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

книги из ГПНТБ / Циклонная плавка. (Теоретические основы, технология и аппаратурное оформление)

.pdf
Скачиваний:
5
Добавлен:
25.10.2023
Размер:
15.08 Mб
Скачать

В современных электротермических печах эффективность исполь­ зования тепла достаточно высокая (70—75%). Поток тепла в электро­ печи распространяется снизу вверх по схеме шлак — шихта — газы. Обычно электроды погружены на глубину шлакового слоя, благодаря чему температура штейна (металла) в электропечи на 50—100° выше по сравнению с температурой расплава в нижних слоях ванны отра­ жательной печи.

Преимущества электроплавки особенно заметны при переработ­ ке тугоплавкой шихты. Количество газов на 1 т шихты при этом в 10—12 раз меньше объема газов, покидающих отражательную печь. Злектроплавка, несмотря на высокий тепловой к. п. д., связана с большим расходом электроэнергии. Однако эту энергию можно полу­ чать при сжигании низкосортных углей, в то время как для отопления отражательной печи требуется высокосортное топливо.

В производстве тяжелых цветных металлов электротермический способ плавки нашел широкое применение в металлургии никеля [36]. В наиболее крупных масштабах электроплавка сульфидных никеле­ вых руд и концентратов ведется на советских заводах Заполярья и на заводе «Томпсон» в Канаде; особенно большие достижения в этой области имеет комбинат «Североникель». Высокие технологические показатели электроплавки объясняются не только освоением процес­ са, но и переводом электропечей на глубокую ванну, увеличением мощности трансформаторов, изменением соотношения толщины сло­ ев жидких шлака и штейна, изменением метода загрузки печи и со­ става шлака.

Глубина ванны в электропечах заводов СССР доведена до 2,5 м, а отношение между высотой слоев шлака и штейна увеличено до 2,4 : 1. Переход на глубокую ванну и измененный метод загрузки шихты с добавлением небольшого количества углерода заметно повы­ сил удельную производительность печи, которая увеличилась более чем в 2 раза, тогда как удельный расход электроэнергии уменьшился до 700 квт-ч/тшихты.

Первая промышленная электропечь с самоспекающимися элект­ родами, предназначенная для переработки медных концентратов, по­ строена в Сулительме (Норвегия). Печь мощностью 3000 ква успешно проработала около пяти лет, перерабатывая медные концентраты с содержанием 20—25% меди при расходе электроэнергии 584 квт-ч на 1 тшихты [37, 38]. На основе этого опыта в Финляндии построили большую печь диаметром 10 м и мощностью 9000 ква для плавки кон­ центратов, содержащих 20 % меди. При переработке в этой печи смеси обожженных и сырых концентратов содержание меди в штейне коле­ балось от 38 до 45%, а в отвальном шлаке — от 0,3 до 0,6% ; расход

Ю

электроэнергии составлял 475—500 квт-ч на 1 г твердой шихты, термический к. п. д. печи — 68,5 %.

Наиболее крупным предприятием, перерабатывающим медные концентраты электротермическим способом, является завод «Роншер» в Швеции [38, 39, 40]. Завод перерабатывает в основном мед­ ные мышьяксодержащие концентраты, которые обжигаются в много­ подовых печах для удаления основной части мышьяка и получения огарка с определенным содержанием серы для последующего полу­ чения штейна оптимального состава.

В Болгарской Народной республике на заводе в Пирдопе медный концентрат обжигается в печах кипящего слоя и подвергается плав­ ке в электропечи с площадью пода 30 м2. Проплав около 6 т/м2 ■сут­ ки, удельный расход электроэнергии 394 квт-ч/т. Содержание меди в штейне 36 %, в шлаке — 0,3—0,35 %.

По данным [41, 42], смесь сырых концентратов, огарка и цемент­ ной меди перерабатывается электротермическим способом на заводе «Джинджа» (Уганда), производительность которого по черновой меди около 10 тыс. тігод. На заводе «Коппер-Клиф» [43] в электропечах плавят богатый медный концентрат, получаемый после флотацион­ ного разделения медно-никелевого файнштейна.

Вопрос о целесообразности применения в нашей стране электро­ термического способа переработки медных концентратов обсуждался на страницах периодической печати [44—49], а сам способ детально проверялся в укрупненном и полупромышленном масштабах

[50—55].

Исследования показали, что с точки зрения достижения комп­ лексности использования сырья электроплавка медных концентратов является прогрессивным способом, в достаточной степени поддающим­ ся интенсификации и требующим сравнительно небольших затрат труда.

Сопоставлением способов плавки медных концентратов в отра­ жательных и электропечах установлено, что электроплавка обеспечи­ вает высокое извлечение содержащихся в медном концентрате сопут­

ствующих элементов. С учетом результатов этих

исследований в

г. Джезказгане (Казахская ССР) построен завод

по электроплавке

медных концентратов. Однако способ электроплавки для переработки сульфидных медных концентратов используется недостаточно полно, что, очевидно, обусловлено высокой стоимостью электроэнергии и не­ обходимостью предварительной подготовки шихтового материала. Можно полагать, что элѳктроллавка окажется целесообразной и в случае переработки тугоплавких шихт, так как их переработка в отражательных печах вызывает известные затруднения.

11

Пожалуй, единственным в мире предприятием, перерабатываю­ щим богатые свинцовые концентраты электротермическим способом, является завод «Роншер», выплавляющий свинца около 40 тыс. т/год [56]. Вследствие высокого содержания свинца в концентрате (75% РЬ) плавка в электропечи ведется реакционным способом без какойлибо специальной подготовки. Потребление электроэнергии при плав­ ке составляет 810 квт-ч/'т рафинированного свинца при общем извле­ чении его в металл около 98 %.

Основным достоинством способа является возможность его при­ менения для переработки богатых по свинцу концентратов, хотя обра­ зование большого количества оборотных материалов (около 60%), осложняет технологию и снижает удельный проплав.

Несмотря на ряд крупных исследовательских работ [57—60], собственно восстановительная плавка свинцового агломерата в элект­ ропечи в промышленном масштабе пока еще не применяется.

Электротермический способ извлечения свинца и сопутствующих ему металлов из сульфидных концентратов путем плавки их с содой был предложен К. В. Сушковым [61—63].

В области производства цинка электротермический процесс на­ чали применять в 30-х годах XX века [57—64].

Первое современное крупное предприятие для получения цинка электротермическим методом было построено фирмой «Сент-Джозеф Лед» в г. Джозефтаунасе (США). Применяют этот метод на заводах Комодоро-Ривадавия (Аргентина), Миккайчи (Япония).

По данным названных предприятий, электротермический способ позволяет получать достаточно чистый цинк и окись цинка прямым путем. Однако потребность в высокосортном сырье, необходимость тщательной подготовки шихты, большой расход дорогих огнеупоров, сложная схема разделки и сортировки отходов, а также значительное количество оборотов, зависящее от содержания цинка, остающегося

враймовке, ограничивают его использование.

Впоследние годы для получения цинка из сравнительно бедных железистых цинковых руд стали применять руднотермические элект­ ропечи (завод «Пальмертон», США) с жидкой шлаковой ванной [65]. В результате плавки цинксодержащего материала получают шлак, чугун и конденсированный жидкий цинк. Однако этот процесс имеет существенные недостатки, связанные с большим расходом электро­ энергии и размазыванием металлов между продуктами плавки: цинк загрязнен примесями, а железистый сплав, содержащий медь, явля­ ется некондиционным продуктом.

ВСоветском Союзе восстановительный электротермический про­

цесс применяют на Беловском цинковом заводе для переработки цинковистых концентратов [66], а также на Украине — для вторичных

12

цинксодержащих материалов. Этот способ применяется также для комплексной переработки шлаков цветной металлургии с целью доизвлечения из них ценных элементов с использованием силикатной части для строительных и других целей [57].

Рассмотренные варианты электротермического процесса широко распространены в никелевой промышленности и при комплексной переработке богатых медью малосернистых концентратов Централь­ ного Казахстана. Однако вопрос применения электротермии для пе­ реработки бедных по меди высокосернистых концентратов остается пока дискуссионным. Существенным препятствием при этом являет­ ся невозможность осуществления в плавильном пространстве окисли­ тельных процессов, вследствие чего не удается даже в малой степени использовать теплотворную способность сульфидного сырья и регу­ лировать состав штейна. Высокая стоимость электроэнергии в неко­ торых районах страны и необходимость предварительного обжига или специальной подготовки шихтовых материалов также сдержи­ вает развитие этого способа.

Применение электротермии в производстве свинца [67] требует всестороннего и детального изучения процесса с целью улучшения его основных технологических показателей и устранения некоторых существенных недостатков, особенно при извлечении свинца и сопут­ ствующих ему элементов и повышении удельной производительно­ сти плавильных электропечей. Следует заметить, что основные тех­ нико-экономические показатели восстановительной электроплавки свинцового сырья пока еще ниже, чем показатели обычной шахтной плавки свинцового агломерата.

ШАХТНАЯ ПЛАВКА

Несмотря на широкое распространение флотационного обогаще­ ния руд и существенное изменение способа плавки минерального сырья, метод шахтной плавки в металлургии цветных металлов, по существу, остается одним из основных пирометаллургических про­ цессов, применяющихся в производстве никеля, свинца, меди и не­ которых других цветных металлов [68—70].

Взависимости от состава исходных материалов, характера их превращений и взаимодействий в процессе существуют две основные разновидности шахтной плавки: восстановительная плавка окислен­ ной или обожженной сульфидной руды и окислительная плавка суль­ фидной руды за счет тепла, выделяющегося при окислении суль­ фидов.

Всовременной металлургии цветных металлов восстановитель­ ная шахтная плавка нашла наибольшее применение для выплавки

13

свинца из агломератов, переработки окисленных никелевых руд и в меньшей степени — для переработки окисленных медных, оловянных руд и различных шлаков. Прямая переработка кусковых руд в шахт­ ных печах с помощью пиритной и полупиритной плавки сохранилась лишь на некоторых предприятиях, где имеются кусковые руды и шахтные печи.

Большое промышленное значение имеет шахтная плавка в ме­ таллургии никеля. Например, в металлургии окисленных никелевых руд в нашей стране это пока единственный промышленный метод пе­ реработки руд. Шахтная плавка может применяться также при пе­ реработке весьма бедного сырья.

Шахтная плавка как металлургический процесс имеет исключи­ тельно важное значение в металлургии свинца. Анализ производства свинца в СССР и за рубежом показывает, что более 94% свинца в капиталистических странах извлекается шахтной восстановительной плавкой агломерата, а в отечественном свинцовом производстве на этот способ приходится около 97% выпуска первичного свинца.

Восстановительная плавка свинцово-цинкового агломерата по способу «Империэл-Смелтинг» [58] получила некоторое развитие в ряде капиталистических стран (Англия, Франция, ФРГ, Италия, Ка­ нада, Австралия, Япония, Замбия) и в меньшей степени — в социа­ листических (Польша, Румыния, Югославия) странах; в настоящее время по этой схеме строятся заводы в США, Мексике и др.

Наиболее эффективным и широко применяемым способом полу­ чения свинца из концентратов и промпродуктов практически любого состава является шахтная восстановительная плавка с предвари­ тельным агломерирующим обжигом шихты.

По характеру проплавляемой шихты имеются две разновидности восстановительной шахтной свинцовой плавки:

шахтная плавка, когда плавится только агломерат (не менее 95% от веса шихты), а все оборотные материалы и шлак перерабаты­ ваются отдельно;

шахтная плавка агломерата совместно с оборотными материа­

лами и промпродуктами свинцового производства (от 10 до 50% от веса шихты), когда в шихту вводятся оборотные материалы (шлаки, свинцовый и железистый скрап и др.).

Типичная рудная шахтная плавка осуществляется на наших отечественных свинцовых заводах и на некоторых предприятиях США и Австралии. Подавляющее большинство заводов (Порт-Пири, Трейл, Геркулениум, Серро-де-Паско и др.) проводят ее обязательно

соборотным шлаком и другими материалами.

Косновным технологическим показателям шахтной плавки от­ носятся: извлечение свинца в черновой металл, удельный проплав

14

печей, расход топлива на тонну свинца, содержание свинца в шлаке, пылевынос. Эти зависимые переменные определяются главным обра­ зом конструктивными особенностями шахтных печей и характером перерабатываемого сырья. Разумеется, не менее важное значение имеет характер плавки (рудная или с оборотом, с получением штейна или без штейна) и режим ведения процесса.

Для переработки свинцово-цинковых концентратов в последние годы английской фирмой «Империал-Смелтинг» освоена шахтная плавка, пригодная для переработки концентратов, содержащих 30— 40% цинка, до 20% свинца и 2—3% меди [58]. Но при значительном снижении содержания цинка в концентрате возникает затруднение в процессе конденсации цинка в жидкий металл, а повышение концент­ рации меди приводит к нарушению технологического режима плавки.

Как видно, шахтная плавка в свинцово-цинковом производстве применяется в основном для переработки сравнительно богатых по свинцу и цинку концентратов. Для бедных свинцово-цинковых или медно-свинцово-цинковых материалов рациональной промышленной схемы переработки пока еще не предложено. В прошлом известны случаи использования для этой цели шахтных печей, но достигнутые при этом показатели не могут считаться удовлетворительными [68].

ОБЖИГ И ПЛАВКА ИЗМЕЛЬЧЕННЫХ МАТЕРИАЛОВ ВО ВЗВЕШЕННОМ СОСТОЯНИИ

Рассмотренные пирометаллургические способы плавки сульфид­ ных концентратов и различных промпродуктов практически исклю­ чают возможность использования теплотворной способности перера­ батываемого сырья, вследствие чего являются крупными потребите­ лями тепла, вносимого от сжигания постороннего углеродистого топ­ лива или электроэнергии. По этим причинам усилия многих иссле­ дователей уже несколько десятилетий направлены на изыскание новых способов, которые позволили бы интенсифицировать процесс за счет использования теплотворной способности перерабатываемого сульфидного материала, а также тепла, выделяющегося в процессе шлакообразования.

Расчеты показывают, что сульфиды металлов и в первую оче­ редь железа (пирит, пирротин), являющиеся в сульфидных рудах и концентратах основной составляющей, окисляются со значительным экзотермическим эффектом. Ниже приводятся величины тепловых эффектов, составленные с учетом реакций окисления сульфидов и шлакообразования [71]:

2FeS2 + 50г+ БЮг= 2FeO • Si02-[-4S02-f-338 ккал

15

2CuFeS2 + 402 + Si02—2FeO ■Si02 + Cu2S-t-3S02-|-285

ккал

2CuFeS2 + 5,502+Si02 = 2Fe0 ■Si02 + Cu20 + 4 S 0 2+378 ккал

2Cu3FeS3+ 402 + Si02= 2Fe0 • Si02+3Cu2S+ 3S02+285

ккал

2ZnS + 302 + Si02 = 2Zn • Si02 + 2 SO2+ I I 3

 

ккал

 

ZnS + l,5O2=ZnO + SO2 + 106 ккал

 

 

 

2CuS + 2,502 =Cu2O+2SO2 + 160 ккал

 

 

Cu2S + 1,502 = Cu20 + S02+ 93 ккал

 

 

 

PbS + l,5 0 2 =PbO + SO2 + 100

ккал

 

 

 

По теплотворной способности сульфиды, входящие в состав мед­

ных или полиметаллических концентратов,

можно

расположить в

определенном порядке (табл. 1).

 

Таблица

1

 

 

 

Теплотворная способность сульфидов металлов

 

 

Теплотвор­

Теплотворная

Содержа­

 

способность

Сульфиды

ная спо­

с учетом шлако­

 

ние

 

собность,

 

 

 

образования,

 

серы,

96

 

ккал!кг

 

 

ккалікг

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Пирит

1370

1410

 

 

53,0

 

Сфалерит

1090

1160

 

 

33,0

 

Халькопирит

1003

1025

 

 

34,9

 

Ковеллин

831

 

 

33,5

 

Халькозин

580

 

 

20,1

 

Галенит

420

 

 

13,4

 

Борнит

396

408

 

 

28,1

 

При термохимическом анализе приведенных выше реакций, по данным [72], были приняты следующие значения теплоты образова­ ния веществ, ккал!молъ:

FeS2— 41,5

Cu3FeS3 — 61,0

Si02 —208,3

FeO — 64,5

CuFeSz— 42,0

2FeO+ Si02 = 2FeO• Si02— 8,4

Cu2S — 19,0

CuS — 11,6

S02 — 70,9

ZnS — 18,2

PbS — 23,1

Cu20 — 42,0

PbO — 52,0

2ZnO* Si02 — 7,0

16

 

Как видно,

пирометаллургический

эффект,

получаемый

при

 

окислении сульфидов обычным воздухом, высок, хотя и не достаточен

 

для перегрева продуктов плавки (до 1200—1400°), необходимого для

 

лучшего их разделения по удельному весу, а также завершения ос­

 

новных реакций процесса. Что касается удельного тепловыделения,

 

то во всех случаях оно с избытком перекрывает потребность тепла для

 

расплавления перерабатываемого материала.

 

 

 

 

 

 

 

Указанная особенность сульфидов заставила исследователей ис­

 

кать иные пути рациональной переработки, позволяющей использо­

 

вать их теплотворную способность для частичной или полной замены

 

углеродистого топлива, расходуемого на нагрев и плавление матери­

 

алов.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

В некоторых случаях с целью исключения или снижения расхода

 

топлива применяют подогретый

воздух

или

воздух,

обогащенный

 

кислородом, и технический кислород. Можно, например, указать, что

 

Барт [73—75] еще

в 30-х годах

отметил более 50 патентов,

посвя­

 

щенных этому вопросу. Общим для всех предложений явилось вду­

 

вание в плавильный агрегат (реакционная

камера)

измельченной

 

подсушенной шихты с топливом или без него и попытка использова­

 

ния развитой поверхности

реагирующего

материала

для

быстро­

 

го

осуществления

необходимых

физико-химических

превращений

 

и

расплавления

материала

во

взвешенном состоянии — в

объеме

 

печи.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Впервые в полупромышленном масштабе процесс плавки медь­

 

содержащих сульфидных концентратов во взвешенном состоянии был

 

испытан в СССР В. А. Ванюковым, Г. Я. Лейзеровичем, Л. А. Алек­

 

сеевым и др. [76—78].

 

 

 

 

возможность

осу­

 

 

Эти исследования показали принципиальную

 

ществления подобного приема для обжига и плавления сульфидных

 

материалов в распыленном состоянии и

позволили сформулировать

 

сущность процесса. В дальнейшем различные варианты этого способа

 

испытывались и применялись в промышленном масштабе в Финлян­

 

дии (рис. 1) [75], Канаде [79], в Японии и СССР.

 

 

 

 

 

 

В результате плавки медных концентратов на подогретом воздуш­

 

ном дутье получают штейн, содержащий от 65 до 71% меди, и шлак

 

следующего состава (в %):

FeO — 50,7—54,0;

БіОг — 29,0—31,0;

 

CaO — 2,0—4,0; Cu — 0,81; S — 0,8—2,1. С целью доизвлечения меди

 

шлаки подвергают дополнительной переработке в электротермической

 

печи. Однако в последнее время появились сведения, что шлаки под­

 

вергаются флотационному обогащению с получением медного кон­

 

центрата, который возвращается в начало процесса и перерабатывает­

 

ся совместно с исходным сырьем.

 

 

 

 

 

 

 

 

2 -2 2

 

 

 

 

 

 

------ -------------- П------*

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Гос. п б-ичн~я

I

 

 

 

 

 

 

 

 

на' '-н о --; . . r f . ■кая

[

 

 

 

 

 

 

 

 

 

бибгн-.о

ока

р

 

йНЗС,'. ПЛЯР ЧИТАЛЬНОГО ЗАЛА |

Количество выносимой пыли колеблется в пределах 2—5% от ве­ са концентрата. Газы, содержащие в среднем 13—15% сернистого ангидрида, направляются на сернокислотное производство.

Другой вариант плавки сульфидных концентратов во взвешенном состоянии с применением технического кислорода используется на за­ воде «Коппер-Клиф» в Канаде [79] (рис. 2). Лабораторные опыты по

Рис. 1. Установка для плавки медных концентратов во взвешенном состоянии (Харьявалта). 1 — элеватор; 2 — траспортер; 3, 4 — питатели; 5 — горелка; 6 — шихта; 7 — отражательная печь; 8 — ковш; 9 — шла­ ковые летки; 10 — горловина; 1 1 — воздуховод; 12 — трубопровод для горячего воздуха; 13 — камера пы­ ли; 14 — заслонка; 15 — рекуператор; 16 — воздухо­

дувка.

плавке концентратов во взвешенном состоянии с применением кисло­ рода на этом заводе были начаты еще в 1945 г., в 1947 г. построена по­ лузаводская установка, в 1952 г. лущена первая промышленная печь производительностью 500 т/сутки, а в 1953 г. — вторая промышленная печь производительностью 900 т концентрата или около 1300 т твер­ дой шихты в сутки; при этом кислорода расходовалось около

300 т/сутки.

При плавке во взвешенном состоянии медного концентрата, со­ держащего 29,8% меди, 1,7% никеля, 30% железа, 33,3% серы, на промышленных печах были получены следующие показатели:

удельный проплав — 10—12 т/м2 ■сутки.; содержание меди + никеля в штейне — 45 %;

содержание меди + никеля в шлаке (после обеднения) — 0,48% > содержание SO2 в газе — 75% ;

извлечение меди + никеля — 97 % 5 расход пирротина от веса концентрата — 19%.

Известно [79], что плавка сульфидных концентратов указанным методом создает очень трудные условия для работы огнеупорной клад-

18

ки печи. Наиболее интенсивно разъедается сводовый кирпич около газоотвода, арка газоотвода и стены печи на уровне шлака и выше. Особенно быстро разъедаются стеновые и сводовые кирпичи при тем­ пературе выше 1340°. Поэтому охлаждаются свод и стены. Непре­ рывно контролируется температура газов в газоотводе (держится на уровне 1260°, температура шлака 1240°, штейна 1180°). Приведенные

Рис. 2. Продольный разрез печи для плавки концентрата во взвешенном состоянии (Коппер-Клиф). 1 — аварийный клапан для отвода газа; 2 — теплоизоляция (кирпич); 3 — шамотный кирпич; 4, 5 — форстерирован-

ный кирпич; 6 — отверстие для горелок (вдувание концентрата);

7.-тг •

отверстие для вдувания пирротина; 8 — шлаковая летка.

! ............

данные показывают, что поведение огнеупоров существенно ограничи­ вает форсированную плавку материалов при сравнительно высокой температуре. — .

При переработке измельченных сульфидных материалов во взве­ шенном состоянии одним из существенных показателей является весо­ вое напряжение проплавляемого материала на единицу объема пла­ вильного пространства печи.

19

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ