52

900

Двуокись

олова

2000

 

Выше 1400

Как следует из табл. 42, цинк улетучивается преимущественно в виде металла; его окись и сульфид при температуре фьюмингования

практически нелетучи. Свинец

отгоняется в виде закиси, сульфида и

металла;

олово — преимущественно в форме сульфида.

 

Таким

образом, важным

условием высокой степени

отгонки

цинка и, отчасти, свинца наряду с высокой температурой

является

наличие восстановительной атмосферы, а для олова наряду с высокой температурой большое значение имеет протекание реакций сульфи­ дирования.

ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПРИМЕНЕНИЯ КИСЛОРОДА

 

 

ПРИ ФЬЮМИНГОВАНИИ

ШЛАКОВ

 

Восстановление твердой окиси цинка окисью углерода протекает

по реакции

ZnO

+ С О =

Zn + С 0 2

.

( X I I . I )

 

Константа

равновесия этой

реакции

при 1100° С равна

0,119 и

может быть

описана

уравнением

 

 

 

 

Кп =

Рсо ' .

 

(XU.2)

 

 

 

P z n P c o

 

 

174

В табл. 43 приведены расчетные значения констант равновесия, изменений изобарного потенциала и равновесных составов газовой фазы по данным А. И. Окунева, близко совпадающим с эксперимен­ тальными данными [229, с. 51].

 

Т А Б Л И Ц А 43.

Р А С Ч Е Т Н Ы Е

З Н А Ч Е Н И Я

lg К , AZ

 

И Р А В Н О В Е С Н Ы Х С О С Т А В О В Г А З О В О Й Ф А З Ы Р Е А К Ц И И

 

 

В О С С Т А Н О В Л Е Н И Я Т В Е Р Д О Й О К И С И Ц И Н К А

 

 

 

 

С о д е р ж а н и е

С о д е р ж а н и е СО,

%, при

Т е м п е р а т у р а ,

Дг,

 

Давлен ии,

am

°с

кал/моль

 

Zn или С 0 2 ,

 

 

 

%

 

 

 

 

1

0,5

 

 

 

 

700

17 120

—3,846

1,18

97,64

 

800

14 210

—2,691

3,40

93,20

900

11 440

—2,132

7,88

84,24

1000

8 640

—1,483

15,14

69,72

55

1100

5 850

—0,932

24,45

51,10

35

1200

3 150

—0,467

33,00

34,0

20

1300

280

—0,039

40,00

20,0

12

1400

—2 470

+0,322

44,50

11,0

6

Как видно из табл.

43 и рис. 66, с повышением температуры сте­

 

пень восстановления твердой окиси

цинка в условиях

равновесия

 

возрастает. При температуре

1200° С и парциальном давлении 0,1 am

 

равновесное

содержание СО

в

смеси

СО + С 0 2

составляет

всего

 

10%, т. е. реакция восстановления окиси цинка идет практически

 

нацело. При этом же составе газов возможно восстановление

магне­

 

тита до FeO, но условия для восстановления FeO до металлического

 

железа далеки от равновесия.

 

 

 

 

 

 

 

 

Реакция восстановления закиси свинца по уравнению

 

 

 

PbO

+ С О =

Р Ь Ж

+ С 0 2 .

 

 

 

(ХІІ.З)

 

протекает легче, чем

восстановление

 

окиси цинка

и при 1300° С

 

равновесная

концентрация СО в смеси СО + С 0 2

равна всего 1,5%,

 

a \g Кр — 1,82. Таким

образом,

восстановление

окислов

свинца не

 

лимитирует

процесса

возгонки

цинка.

 

 

 

 

 

При продувке шлаков приходится

 

иметь в виду, что окись

цинка

 

в расплаве

имеет существенно

меньшую активность по

сравнению

 

с чистой окисью цинка и константа

равновесия

реакции

(XI 1.1)

 

для расплава должна

быть описана

 

уравнением

 

 

 

 

 

 

 

к

 

PZ n Pco2 ,;

 

 

 

( Х П > 4 )

 

 

 

 

 

ß Z n O P c O

 

 

 

 

 

Активность окиси цинка в расплавах была измерена и рассчитана

 

А. И. Окуневым и В. М. Чумаревым

[229, с. 64]. Приняв, что фью-

 

мингование идет через восстановление окиси цинка из расплава

 

газовой фазой, А. И. Окунев пришел к выводу, что решающим уело-

'

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

175

!

!

I

вием высокой степени отгонки цинка из шлаков является большая величина отношения СО : (СО - | - С0 2 ) при достаточно высокой тем­ пературе.

Восстановление окиси цинка твердым углеродом рассматрива­

лось А. И. Окуневым как

совокупность

реакции ( X I I . 1) и реакции

С + С 0 . 2 = 2СО, которая

при высоких

температурах сильно сдви­

нута вправо (рис. 66). Это значит, что твердый углерод также вос­ станавливает окись цинка через газовую фазу и не вносит принци­

пиальных изменений

в протекание

процесса фьюмингования. Введе­

ние топлива

при

фьюминговании

преследует две

цели:

выделение

100

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

.1

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

FeO+CO=Fe+CO?

 

!

 

N /

 

 

 

V

I

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

I

—' 1

 

 

2

\

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

40

 

 

 

 

 

 

 

 

=&

 

t!20

 

 

 

 

 

- J

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

СОг

 

400

SOU

COO

700

WO

900

WOO

1/00

/200 /300 /400

 

 

 

 

 

Температура, °C

 

 

 

Рис. 66. Диаграмма

кривых

равновесия

восстановления

окислов

цинка

 

 

 

и железа окисью углерода:

 

 

 

 

 

/

1 am;

2 — 0 , 1

am;

3 0,01

am

 

 

тепла, необходимого для

поддержания

высокой температуры шлака,

и образование окиси углерода для восстановления окислов металла, содержащихся в шлаках.

Регулирование состава газовой фазы осуществляется условиями сжигания топлива, характеризуемыми коэффициентом расхода воз­ духа a (отношение количества вдуваемого в печь воздуха к количе­ ству воздуха, необходимому для полного сжигания топлива). При различных концентрациях кислорода в дутье точнее называть а коэффициентом расхода кислорода, что не меняет, однако, его чис­ ленных значений.

По расчетам (см. табл. 44), при а = 1 теоретически достигается полное сгорание топлива до С 0 2 и получается максимальный тепло­ вой эффект. По мере снижения a в отходящих газах растет концен­ трация СО, снижается С 0 2 и, соответственно, уменьшается тепловой эффект. При a = 0,5 все топливо теоретически сгорает до СО, а тепловой эффект составляет всего 27% от максимального.

Практически при фьюминговании свинцово-цинковых шлаков под­ держивают a равным 0,85 в период разогрева и 0,67 в период восста-

176

новления. При увеличении а возрастает приход тепла и повышается температура расплава, но снижается восстановительная способность газов, при уменьшении а расплав начинает охлаждаться.

Скорость процесса фьюмингования зависит от объема газов, про­ ходящих через расплав в единицу времени и парциального давле­ ния паров цинка в объеме образующихся газов. Необходимо стре­ миться вводить в расплав в единицу времени максимально возмож­ ное количество дутья. От количества вводимого в расплав воздуха и соотношения уголь—воздух зависит температура процесса и вос­ становительная способность, определяющие парциальное давление паров цинка в газовой фазе.

Как было показано А. И. Оку­ невым [230] и Р. А. Беллом, Дж . X. Тарнером и Е. Петерсом [231], скорость отгонки цинка из шлаков в промышленных условиях удовлетворительно совпадает с расчетными величи­ нами, полученными исходя из условий достижения состояния равновесия при взаимодействии шлака с газовой фазой. Анализ результатов работы большин­ ства установок по обесцинкованию шлаков показал, что рас­ считанный переход цинка в газо­ вую фазу отличается от наблю­ даемого на практике не более чем на 5—10% [232].

Т А Б Л И Ц А 44. Т Е П Л О В О Й Э Ф Ф Е К Т И С О Д Е Р Ж А Н И Е СО И С 0 2 В П Р О Д У К Т А Х

С Г О Р А Н И Я П Р И Р А З Л И Ч Н О М

К О Э Ф Ф И Ц И Е Н Т Е Р А С Х О Д А

В О З Д У Х А

 

[228, стр .

8 ]

 

 

С о д е р ж а н и е , %

Тепловой

а

 

 

э ф ф е к т .

 

со2

ккал/кг

 

СО

у г л я

1

0

21

6815

0,9

4,5

18

5841

0,8

10

15

4837

0,7

16,5

И

3865

0,6

24,5

6

2914

0,5

35

0

1835

На основании таких расчетов А. И. Окунев [229, с. 68] показал, что восстановительная способность печи (отношение СО/(СО -|~С02 ) оказывает большее влияние на отгонку цинка, чем повышение тем­ пературы при одинаковой активности цинка в шлаковом расплаве (рис. 67 и 68).

Исходя из представлений о состоянии, близком к равновес­ ному в промышленном процессе фьюмингования, можно выяснить влияние дутья, обогащенного кислородом. Если сохранить объем дутья и подачу угля в единицу времени неизменными, а дутье обо­

гащать кислородом,

то

соотношение кислород : уголь изменится

в сторону повышения

а,

в газах возрастет содержание С 0 2 , умень­

шится СО и восстановительная способность газов снизится. Одно­ временно произойдет повышение температуры за счет более полного сжигания угля до С 0 2 и уменьшения объема отходящих газов. В связи-с уменьшением концентрации азота в отходящих газах, пар­ циальное давление окиси углерода возрастет. Таким образом, по­ следние два фактора будут содействовать интенсификации процесса фьюмингования, но первый — снижение восстановительной способ­ ности — противодействовать. Очевидно, такой способ использова­ ния кислорода малоэффективен.

12 З а к . № 2151

177

Если одновременно с обогащением дутья кислородом при неиз­ менном расходе воздушно-кислородной смеси увеличивать расход топлива в единицу времени, то можно снизить а и повысить восста­ новительную способность печи, регулируя соотношение кисло­ род : уголь таким образом, чтобы температура расплава не умень­ шалась. При этом скорость возгонки цинка и производительность

 

0,20

 

 

 

 

I

0,15'

 

 

 

/ >

 

 

 

 

/

 

 

 

 

X

 

Ï

 

 

 

 

 

I

а/о

)<

 

 

 

II

0,05X

/

3

 

 

 

 

 

 

 

1

 

9

 

 

#

 

 

 

 

 

то

то

 

то

нов

 

 

Температура, %

 

Рис. 67.

Зависимость

парциального

давления

паров цинка

p Z n

от темпе­

ратуры и

состава

газовой

фазы при

постоянном составе шлака с активно­

стью окиси

цинка a Z n 0

=

0,1 am:

1 — 100% СО;

2

— 80%

СО;

3

60%СО;

 

4 -

25%

СО

 

 

і

I1 0J0

J

1ом

I

0

0,05

0,10

0,15

0,20

 

Актидность окиси цинка OjnQ

Рис. 68. Зависимость парциального давления паров цинка pZn от со­ става газовой фазы и активности окиси цинка при постоянной тем­ пературе 1310° С:

/ - 100% СО;

2 — 80%

СО; 3 —

60% СО;

4 - 25%

СО

должны возрастать, а противодействующих факторов не будет. Воз­ можен и другой вариант процесса, когда а поддерживается неиз­ менным за счет увеличения расхода топлива, а избыток тепла рас­ ходуется на плавление холодных присадок, что также повышает производительность фьюминговой печи.

Теоретический анализ влияния кислорода на процесс фьюмингования шлаков был выполнен А. И. Окуневым [232]. В расчете был

принят определенный состав исходного шлака (16,8% Zn, 20%

Si0 2 ,

39,4%

FeO),

задано содержание в конечном шлаке 2,9% Zn, опреде­

лены

условия фьюмингования на

воздухе:

количество

дутья

450 м3/мин,

расход угля 90 кг/мин,

температура

1200° С, длитель-

178

/ — по р е з у л ь т а т а м испытаний на за ­ воде в Трейл; 2— и с п ы т а н и е на У К С П К ; 3 — расчетные д а н н ы е

ность продувки 160 мин. При обогащении дутья кислородом было поставлено дополнительное условие, чтобы температура расплава оставалась неизменной.

С этой целью необходимо было увеличить расход угля в единицу времени, чтобы при возросшей подаче кислорода уменьшить полноту

сгорания угля

до С 0 2 . Результаты расчетов приведены в табл. 45,

а на рис. 69 они сопоставлены с дан­

 

170 г

 

 

 

 

 

ными практики.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Анализ

результатов

расчета

пока­

I

ISO,

 

 

 

 

 

зывает, что при соблюдении

постоян­

 

 

 

 

 

ной температуры процесса повышение

 

/10

 

 

 

 

 

концентрации

кислорода

 

в

дутье,

 

 

 

1

 

 

сопровождаемое

соответствующим

 

110

 

 

 

 

ростом минутного расхода угля, вы­

 

 

 

 

 

 

зывает

рост

парциального

давления

 

 

 

 

 

 

 

паров

цинка

и сокращение

длитель­

 

 

 

 

 

 

 

ности продувки. Таким образом, при

 

70

 

 

 

 

 

продувке

шлаков

 

углевоздушной

 

 

 

 

 

 

смесью обогащение дутья

кислородом

 

 

 

 

 

 

 

до 28—32% может повысить произво­

 

 

 

 

 

 

 

дительность

печи в

восстановитель­

 

30

 

 

 

 

 

ный период в два раза при снижении

 

23

2S

27. 29

31 33

 

21

удельного расхода угля на 25—30%.

 

Содержание кислорода ß дутье, %

При этом

создаются

благоприятные

 

 

 

 

 

 

 

 

условия для

повышения

извлечения

Рис. 69.

Зависимость

продолжи­

цинка за счет некоторого увеличения

тельности

цикла

продувки

от кон­

длительности

 

продувки или темпера­

Î

центрации

кислорода

в дутье:

туры.

Как видно из рис. 69, особенно эффективно обогащение дутья до

28% 0 2 . Сопоставление с данными практики в Трейл и на УКСЦК показывает, что в промышленных условиях обогащение дутья кис­ лородом давало меньший эффект, чем по расчету. Это может быть вызвано различными факторами: на УКСЦК это вызывалось сниже-

Т А Б Л И Ц А 45. В Л И Я Н И Е О Б О Г А Щ Е Н И Я Д У Т Ь Я К И С Л О Р О Д О М Н А П О К А З А Т Е Л И П Р О Ц Е С С А Ф Ь Ю М И Н Г О В А Н И Я

С о д е р ж а ­

Р а с х о д

ние о

2

в д у т ь е ,

о 2 ,

%

 

м3/мин

21

 

94

23,4

 

105

24,8

 

111

28

 

126

32

 

144

У д е л ь н о е

 

 

Д л и т е л ь ­

Р а с х о д у г л я

тепловы ­

 

 

 

 

С О / ( С О +

 

ность

 

 

д е л е н и е ,

PZn.

 

 

ккал

+ с о 2 )

am

п р о д у в к и ,

 

% от

(мин -м3)

 

 

мин

m

 

 

 

шлака

 

 

 

 

 

696

0,66

0,036

156

14,4

26,2

710

0,76

0,049

ПО

12,5

22,8

720

0,82

0,060

90

11,2

20,4

730

0,93

0,080

62

9,7

17,6

750

1,00

0,108

43

8,0

14,5

12*

179

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ