Электротермия в металлургии меди свинца и цинка
..pdfВ течение многих лет при обогащении уральские медно цинковых руд не удавалось получить селективных концентра тов и в плавку поступали медные концентраты, содержащие иногда цинк в количестве, равном содержанию меди. Цинк при плавке в значительной части переходил в шлак и практически терялся, так как шлаки не перерабатывались.
Врезультате значительных усилий и применения новых схем
иреагентов [371—377] для ряда месторождений медно-цинковых руд удалось получить отдельные медные и цинковые концентра
ты. Достигнутые при этом показатели приведены в табл. 44.
Т аб л и ц а 44
Сравнение результатов селективной и коллективной флотации медно-цинковых руд
|
Показатели |
|
Месторождения |
|
|
|||
|
I |
II |
ш |
| |
IV |
|||
|
|
|
|
|||||
Содержание в руде, |
%: |
1,14 |
1,17 |
1,22 |
1,27 |
|||
|
Си |
|
|
|||||
|
Zn |
|
%: |
1,29 |
1,70 |
6,58 |
1,75 |
|
Выход концентрата, |
7,02 |
6,42 |
5,4 |
7,33 |
||||
|
медного |
|
||||||
|
ЦИНКОВОГО |
1,18 |
1,35 |
9,2 |
1,31 |
|||
Содержание в медном концентрате, %: |
13,36 |
14 |
12,14 |
|||||
|
Си |
|
|
14,36 |
||||
|
Zn |
|
7,02 |
10,35 |
9,89 |
7,70 |
||
Содержание в цинковом концентрате, %: |
3 |
1,52 |
5,4 |
|||||
|
Си |
|
2,05 |
|||||
|
Zn |
|
|
49,4 |
46 |
53,15 |
45,7 |
|
Извлечение в медный концентрат, %: |
72,9 |
62,3 |
70,1 |
|||||
|
Си |
|
|
88,3 |
||||
|
Zn |
|
|
38,7 |
38,9 |
8,7 |
32,2 |
|
Извлечение в цинковый концентрат:, |
3,5 |
11,5 |
5,57 |
|||||
|
Си |
|
1,8 |
|||||
Содержание |
Zn |
|
|
45,15 |
36,3 1 |
74,8 |
30,4 |
|
в |
коллективном концент |
|
|
|
|
|||
рате, %: |
Си |
|
|
12,55 |
11,55 |
6,16 |
11,18 |
|
|
|
|
||||||
Извлечение |
Zn |
коллективный |
13,2 |
16,50 |
37,7 |
12,70 |
||
в |
концент |
|
|
|
|
|||
рат, °/ |
Си |
|
90,1 |
76,4 |
73,8 |
75,67 |
||
|
|
|||||||
|
Zn |
|
83,86 |
75,2 |
83,5 |
62,60 |
||
Медные концентраты |
содержат 12—14% Си |
и 7—10% |
Zn. |
В них извлекается 60—80% Си и 30—40% Zn.
Цинковые концентраты содержат 45—50% Zn при 2—5% Си. Содержание железа в них достигает 10%. Извлечение цинка в цинковые концентраты колеблется в пределах 30—45%, за ис ключением богатой цинком учалинской руды, содержащей более
6% Zn. При флотации этой руды в цинковый концентрат извле кается около 75% Zn.
Концентраты, особенно цинковый, отличаются очень низким качеством. I
Гидрометаллургическая переработка цинкового концентрата с таким высоким содержанием меди и железа неизбежно связа на с образованием большого количества кеков и малым прямым выходом цинка. Применение дистилляционного процесса в гори зонтальных или вертикальных ретортах затруднено в связи с его легкоплавкостью (много железа), применение шахтной плавки исключается из-за высокого содержания меди.
При плавке медного концентрата высокое содержание в нем цинка и железа вызывает большой расход флюсов для ассими ляции цинка в шлаке и последующие большие расходы на фьюмингование шлака.
В получающемся коллективном концентрате содержание ме ди равно И —12% и цинка 13—16%. При этом извлечение меди колеблется в пределах 75—90% (на 5—10% выше, чем в селек тивный медный концентрат) и цинка в пределах 75—85% (на 30—40% больше, чем в селективный цинковый концентрат).
Если учесть, что коллективная флотация не требует столы тонкого измельчения, как селективная, что производительность цикла флотации резко увеличивается, а расход флотационных реагентов уменьшается, то преимущества коллективной флота ции станут еще более очевидными.
Такие же результаты получаются при флотации медно-цин ковой руды одного из месторождений Казахстана: коллектив ная флотация позволяет получить концентрат, содержащий 10—11% Си и 12—13% Zn при их извлечении 92—94%.
Технологическая возможность переработки медно-цинкового концентрата, содержащего медь и цинк в отношении 1: 2 до 2 1, описана ниже.
Примером эффективности выделения промпродуктов при
флотации свинцово-цинковых |
руд могут служить, по расчетам |
||||
С. И. Митрофанова, данные о переработке руд Казахстана |
и |
||||
Узбекистана |
(табл. 45). |
при |
обычной |
селективной флотации |
с |
В рудах |
Казахстана |
||||
хвостами теряется 18,5% |
РЬ и 20,4% |
Zn. |
|
При выделении в процессе флотации промежуточных продук тов в общий коллективный концентрат, содержащий 7,4% Рь и 24,6% Zn, потери с хвостами уменьшаются — свинца на 6% и цинка на 12%. Одновременно вдвое сокращаются потери свиНца в цинковом и цинка в свинцовом концентрате.
При переработке руды Узбекистана вывод промпродудтов также позволяет улучшить качество свинцового и цинкового концентратов уменьшив потери в хвостах свинца на 7%, цин_
Показатели флотации свинцово-цинковой |
Т а б л и ц а |
45 |
||||
руды |
|
|
||||
с выделением и без выделения промпродуктов |
|
|
||||
Продукты |
Выход |
Содержание. % |
Извлечение. % |
|||
% |
РЬ |
Zn |
. РЬ |
Zn |
||
|
||||||
|
|
|||||
Р у д а из К а з а х с т а н а |
|
|
|
|
||
(Содержание 1,57% РЬ, 4, 61% Zn) |
|
|
|
|||
Флотация без вывода промпродукта |
|
|
|
|
|
|
Свинцовый концентрат |
2,8 |
41,25 |
10,42 |
73,6 |
6,3 |
|
Цинковый концентрат |
6,7 |
1,85 |
50,5 |
7,9 |
73.3 |
|
Хвосты |
90,5 |
0,32 |
1,04 |
18,5 |
20.4 |
|
Флотация с выводом промпродукта |
|
|
|
|
|
|
и пиритного концентрата |
|
|
|
|
|
|
Свинцовый концентрат |
2 |
50 |
8 |
63,6 |
3,5 |
|
Цинковый концентрат |
5,5 |
1 |
56 |
3,5 |
66,8 |
|
Промпродукт |
3,8 |
7,4 |
24,6 |
18,75 |
20,3 |
|
Пиритный концентрат |
9,2 |
0,34 |
0,66 |
2,0 |
1,3 |
|
Хвосты |
79,5 |
0,24 |
0,47 |
12,15 |
8,1 |
|
Р у д а из У з б е к и с т а н а |
|
|
|
|||
(Содержание 1,43% РЬ, 1,75% Zn) |
|
|
|
|||
Флотация без вывода промпродукта |
|
|
|
|
|
|
Свинцовый концентрат |
2,74 |
43 |
9,35 |
74,5 |
13,3 |
|
Цинковый концентрат |
1,82 |
2,68 |
51 |
3,4 |
53 |
|
Хвосты |
95,71 |
0,33 |
0,62 |
22,1 |
33,7 |
|
Флотация с выводом промпродукта |
|
|
|
|
|
|
и пиритного концентрата |
|
|
|
|
|
|
Свинцовый концентрат |
1,8 |
55 |
5 |
70 |
5,2 |
|
Цинковый концентрат |
1,7 |
1,5 |
57 |
1,8 |
55 |
|
Промпродукт |
1,3 |
12,7 |
23,4 |
11,6 |
17,3 |
|
Пиритный концентрат |
3,0 |
0,4 |
1,1 |
0,8 |
1,9 |
|
Хвосты |
92,2 |
0,24 |
0,40 |
15,8 |
20,6 |
ка на 13'%, и сократить потери свинца в цинковом и цинка в свинцовом концентратах.
Полученные в обоих случаях коллективные концентраты, со держащие 7—12% РЬ и 24—17% Zn, могут быть успешно пере работаны вельц-процеосом, гидрометаллургическим и электро термическим способами. При этом общее извлечение обоих ме
таллов— от |
руды |
до |
готовых продуктов — получится значи |
тельно выше, |
чем |
при |
переработке концентратов, полученных |
без вывода промпродукта.
Наибольшие трудности встречаются при переработке руд, содержащих медь, свинец и цинк, с получением трех самостоя тельных концентратов.
Разница в осуществлении процесса флотации без выделения промпродуктов и с их выделением при переработке двух руд месторождений Казахстана приведена в табл. 46.
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
46 |
||
Показатели флотации медно-свинцово-цинковой руды |
|
|
||||||
с выделением и без выделения промпродуктов |
|
|
||||||
Продукты |
Выход |
Содержание. |
% |
Извлечение. |
% |
|||
% |
Си |
РЬ |
Zn |
Си |
РЬ |
Zn |
||
|
||||||||
|
|
П ервая руда
(Содержание 1,61% Си, 2,34% РЬ, 8,1% Zn)
Флотация без вывода
промпродуктов |
|
|
|
|
|
|
|
Свинцовый концентрат |
3,90 |
2,89 |
48,9 |
11,4 |
7,02 |
81,5 |
5,56 |
Цинковый концентрат |
13,4 |
2,4 |
1,52 |
48,9 |
20,02 |
8,7 |
80,89 |
Медный концентрат |
5,1 |
21,8 |
4,9 |
11,1 |
69,1 |
4,9 |
7,0 |
Хвосты |
77,6 |
0,08 |
0,15 |
0,69 |
3,86 |
4,9 |
6,59 |
Флотация с выводом |
|
|
|
|
|
|
|
промпродуктов |
|
|
|
|
|
|
|
Свинцовый концентрат |
2,93 |
2 |
60 |
8 |
3,64 |
75 |
4,6 |
Цинковый концентрат |
10,87 |
2 |
0,7 |
56 |
13,52 |
3,3 |
75 |
Промпродукт |
5,98 |
3,^ |
8,05 |
21,5 |
12,47 |
16,1 |
14,39 |
Хвосты |
76,0 |
0,05 |
0,1 |
0,3 |
2,37 |
3,2 |
2,81 |
|
Вт о ра я р у д а |
|
|
|
|
||
(Содержание 0,29% Си, 1,13% РЬ, 2,32% Zn) |
|
|
|||||
Флотация без вывода |
|
|
|
|
|
|
|
промпродуктов |
|
|
|
|
|
|
|
Свинцовый концентрат |
1,72 |
2 |
55,3 |
11,2 |
17,2 |
84,2 |
8,2 |
Цинковый концентрат |
3,19 |
0,8 |
1,15 |
57,56 |
12,8 |
3,3 |
79,8 |
Медный концентрат |
0,56 |
17,86 |
2,70 |
2,0 |
50,2 |
1,3 |
0,5 |
Хвосты |
94,55 |
0,031 |
0,13 |
0,76 |
19,8 |
11,2 |
11,5 |
Флотация с выводом |
|
|
|
|
|
|
|
промпродуктов |
|
|
|
|
|
|
|
Свинцовый концентрат |
1,54 |
1,5 |
60,2 |
10 |
11,6 |
82 |
6,6 |
Цинковый концентрат |
3,02 |
0,6 |
0,5 |
60,0 |
9,0 |
1,4 |
78,4 |
Медный концентрат |
0,56 |
17,86 |
2,70 |
2 |
50,2 |
1,3 |
0,5 |
Промпродукт |
1,4 |
2,5 |
8 |
14,7 |
19,9 |
10,3 |
9 |
Хвосты |
93,5 |
0,02 |
0,06 |
0,14 |
9,3 |
5 |
5,5 |
Вывод промпродуктов позволяет по руде первого месторож дения поднять содержание свинца в свинцовом концентрате с 49 до 60%, цинка в цинковом с 49 до 56% и меди в медном с 21 до 26%. При этом содержание сопутствующих /металлов в кон-
Центратах снижается, так же как снижаются на 3—4% потери их с хвостами.
Аналогично пр,и флотации руды второго месторождения с вы водом промпродуктов несколько улучшается качество концент ратов, на 6 % снижаются потери IB хвостах свинца и цинка и на 10% меди.
Получающиеся при этом коллективные концентраты содер жат около 3% Си, 8% РЬ и 15—20% Zn.
В них извлекается 12—20% Си, 10—16% РЬ, 10—15% Zn. Переработка таких продуктов вельц-прессом и различными гид рометаллургическими способами 'нецелесообразна. Возможности электротермии применительно к этому концентрату показаны ниже.
Исследованиями и расчетами показаны возможности обогаще ния ряда месторождений Казахстана. Так, при обогащении руд Ново-Березовского месторождения коллективный концентрат получается с содержанием 9% Си, 1,8% РЬ и 28% Zn при из влечении до 90% Си, 85% РЬ и 92% Zn.
Промпродукт от обезмежнвания цинкового концентрата, вы деляемого при флотации глубочанской руды, содержит 9,3% Си, 6,24% РЬ и 10,5% Zn, а такой же продукт, полученный при фло тации иртышской руды, содержит 12% Си, 11% РЬ и 24% Zn.
При обезсвинцевании цинкового и обезцинкования свинцо вого концентратов березовской руды получается промпродукт, содержащий 3,7% Си, 9,3% РЬ и 22,1% Zn. При этом потери в хвостах меди, свинца и цинка снижаются на 4—5% и на 6—8% увеличивается содержание металлов в соответствующих концен тратах.
При обогащении руд Узунжальского месторождения полу чается промпродукт, содержащий около 16% РЬ и 9% Zn, а се лективная флотация Кайрактинской руды дает концентрат, со держащий 32% РЬ и 13% Zn при извлечении этих металлов 55,7
и 22,1%. |
Переход на |
схему коллективной флотации позволяет |
||||
поднять |
извлечение |
до 75—80% |
в |
концентрат, |
содержащий |
|
12% РЬ, 4,5% Си и 6,5% Zn. |
|
|
месторождения |
|||
Селективная флотация руд Гульшадского |
||||||
позволяет получать |
свинцовый |
концентрат |
с |
содержанием |
||
45% РЬ |
и 9,4% Zn при извлечении |
свинца 84% |
и цинковый |
концентрат с содержанием 43% Zn и 1,5% РЬ при извлечении цинка 45,6%. Переход на коллективную флотацию с получени ем концентрата, содержащего 10,5% РЬ и 11,5% Zn, позволяет поднять извлечение обоих металлов до 90%.
Из приведенных данных видно, что выделяемые коллектив ные концентраты различны по составу, по с известной степенью точности они могут быть классифицированы следующим образом:
15 м. М. Лакерник
|
Медь, % Свинец. % Цинк. % |
|||
Медно-свинцово-цннковые, с повышен |
10 |
3 |
17 |
|
ным содержанием меди |
||||
Медно-свинцово-цинковые, с малым |
3 |
10 |
20 |
|
содержанием меди |
не содержащие |
|||
Свинцово-цинковые, |
|
17 |
14 |
|
меди |
|
|
||
Медно-цинковые, не содержащие свин |
го |
_ |
13 |
|
ца |
|
|||
3. ПЕРЕРАБОТКА КОЛЛЕКТИВНЫХ |
КОНЦЕНТРАТОВ |
|||
Предварительные исследования |
|
|||
Возможны три |
варианта плавки |
полиметаллических кон |
центратов: 1) с обжигом намертво концентрата и восстановле
нием основной 'массы содержащегося |
в 'нем железа |
до чугуна; |
|||||||
2) с обжигом намертво концентрата |
и переводом |
всего железа |
|||||||
в шлак; 3) |
с неполным обжигом концентрата и переводом части |
||||||||
железа в штейн и части в шлак |
(табл. 47). |
|
|
|
|
||||
|
|
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
47 |
|
Выход продуктов |
плавки |
и распределение между ними металлов |
|
||||||
|
при различных |
режимах процесса |
|
|
|
||||
Продукты |
Выход |
|
Содержание. % |
|
Извлечение. % |
|
|||
% к аг |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
плавки |
ломе |
РЬ |
Си |
Zn |
Fe |
РЬ |
Си |
Zn |
Fe |
|
рату |
||||||||
Плавка на чу |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
гун |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Шлак |
18 |
0,97 |
0,9 |
1,6 |
27,9 |
1,25 |
2,5 |
0,6 |
37 |
Чугун |
21 |
25 |
22 |
2 |
42,0 |
36,0 |
92 |
1,3 |
63 |
Пыль |
43 |
19 |
0,3 |
74 |
— |
56,0 |
2 |
96,5 |
— |
Свинец |
1 |
90 |
6,0 |
— |
— |
5,0 |
3 |
— |
— |
Плавка с ош- |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
лакованием |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
железа |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Шлак |
62 |
1,4 |
2,4 |
3 |
39 |
6 |
13 |
9 |
97 |
Пыль |
22 |
17,5 |
0,45 |
81 |
— |
39 |
1 |
89 |
____ |
Свинец |
15 |
48 |
4,7 |
1,7 |
4 |
50 |
67 |
1,3 |
3 |
Плавка |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
на штейн |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Шлак |
35 |
1,2 |
0,15 |
1,8 |
25 |
2,5 |
1 |
3 |
70 |
Штейн |
13 |
12 |
25 |
4,5 |
33 |
12 |
84 |
5 |
30 |
Пыль |
20 |
23 |
— |
68,0 |
|
26 |
— |
90 |
|
Свинец |
14 |
93 |
3 |
— |
|
59 |
14 |
— |
— |
Опыты автора, проведенные с концентратами, содержащими 4 -6% Си, 15—20% РЬ, 20—30% Zn, 10—15% Fe и около 20% S,
Показали {378], что при плавке на чугун вместе с цинком в -воз
гоны |
переходит около 60% РЬ, а .в чугун извлекается более |
90% |
Си и практически rice 'золото и серебро. Применение чугу |
на, богатого медью, да к тому же содержащего серу, невозмож но, а .рафинирование чугуна от серы, меди и благородных ме таллов -весьма затруднительно.
Исследованиями Д. М. Чижикова и П. А. Красновой [379] было показано, что при плавке ,в электропечи намертво обо жженного концентрата, содержащего 12% Си -и 10% Zn, в воз гоны перешло 98% Zn, в черновой металл было извлечено 80% всей сбалансированной меди. Около 20% ее перешло в чугун, причем содержание меди в чугуне тем меньше, чем больше сте пень его науглероживания, но не ниже 6—7%. Для науглеро
живания чугуна и выделения меди в самостоятельную |
фазу |
необходим трехкратный, против теоретического, расход |
кокса. |
Получаемая при этом медь сильно загрязнена железом. |
Целе |
сообразность плавки концентратов на чугун весьма сом нительна.
При плавке концентратов с ошлакованием всего железа вы ход шлака превысил 60% от веса агломерата и потери с ним металлов оказались чрезмерно высокими. Кроме того, значи тельная часть меди переходит в свинец, что сильно осложняет рафинирование его и связано с большими дополнительными потерями. Исследованный концентрат содержал относительно мало железа. При содержании в концентрате 15—25% Fe эти недостатки определяют неприемлемость схемы плавки с ошла кованием всего железа для большинства практически возмож ных коллективных концентратов.
Плавка с получением штейна позволяет регулировать рас пределение железа между штейном и шлаком в зависимости от состава концентрата.
При этом получение отвальных по содержанию меди и цин ка шлаков не препятствует извлечению в штейн более 80% Си с потерей -с ним не более 5% Zn. Одновременно около 60% РЬ получается в виде достаточно чистого металла, в котором кон центрируется основная масса благородных металлов. Более 90% Zn извлекается -в возгоны.
Плавка на штейн оказалась наиболее целесообразной для концентратов и это направление -было основным во всех после дующих исследованиях [380].
Исследования -в полупромышленном масштабе проводились на печи мощностью 150 кет [381]. Плавили агломерат, содер жащий 19,4% РЬ, 4,82% Си, 20,1% Zn и 10% Fe. Загрузку вели
порциями по 1-5—20 кг каждые 15 мин. через колокольный |
за |
|
твор. Расход -кокса составлял 7% |
к весу агломерата. Свинец, |
|
штейн и шлак выпускались через |
соответствующие летки |
по |
15*
мере накопления, а возгоны осаждались в железной камере. Шлак содержал 30—35% Si02; 20% FeO и 26% СаО и темпера
тура его была |
1300° С. |
|
|
|
|
|
|
|
|
Полученные результаты 'приведены в табл. 48. |
|
|
|||||||
|
|
|
|
|
|
|
Таблица |
48 |
|
Выход продуктов и распределение металлов при плавке |
|
||||||||
полиметаллического концентрата в печи |
150 кеш |
|
|
||||||
Продукты |
Выход |
|
Содержание, % |
|
|
Извлечение. % |
|
||
|
|
|
|
|
|
|
|
||
плавки |
% |
РЬ |
Си |
Zn |
Fe |
РЬ |
Си |
Zn |
Fe |
|
|
||||||||
Загружено |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Агломерат |
100 |
19,4 |
4,82 |
20,1 |
10,0 |
— |
— |
— |
— |
Получено |
|
|
|
— |
— |
|
|
— |
_ |
Свинец |
15 |
98,0 |
2 ,0 |
76 |
6 ,0 |
||||
Шлак |
33,0 |
0 ,6 |
0 ,6 |
4,7 |
15,5 |
1 |
3,4 |
7,8 |
30 |
Штейн |
21,5 |
9,9 |
20,4 |
8,9 |
33 |
И |
91,0 |
9,50 |
70 |
Возгоны |
|
11,7 |
— |
70 |
— |
И |
— |
82 |
— |
При проведении плавки .в условиях, когда -в печи и газовом тракте поддерживалось положительное давление, содержание окиси углерода в газах превышало 90% и цинковые пары кон денсировались в виде металлической пыли с крупностью частиц 3—3,5 ж/с, содержавшей 10% РЬ, 2% S, 0,6% Cd и 86% Zn.
Полупромышленные опыты подтвердили возможность ус пешного разделения металлов при плавке и, следовательно, практическую осуществимость процесса.
Технологическая схема переработки медно-свинцово-цинковых
концентратов
Концентрат в смеси с необходимым количеством флюсов и оборотными материалами после дозировки компонентов Шихты и их перемешивания подвергают обжигу с агломерацией. При проведении агломерации с дутьем снизу или с рециркуляцией газов их можно использовать для производства серной кислоты. Агломерацию необходимо вести при режимах, обеспечивающих максимальную отгонку кадмия. Получаемую при этом пыль на правляют в гидрометаллургическое производство для извлече ния кадмия.
Агломерат с добавкой необходимого количества кокса пла< вят в закрытой, работающей под давлением, электрической р у д нотермической печи с прямой конденсацией цинка .в орошае мом свинцом или цинком конденсаторе.
В результате плавки получаются отвальный по содержанию меди, свинца и цинка шлак, медный штейн, черновой свинец и металлический цинк. Часть свинца и цинка переходит в дроссы и пыль, являющиеся оборотными продуктами, поступающи ми в шихту агломерации.
Обороты |
|
Концентрат |
|
Флюсы |
|
|
|
|
|
|
|
\Дозировна | |
|
\Дозировка | |
|
\Дробленое] |
|
|
|
|
|
|
[Дозировка| |
|
|
См еш ивание |
|
|
|
|
|
I |
|
|
|
|
| |
Обжог с агломерацией] |
|||
Агломерат |
Г а з ы |
|
|||
\Дробление | |
♦ |
|
|
||
Очистка |
|
||||
| Грохочение |
Пыла |
|
-НапроизводствоНгЩ |
||
Т |
|
|
|
|
|
Мелочь РгИамерат £ |
|
-На производствоCd |
|||
|
_^J П рокалка |
|
|
||
| |
|
Слектраплавка |
1 |
|
|
* |
|
|
|
г |
|
Возгоны |
Свинец Штейн Шлак |
|
|||
|
Г \ |
t----- |
|
||
f |
|
I |
I |
' В отвал |
|
[конденсация |
11 |
|
|
||
|
|
•На бессемерование |
££ I XСвинец
ПььтJ iv
Газ
Л
Нарафинирование
Рис. 84. Технологическая схема переработки полиметалли ческих концентратов электротермическим способом
Медный штейн направляют на бессемерование, черновой свинец— на рафинирование. Цинк, содержащий после ликвации 1— 1.5% РЬ, может быть использован как цинк 'марки ЦЗ, Ц4 или, .в случае потребности в чистом металле, подвергнут рафи нированию ректификацией с извлечением кадмия и получением металла высших марок [382—384]. Описываемая схема приведе
на на рис., 84.
Промышленный цех для переработки коллективных концен тратов состоит из шихтарного, агломерационного и плавильного отделений.
Подготовка шихты
В шихтарном отделении имеется шесть -бункеров для исход ных и оборотных 'материалов и два бункера для кокса и агло мерата, щековая и валковая дробилки, а также приемные бун керы для концентрата и флюсов.
Перерабатываемый концентрат разгружают из вагонов в приемный бункер, из которого грейферным краном подают в шихтовые бункеры. Флюсы после последовательного дробле ния в щековой и валковой дробилках передают грейферным краном из подземного бункера в шихтовые бункеры. Сюда же подают оборотную агломерационную мелочь и другие оборот ные материалы. Бункеры онабжены питателями, и компоненты шихты, подаваемые в определенной (пропорции, поступают на транспортер, передающий их в приямок элеватора. Отсюда шихта подымается в бункер сменного запаса агломерационного отделения. После увлажнения и перемешивания в двухвальном смесителе шихту подают на агломерационную машину с актив ной площадью 18 м2 (размером 12 X 1,5). Зажигание временно производили с помощью коксовой топки, но при нормальной работе оно должно осуществляться за счет получаемых в элек тропечи газов с высокой теплотворной способностью. Готовый агломерат сбрасывают на решетку и далее подают в щековую дробилку. Дробленый агломерат просеивают на вибрационном грохоте. Классы +15 мм поступают в бункер готового агломе рата, а классы —15 мм после дополнительного дробления в вал ковой дробилке — в шихту агломерации. Кокс крупностью 5—15 мм загружают в кюбель с агломератом, направляемым в. плавку.
Плавка
В плавильном отделении установлена закрытая руднотерми ческая электропечь с необходимой вспомогательной аппара турой.
Печь (рис. 85) круглая, трехфазная, с тремя электродами, расположенными по вершинам равностороннего треугольника. Диаметр кожуха стального листа толщиной 20 мм равен 5,2 м. Днище плоское из листа 24 мм. Футеровка стен и подины вы ложена из хромомагнезитового кирпича. Подина выложена об ратным куполом. Толщина подины 900 мм, стен 675 мм в ниж ней части и 460 мм в верхней. Свод печи выложен из шамот ного кирпича толщиной 300 мм. Площадь пода равна 11,8 м2. Для выпуска расплавов служат две летки — на отметке 0 и 450 мм от подины. Устройство двух леток было связано с неко торым недостатком места в цехе. Более правильно устройство грех леток (для свинца, штейна и шлака) на отметках 0, 200 и