Электротермия в металлургии меди свинца и цинка
..pdfходом кокса свыше 2% не менялось, оставаясь на уровне 0,2
и 0,1% соответственно. Содержание серебра в шлаке снижа лось до 2 — 3 г/т.
Дальнейшее снижение содержания цинка в шлаке связано с восстановлением железа и образованием чугуна, причем вы ход чугуна тем больше, чем меньше остается цинка в шлаке. При содержании в отвальном шлаке 1% Zn выход чугуна ра вен 15% от веса исходного шлака.
При плавке с расходом 3% кокса выход отвального шлака составляет 72% к исходному и с ним теряется 4% РЬ, 20% Zn, 16% Си и 4% Ag. В штейн, выход которого не превышает 5% от шлака, переходит 20% РЬ, 1% Zn, 83% Си и до 95% Аи и Ag. Штейн содержит около 10% Си. В возгоны переходит 75% РЬ и около 80% Zn.
Переработка шлаков электротермическим способом может конкурировать (и весьма успешно) с фьюминг-процессом толь ко в том случае, если процесс дистилляции цинка сопровожда ется прямой его конденсацией в компактный металл.
Опыты, проведенные автором с сотрудниками [394] по пе реработке шлаков Лениногорского завода с применением кон денсаторов со свинцовым и цинковым орошением, определили все преимущества этого процесса.
В силу сложившихся обстоятельств в промышленных усло виях переработке должна подвергаться смесь шлаков и кеков цинкового производства в отношении 5:1. Такую же шихту пла вили при описываемом исследовании.
Поступающий в плавку шлак сушили в трубчатой печи дли ной 6 м и диаметром 1 м, снабженной электрокалорифером мощностью 70 кет. Кек со шлаком в отношении 4 1 агломери ровали.
Агломерат в смеси с подсушенным шлаком в отношении 1 :4 и коксом плавили, а возгоны конденсировали. Печь и кон денсаторы описаны выше.
Агломерат содержал, %: 1,2 Си, 4,1 РЬ, 17,5 Zn, 18 Si02,
23,5 |
Fe, |
15,5 |
СаО и 1,3 S. |
|
Шлак |
состоял |
из, %: 0,7 Си, 2,2 РЬ, 11,5 Zn, 22,5 Si02, |
||
28,2 |
Fe, |
14,5 |
СаО |
и 4 А120 3. |
Суточный проплав шихты колебался в пределах 20—25 г при расходе электроэнергии 1200 квт-ч на 1 т шихты. Расход
кокса составил 5% к весу шихты.
Уровень ванны колебался в пределах 0,45—0,6 м. Шлак вы пускали каждые 4 часа и состав его по шлакообразующим ком понентам был довольно постоянным, %: 28—30 Si02, 16—17
СаО и 35—37 FeO.
В первую очередь испытывали конденсатор со свинцовым орошением. При этом условия его обслуживания, закономер
ности работы и технологические показатели были близки к ус ловиям переработки полиметаллических концентратов, которые были описаны ранее.
Полученный цинк содержал, %: 0,06 Си, 0,08 Fe, 0,025 As, 0,013 Sb, 0,15 Cd, 0,5 г/т Au и около 200 г/т Ag.
Содержание в сплаве свинца определяется условиями лик вации и может быть при благоприятных-условиях получено в
пределах 1,5—2%. |
|
|
Дроссы |
содержали, %: 60—70 РЬ, 25 Zn, 1 Fe, 2 S, 1 БЮг. |
|
0,12 Cd, 1 г/т Au и 60 г/т Ag. Пыль содержала, |
%: 18—20 РЬ, |
|
58—62 Zn, |
1 Fe, до 3 S, столько же кремнезема, |
до 0,9 Cd и |
100 г/т Ag.
Состав продуктов плавки и распределение между ними ме таллов приведены в табл. 63.
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
63 |
||
Состав продуктов плавки и распределение между ними металлов |
|
|||||||
при плавке |
шлаков с конденсацией на свинце, % |
|
|
|||||
|
|
Медь |
Свинец, |
Цинк |
||||
Продукты |
Выход |
содер извле |
содер извле |
содер |
извле |
|||
% |
||||||||
|
||||||||
|
|
жание |
чение жание чение жание чение |
|||||
Загружено |
|
|
|
|
|
|
|
|
Шлак |
|
0,77 |
|
2,36 |
|
11,62 |
|
|
Агломерат |
|
1,21 |
|
3,69 |
|
15,82 |
|
|
|
|
|
|
|
1 |
|
|
|
И т о г о |
|
0,95 |
|
2,91 |
|
13,40 |
|
|
Получено |
|
|
|
|
|
|
|
|
ШтеГш |
8,5 |
7,14 |
65 |
2,84 |
5,1 |
2,85 |
1,82 |
|
Ц инк |
9,6 |
0,1 |
0,6 |
2,0 |
4,1 |
97,0 |
70,0 |
|
Дроссы |
6,0 |
0,1 |
0,4 |
64 |
81,4 |
25 |
6,9 |
|
Пыль |
1,31 |
— |
1 |
20,6 |
5,1 |
60,3 |
5,9 |
|
1 34 |
||||||||
Шлак отвальный |
75,14 |
0,43 |
0,31 |
4,3 |
2,74 |
15,4 |
||
|
|
|
1 |
|
|
|
|
Вштейн было извлечено 65% Си при отношении меди к свинцу 2,5:1. Штейн содержал до 15% Си и 46% Fe. Выход его равен 4% от веса исходного шлака.
Ввозгоны перешло 83% Zn при прямом выходе в металл 70%. С учетом переработки оборотов извлечение цинка в ме талл составило около 80%.
Выход отвального шлака составил 75% при содержании в нем 0,43% Си, 0,31% РЬ и 2,79% Zn. Это соответствовало по
терям 34% Си, 4% РЬ и 15% Zn.
При плавке шлаков, так же как и при переработке коллек тивных концентратов, применение конденсатора со свинцовым орошением сопровождалось образованием богатых свинцом дроссов и значительной циркуляцией свинца.
На каждые 100 кг свинца, загруженные с шихтой в печь, в конденсатор загружается 88 кг металла, из которых в дроссы переходит 40%, или около 35,4 кг. Если предположить, что при переработке дроссов потери свинца не превышают 10%, то и в этом случае они составят около 4% от свинца, содержащегося
вшихте.
Вдроссы и пыль переходит не более 8% S, остальная ее часть остается в жидких продуктах плавки.
Потери золота и серебра с отвальным шлаком незначитель ны. Высоким содержанием серебра в цинке определяется це лесообразность его рафинирования ректификацией, при кото
ром |
обеспечивается |
высокое |
извлечение |
этого |
ценного |
ме |
|||
талла. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
При исследовании условий работы конденсатора, орошае |
|||||||||
мого |
цинком, |
отношение кеков и |
шлака |
поддерживалось |
по |
||||
стоянно равным 1 :5. Подготовка |
шихты |
также |
не |
менялась. |
|||||
Агломерат содержал, %: 1,1 Си, 3,5 РЬ, 15,8 |
Zn, 23,4 |
Fe, |
|||||||
19,1 |
Si02 и 1,4 S. |
содержал, |
%: |
0,8 Си, 2,2 |
РЬ, |
11,5 |
Zn, |
||
И сх о д н ы й |
шлак |
26,4 Fe, 22,3 Si02 и 14 CaO.
Режим работы печи соответствовал режиму, принятому при
плавке с |
конденсацией на свинце. Увеличение расхода кокса |
до 5,5% |
сопровождалось несколько увеличенным восстанов |
лением железа и повышенной металлизацией штейна. Состав полученных при плавке продуктов и распределение
между ними металлов приведены в табл. 64.
О содержании прочих компонентов в продуктах плавки и конденсации можно судить по данным табл. 65.
Продукты плавки — штейн и шлак не изменились по со ставу, равно как сохранилось без изменения количество теряе мых с ними свинца и цинка и извлекаемой меди.
Больше трети серебра переходит в цинк, содержащий его
более 200 г/т.
Резко уменьшился выход дроссов и соответственно количе ство переходящего в них свинца при примерно таких же ко личествах переходящего в дроссы цинка.
С учетом переработки оборотных продуктов при работе в замкнутом цикле в черновой цинк извлекается 20% РЬ и 80% Zn, в черновой свинец извлекается 70% металла, в шлаке те
ряется 28% Си, 8% РЬ и 16% Zn.
Была исследована целесообразность предварительного ‘рас плавления шлака и отделения штейна до отгонки цинка. Опыт
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
64 |
|
Состав продуктов плавки и распределение металлов |
|
|
|||||
при плавке шлака с конденсацией на цинке1, % |
|
|
|||||
|
|
Медь |
Свинец |
Цинк |
|||
Материалы |
Выход |
содер извле |
содерIизвле |
содер Извле |
|||
% |
|||||||
|
|
жание |
чение жание чение жание чение |
||||
Загружено |
|
|
|
|
|
|
|
Агломерат |
100 |
0,95 |
100 |
3,1 |
100 |
14,90 |
100 |
Получено |
|
|
|
|
|
|
|
Штейн |
9,4 |
7,2 |
72 |
2,8 |
3,9 |
2,5 |
2,7 |
Шлак |
71,9 |
0,36 |
24 |
0,3 |
6,8 |
2,8 |
12,4 |
Свинец черновой |
1,5 |
3,7 |
5 |
95’ |
49,3 |
97 |
72 |
Цинк черновой |
10,8 |
— |
— |
2 |
6,3 |
||
Свинец в конденсаторе |
0,8 |
— |
— |
98 |
26,3 |
1,5 |
0,5 |
Дроссы |
1,25 |
— |
— |
10,4 |
4,3 |
65 |
6 |
Пыль |
1,2 |
— |
— |
— |
3,1 |
76,6 |
6,5 |
1 Весь шлак, а также получаемые в процессе |
плавки дроссы и пыль вводили в шихту |
||||||
агломерации. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
65 |
Содержание примесей |
в продуктах плавки шлаков с конденсацией на цинке |
||||||
|
|
Содержание компонентов, % |
|
||||
Продукты |
Cd |
As |
Sb |
s |
Fe |
Au,г/т |
Ag, г/т |
|
|||||||
Цинк |
0,11 |
0,05 |
0,11 |
1,78 |
0,23 |
0,5 |
213 |
Дроссы |
0,11 |
0,03 |
0,03 |
0,78 |
0,57 |
111 |
|
Пыль |
1,4 |
0,01 |
0,008 |
3,12 |
0,57 |
0,20 |
65,4 |
Штейн |
— |
0,05 |
0,03 |
1.9 |
57,8 |
6,1 |
230 |
Шлак |
|
|
|
2,35 |
28,2 |
0,15 |
12,0 |
“
подтвердил нецелесообразность такой схемы, так как в про цессе восстановительной плавки в штейн извлекается до 75% Си, в-то время как при отстаивании, даже с добавкой пирита, его извлечение не превышает 50%. Кроме того, в процессе от стаивания 5—6% Zn переходит в штейн и до 20% в возгоны. При этом обедняется цинком шлак, поступающий на возгоночный процесс, и общее извлечение цинка снижается.
При плавке цинковистых шлаков, бедных свинцом, преиму щества конденсатора с цинковым орошением сказываются бо лее заметно, чем при переработке полиметаллических концен тратов.
Выход дроссов сокращается в 4—4,5 раза, содержание в них свинца уменьшается в 5—6 раз, степень конденсации воз растает с 83 до 86%, конденсатор превращается из потребите ля свинца в его источник и, наконец, уменьшение выхода дроссов упрощает обслуживание конденсатора.
Сравнение исследованного процесса с данными завода Геркулешиум приведено в табл. 66.
|
|
|
|
Т а б л и ц а 66 |
Сравнительные данные работы завода в Геркулениуме |
||||
|
с данными отечественных исследований |
|
||
|
Показатели |
|
Геркулениум |
Иртышский завод |
Содержание металлов в сырье, %: |
|
|
||
цинк |
|
13,8 |
13,5 |
|
свинец |
|
2,3 |
2,9 |
|
медь |
отвальном |
0,63 |
0,95 |
|
Содержание |
металлов в |
|
|
|
шлаке, %: |
|
|
|
|
цинк |
|
4,75 |
2,8 |
|
свинец |
|
0,38 |
0,3 |
|
медь |
% |
0,5 |
0,4 |
|
Степень возгонки цинка, |
72 |
80 |
||
Извлечение свинца, % |
|
90 |
90 |
|
Содержание металлов в штейне, %: |
7,2 |
7,2 |
||
медь |
|
|||
свинец |
|
2,1 |
2,8 |
|
цинк |
|
5,1 |
2,8 |
|
В каком виде подается сырье в печь |
В расплавленном |
В твердом |
||
Расход электроэнергии, квтп-Hjm |
695 |
1200 |
||
Расход кокса, |
% от веса |
сырья |
3 |
5 |
В результате большего расхода кокса и электроэнергии изв
лечение цинка в наших условиях на 8% выше, чем на заводе Геркулениум.
Расчет показывает, что при подогреве шихты перед плав кой за счет сжигания получаемых при плавке газов расход энергии может быть снижен до 950—1000 квт-ч/т шихты, а при увеличении мощности печи происходит дальнейшее пропорцио нальное снижение удельного расхода энергии.
Описанные исследования проведены со шлаками старых отвалов. Поэтому естественно было сравнить описанную схему с возможностью предварительного расплавления шлака и пос ледующего фьюмингования расплава.
Такое сравнение показало, что при схеме с жидкостной кон денсацией извлечение цинка, свинца и меди выше, чем по схе ме фьюмингбванием, на 12, 11 и 20% соответственно. При этом капиталовложения на сооружение цеха вдвое меньше.
Дальнейшую переработку полученного шлака, освобожден ного от меди, серы и цинка, можно провести в электропечи с получением чугуна и известково-кремнистого продукта, при годного для изготовления различных строительных материалов.
Известный интерес представляет опыт автора [395] по плав
ке |
шлаков старых |
отвалов, содержащих, %: 1,9 Си, 2,8 РЬ, |
|
3,6 |
Zn, |
115 г/т Ag и 2,5 г/т Ли при 7% Fe, 41% Si02, 10% CaO, |
|
13,6% |
А120 3 и 1 0 % |
BaO. |
|
|
Применение к таким шлакам фьюминг-процесса исключает |
ся из-за высокого содержания кремнезема и низкого содержа ния цинка.
В результате электроплавки шлака с добавкой 1—1,5% кокса полученный штейн содержал 18—19% Си, 10—11% РЬ и до 3% Zn при извлечении 80% Си и практически всего золота и серебра.
Отвальный шлак содержал, %: 0,3 Си, 0,23 РЬ, 1,3 Zn, 7 Fe и 49 Si02 при 10 г/т Ag и следах золота.
Многочисленные опыты исследователей, в частности И. М. Малкина с соавторами [396], показали бесперспектив ность прямой плавки шлаков на медистый чугун без их пред варительного обезмеживания.
Подвергая плавке в электропечи смесь шлака и кека с до бавкой 35% известняка и 15% кокса к весу рудной шихты, исследователи получили отвальный шлак, чугун и возгоны.
Чугун содержал до 1% Zn, до |
3,8% Си, до |
2,8% |
S, 84— |
|
88% Fe, до |
14 г/т Аи и 30 г/т Ag. При этом |
в пего |
было из |
|
влечено 90% |
Си, 85% Аи и 50% |
Ag. |
|
|
Н. С. Бутенко с соавторами [397], исследуя процесс обез меживания и обеззолочения полученного чугуна с помощью сульфата и сульфида натрия с восстановителем и металличе ского свинца, показал, что даже при добавке 60—70% сульфи да натрия к весу чугуна в штейн извлекается не более 80% Си. Золото при этом не извлекается. Добавка свинца (100% к весу чугуна) позволяет извлечь 54% Си и часть золота. При этом потери свинца в возгоны составляют 10—15%. Присутствие серы в чугуне ухудшает эти показатели, причем сера удаляется
сбольшими трудностями.
В.И. Смирнов [398] указывает, что и применительно к шла кам медной плавки более целесообразно предварительное обезмеживание шлаков и последующая их плавка на чугун.
Так, им было установлено, что при восстановительной плав ке шлака при 1400—1500° С с расходом 3—5% кокса и после дующей добавкой 15—20% по весу пирита возгоняется более 90%', и в штейн переходит более 80% Си и 10—15% Fe от содержания его в исходном шлаке. При этом отвальный шлак содержит менее 0,1% Си и до 27% Fe.
Полученный при плавке вторичного шлака (с добавкой до 60% известняка) чугун содержит 0,3—0,4% Си. Бедный штейн, образовавшийся при обезмеживании шлака, используют для обеднения конвертерных шлаков, а полученный при этом штейн с содержанием 10—12% Си подвергают бессемерованию для извлечения меди и благородных металлов. Обедненный конвер терный шлак, содержащий 0,4—0,5% Си, перерабатывают сов местно с отвальным шлаком рудной плавки.
При описанной схеме из шлака извлекаются цинк, медь, благородные металлы, железо и представляется возможным использовать содержащиеся в нем нерудные компоненты.
Применение электропечей на всех стадиях переработки де лает схему экономически рентабельной.
Комбинированный процесс электроплавки латеритовых руд,
содержащих |
никель |
и хром, был впервые описан М. Ж. Юди |
|
и М. С. Юди [399]. |
Идея |
процесса состоит в том, что руду |
|
с добавкой |
флюсов |
и угля |
восстанавливают в трубчатой печи |
и затем подвергают электроплавке в три стадии. В первой от деляется ферроникель и получается шлак, бедный никелем и богатый железом. Во второй стадии этот шлак плавят с вос становителем, получая сталь и бедный железом хромсодержа щий шлак. В третьей стадии в одной печи рафинируют сталь,
ав другой получают феррохром и отвальный шлак.
Внесколько измененном виде этот процесс подготовлен для
промышленного использования применительно к шлакам медной плавки [400]. В барабанной печи, отапливаемой газами электропечей, богатыми окисью углерода, обжигают известняк.
В первую электропечь загружают шихту, состоящую из медного шлака, горячей извести, пирита и угля. При плавке получается штейн, содержащий 4—5% Си, шлак и цинковые возгоны. Шлак с добавкой угля и извести перерабатывают во второй электропечи и получают грязную сталь, содержащую 1—1,25% С, 0,12% Р и 0,3% S, и свободный от железа шлак. Сталь рафинируют в третьей электропечи.
На 100 |
т медных |
шлаков с добавкой 8,4 т известняка, |
||
10,8 |
т угля |
и 8 т пирита |
получают 36 т стали, 2,8 т окиси цин |
|
ка, |
столько |
же серы, |
400 |
кг меди и 90,8 т отвального шлака. |
На базе шлаков завода Анаконда, содержащих 33—37% Fe,
0,7% |
Си и 2% Zn, строится завод производительностью |
1000 |
т/сутки стали. |
До настоящего времени в литературе нет сведений о попыт ках плавить шлаки медных заводов в электропечах с конден сацией цинка в металл, однако все изложенное выше позволя ет предположить эту возможность.
Малый объем газов, образующихся при электроплавке, по зволяет и из шлаков, содержащих 4—5% Zn, получать паро
газовые смеси, обеспечивающие успешную конденсацию цинка
в металл.
Можно полагать, что переработка шлаков свинцового и медного производства электротермическим способом с комплек сным использованием всех составляющих является наиболее прогрессивным направлением в этой отрасли технологии.
Переработка прочих продуктов
Плавка цинковых кеков
Выше указывалось на различные способы переработки цинковых кеков. Автор в полупромышленном масштабе иссле
довал возможность плавки их в электропечи. |
6 S, |
17,8 Fe, |
||
Кек содержал, %: |
17 Zn, |
4,5 Pb, 2,'9 Си, |
||
14,5 Si02, 2,8 CaO, 2,5 |
А120 3, |
14 г/г Ли, 430 г/г |
Ag. |
Основная |
масса свинца находится в форме сульфата и небольшая часть — в виде сульфида и силиката. Около 75% Zn находится в виде сульфида и феррита, остальная часть — в виде окиси. Воздуш но сухой кек содержит около 10—12% кристаллизационной влаги, удаляющейся, как показали термограммы нагревания
кека, при 350 и 600° С. |
заметно |
диссоциировать |
при |
|
Сульфат |
цинка начинает |
|||
600° С, при |
850° С диссоциация |
протекает |
весьма быстро |
и до |
конца. Сульфат свинца начинает заметно диссоциировать при 800° С и только при температуре выше 950° С этот процесс протекает с достаточной скоростью и полнотой.
Простое прокаливание кека до температуры около 1000° С обеспечивает, следовательно, достаточно высокую степень де сульфуризации. Однако попытка плавки в электропечи воздуш но сухих кеков (содержащих около 10% влаги) сопровожда лась значительными трудностями и не может быть рекомен дована как промышленный процесс.
Учитывая, что плавка окускованных материалов протекает более успешно, чем мелких и пылящих, лучшим способом под готовки кеков к плавке следует считать агломерацию, при которой развивается температура, достаточная для удаления серы, и получается продукт, хорошо подготовленный к плавке.
Проведенные нами опыты по агломерации кеков при 50% оборота в шихте позволили получить вполне приемлемый для
плавки |
агломерат, содержащий, |
%: |
1,6 Си, |
3,2 РЬ, 12,2 |
Zn, |
14,8 Fe, |
3 S. |
5% |
кокса. |
При этом |
был |
Агломерат плавили с добавкой |
получен шлак, содержащий по 0,3% Си и РЬ и 3% Zn. Штейн содержал: 17% Си, 7% РЬ, 4% Zn и 42% Fe. В шлаке было потеряно 5%: Си, 4% РЬ и 8% Zn. В штейн было извлечено
90% Си, 33% РЬ и 7% Zn. В пары перешло 85% Zn и 30% РЬ. Около 30% РЬ перешло в черновой металл при плавке. Более 90% Аи и Ag было извлечено в штейн и свинец.
Полученные данные показывают, что цинковые кеки можно с успехом перерабатывать электротермическим методом. Кеки можно перерабатывать отдельно или в смеси со шлаками свин цовой плавки. В обоих случаях получаются шлаки, свободные от меди и цинка, обеспечивается высокое извлечение меди и благородных металлов в штейн и извлечение около 80% цинка в компактный металл.
Плавка медных кеков
Л. С. Гецкин и И. И. Кершанский [401] сообщают об опыте переработки медных кеков цинкового производства электротер мическим способом.
Кек сушили и прокаливали в окислительной атмосфере, после чего он содержал, %: 28,56 Си, 13,75 Zn, 6,71 РЬ, 1,08 Cd, 2,50 Fe, 9,18 Si02, 2,58 CaO, 3,91 S, 0,001 Tl, 0,002 In. Плавку проводили с добавкой 10% извести и 7% кокса.
При плавке были получены черновая медь, штейн, шлак и возгоны. Состав этих продуктов и распределение между ними металлов приведены в табл. 67.
Т а б л и ц а 67
Распределение металлов в продуктах плавки медных кеков,%
Выход Продукт плавки % от кека
Медь
сх£ |
извле чение |
о Я |
|
а) 5 |
|
и Ж |
|
Свинец
содер жание |
К 3* |
|
О»(U |
|
ч к |
|
Й* |
Цинк
содер жание |
извле чение |
Кадмий
о g |
извле чение |
а«' |
|
о ~ |
|
о 2 |
|
Золото
содер жание |
извле чение |
Серебро
° 5 |
извле чение |
CJЯ |
|
« = |
|
о ж |
|
Черновая |
25,2 |
87 |
75 |
6,6 |
25 |
0,6 |
1 |
37,9 |
9 |
37,9 |
95 |
951 |
85 |
медь |
5,9 |
74 |
22 |
3.2 |
25 |
2 |
6 |
|
|
0,6 |
5 |
460 |
10 |
Штейн |
_ |
_ |
|||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
Шлак |
30,9 |
1,5 |
2 |
0,6 |
3 |
8 |
18 |
|
|
|
|
52 |
3 |
Пыль |
17,1 |
1,3 |
1 |
18,6 |
47 |
49 |
7,5 6,21 98,5 |
|
|
Полученные при плавке возгоны выщелачивали слабой сер ной кислотой. При этом в раствор перешло 97% Zn, 92% Cd и 85% Т1.
Плавка раймовки от дистилляционного процесса
Раймовка образуется при пирометаллургическом процессе получения цинка без расплавления шихты. После отделения на столах или в Отсадочных машинах оставшегося в ней кокса,
18 М. М. Лакерник
который может быть возвращен в процесс дистилляции, раймовку перерабатывают в трубчатых печах, плавят в шахтных печах с возгоном цинка, а иногда направляют в шихту медной или свинцовой плавок.
После трубчатых печей, в которых достаточно полно отго няется содержащийся в раймовке цинк, остается богатый медью, золотом и серебром клинкер, проблема использования которого не проще, чем исходной раймовки.
Введение раймовки в шихту свинцовой и медной плавки связано с рядом трудностей. Опыт плавки раймовки в шахт ной печи при низкой сыпи с возгоном цинка описан А. Н. Воль ским. Обогащенную раймовку после спекания плавили в шахт ной печи с расходом кокса к весу раймовки 22%, известняка 7%, кварца 8% и пирита 13%. При проплаве 20 т/м2 в сутки и выходе шлака 82%, а штейна 8% к весу шихты в штейн перешло 76% Си и 85—90% Аи и Ag, в возгоны — 50% Zn и 75% РЬ. Эти результаты ниже, чем в трубчатых печах, и про цесс не нашел сколько-нибудь широкого промышленного при
менения. |
раймовка |
содержала, |
%: |
1,7 РЬ, |
Исследованная нами |
||||
19,5 Zn, 2,8 Си, 18,3 Fe, |
3,2 S, 20 |
Si02, 4 С, |
12 |
г/г Аи и |
330 г/т Ag. |
|
|
|
|
Прямая плавка раймовки в электропечи, без добавки флю сов, топлива и какой-либо предварительной подготовки, по зволила получить штейн, содержащий 25% Си, 6% РЬ и 2% Zn. В штейн было извлечено около 90% Си и практически все золото и серебро. Шлак содержал 0,4% РЬ, 0,3% Си и 2,1% Zn при 25% Fe, 36% Si02 и 8% СаО. В шлаке было по теряно 15% РЬ, 10% Си и 8% Zn. В возгоны перешло 90% Zn.
Плавка протекала весьма устойчиво и полученные показа тели позволяют считать, что переработка раймовки электро термическим методом наиболее эффективна.
Плавка пылей
А.Р. Бабенко с соавторами [402] исследовал процесс плавки
вэлектропечи пылей отражательного и конвертерного переде лов, образующихся при плавке медно-цинковых концентратов. Это исследование преследовало цель выяснить распределение редких и рассеянных элементов при плавке.
Химический состав концентратов и пылей приведен в табл. 68.
Плавку вели на шлак с содержанием 25—30% СаО, 30— 35% Si02, 25% FeO и 10—15% А120 3. Содержание меди в штей не колебалось в пределах 25—38%.
При расходе кокса 8% к весу пыли в возгоны переходило 80% Zn и в черновой свинец 60% металла. Повышение степе-