» » Электроплавка свинцовых концентратов
06.05.2015

Плавка богатых концентратов

На заводе в Реншер (Швеция) успешно ведут плавку богатых свинцовых концентратов в электропечи. Концентрат перед электроплавкой подвергают обжигу с агломерацией по оригинальной схеме, позволяющей преодолеть трудности, связанные с вытапливанием металлического свинца.
По этой схеме, вместо обычного предварительного смешивания компонентов шихты, на заводе Реншер оборотный агломерат с крупностью частиц 15—17 мм окатывают в барабане с соответствующей порцией оборотной пыли, покрывающей его слоем 1,5—2 мм. Полученный окатыш в следующем барабане покрывают слоем тонкоизмельченной извести, а затем в чаше — слоем концентрата толщиной 1—2 мм. Гранулы после дополнительного окатывания загружают на ленту агломашины, на слой постели из более крупного агломерата, и подвергаются обжигу.
При обжиге гранул удается достичь точной регулировки температуры в пределах 800—900°, при которой достаточно эффективно протекает обжиг PbS, но не вытапливается металлический свинец. Если же он и образуется в отдельных местах, то хорошо поглощается пористой основой гранулы.
Высокая пористость шихты и тонкий слой сульфидной части способствует быстрому обжигу с получением холодного мало пылящего агломерата» который подвергается дроблению в валковой дробилке и грохочению. При этом фракции крупнее 20 мм служат для образования постели, фракции 12—17 мм поступают в оборот на окатывание, а фракции мельче 12 мм идут в плавку.
В агломерате оставляется 5—6% серы, которая необходима для того, чтобы отношение PbS к сумме PbO и PbSО4 обеспечивало максимальный выход свинца, образующегося при взаимодействии между сульфидной и окисленными частями шихты.
Плавку агломерата ведут в электропечи мощностью 4000 квт с четырьмя самоспекающимися электродами диаметром 1 м. Печь прямоугольная, внутренние размеры ее 13x4,5x3,2 м, площадь ванны около 58 м2. Печь выложена в цельносварном кожухе; футеровка подины и стен выполнена из магнезитового кирпича. Подина подвергается воздушному охлаждению, а стенки кожуха орошаются водой.
Агломерат загружают в печь через четырнадцать течек, соединенных с бункерами. Загрузку ведут в область, близкую к электродам При этом происходит быстрое плавление шихты, предотвращающее улетучивание сульфида свинца, а ванна не прикрывается твердой шихтой. Тем не менее в возгоны переходит около 25% свинца.
Шлак содержит 35% CaO, 22% SiО2, 12% ZnO, 25% суммы FeO, MgO и А12О3 и 2,5—3% Pb. Выход шлака не превышает 15—16% от веса агломерата. В нем теряется 1,5% свинца и он направляется в отвал. Температура шлака 1350—1400°.
В результате взаимодействия сульфида свинца с окисью и сульфатом образуется металлический свинец. Однако при этом часть непpoреагировавшего сульфида растворяется в черновом свинце. Избыток кокса, способствующий восстановлению сульфата до сульфида, приводит к повышенному переходу свинца в возгоны и увеличению количества PbS, растворяющегося в свинце. При недостатке кокса увеличивается содержание свинца в шлаке, поэтому дозировка кокса регулируется точно.
Насыщенный серой свинец выпускают через шпур в конвертер емкостью 40 т и продувают воздухом. При этом в возгоны переходит часть мышьяка, сурьмы и олова. После продувки свинец подвергают обычному рафинированию.
Тепло отходящих из печи газов используется в котлах-утилизаторах, после которых газы очищаются от пыли в электрофильтре и скоростном пылеуловителе. Общий к.п.д. системы газоочистки равен 99—99,5%. Так как в печи поддерживается разрежение не менее 2 мм вод ст., то выход газа достигает 8 тыс. нм в час при содержании в них 4% SO2. Расход энергии на тонну шихты составляет 600 квт*ч. Кампания печи длится 7—8 месяцев и прерывается из-за разрушения стен в области шлаковой ванны.
Замена обжига в многоподовых печах на обжиг со спеканием позволила снизить содержание серы в огарке с 9 до 4—5%. Переход на плавку агломерата дал возможность уменьшить пылеобразование и снизить разрежение в печи, что позволило сократить выход газов в 1,5 раза Общее извлечение свинца на заводе в Реншер составляет 98,2%.
Плавка обычного концентрата

Шахтная плавка свинцового агломерата имеет ряд общеизвестных трудностей, которые возрастают при переработке бедных загрязненных примесями меди и цинка концентратов.
В России испытана в промышленных условиях плавка свинцового концентрата в электропечи.
Печь мощностью 2500 квт с тремя угольными электродами диаметром 700 мм, прямоугольная, размеры ее 7x2,2 м, высота 2 м (рис. 36). Печь загружают через течки по длинным ее сторонам, газы отводят в газоход и после дожигания и охлаждения очищают от пыли в рукавных фильтрах. Свинец выпускают через один из торцов печи и направляют на рафинирование, шлак выпускают с противоположного торца и гранулируют; штейн выпускают через шпур в боковой стене печи и направляют на дальнейшую переработку.
При плавке агломерата, содержащего 36% Pb, 7,5% Zn и 2% Cu, в черновой свинец извлекается 90% Pb и 40% Cu. Шлак содержит 0,6% Cu, менее 1% Pb и 6—7% Zn. Co шлаком теряются 12% Cu, 1,4% Pb и 43% Zn. В штейн переходит 40% Cu, 2% Pb и 5% Zn; он содержит 12% Cu, 9% Pb и 7% Zn. В пыль переходит 1,5% Cu, 6% Pb и 55% Zn Расход электроэнергии составляет 650—700 квт*ч/т агломерата при расходе кокса около 7%.
Электроплавка свинцовых концентратов

В период исследований и освоения процесса было установлено, что величина напряжения существенно влияет на результаты плавки: при понижении напряжения переход свинца в возгоны уменьшается.
Экономическое сравнение показателей шахтной плавки и электроплавки с показателями, приведенными выше, при стоимости электроэнергии 1 коп за 1 квт-ч. показало, что капитальные и производственные затраты на 1 т полученных чернового свинца, меди в штейне и цинка в растворе от переработки пыли примерно одинаковы.
Процесс электроплавки не предъявляет жестких требований к составу перерабатываемого сырья (содержанию в нем свинца, цинка и шлакообразующих), и как показали исследования автора, может про водиться таким образом, что 85—90% Zn из шихты переходит при плавке в возгоны. При этом исключается необходимость последующего фьюмингования шлака.
При выплавке свинца в электропечах имеется широкая возможность для механизации и автоматизации, создаются условия хорошей герметизации агрегатов и улучшения санитарно-гигиенических условий.
Последующие исследования были проведены с агломератом, полученным на машине с дутьем снизу.
Агломерации подвергали концентрат без флюсов, полученный материал содержал 54—65% Pb. При спекании агломерат не приваривался к колосникам и полученный спек был достаточно прочен.
При плавке агломерата, который содержал 54% Pb, прямой выход свинца в металл составил 90%, меди в штейн 85% и цинка в возгоны 65%. В замкнутом технологическом цикле это соответствует извлечению в металл 97% Pb, 96% Cu в штейн и 80—85% Zn в возгоны.
Co шлаками теряется 0,4% Pb, 18% Cu и 15% Zn. Выход шлака равен 15% от агломерата, расход кокса составляет 75 кг на 1 г агломерата, расход электроэнергии 590 квт*ч.
Полученные цинковые возгоны окислялись, и их гидрометаллургическая переработка не вызывала каких-либо трудностей.
Описанный вариант электроплавки в техническом и в экономическом отношении имеет безусловные преимущества перед шахтной плавкой.