» » Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн
07.05.2015

Шахтная плавка

Как показали исследования H.П. Асеева, М.В. Иолко, А.Б. Логинова, выполненные в Ленинградском горном институте, и последующая многолетняя практика работы комбинатов «Североникель» и Норильского, ватержакетная плавка сульфидных медно-никелевых руд и концентратов имеет две существенные особенности, первая из которых обусловлена спецификой состава сульфидной части проплавляемого материала, вторая — тугоплавкостью пустой породы.
Сульфидные минералы медно-никелевых руд диссоциируют с поте рей весьма небольшого количества серы и не декретируют при этом как пирит.
Степень десульфуризации при шахтной плавке сырых руд 40—50%, при плавке агломерата — до 30—35%. Тепло окисления сульфидов в общем тепловом балансе плавки не превышает 15%, а остальные 85% поступают при сжигании топлива. Отсюда высокий расход кокса, доходящий до 20%, а в некоторых случаях — до 30% от шихты, а также наличие в печных газах окиси углерода.
Пустая порода медно-никелевых руд представлена в значительной степени высокомагнезиальными силикатами с температурой плавления 1400—1550°. В условиях обычной полупиритной шахтной плавки эта порода плавиться не может и, проходя без существенных изменений через зону плавления, накапливается в горне и нижней части шахты печи, вытесняя наверх зону горения и плавления. В течение некоторого времени продолжается вытапливание сульфидов, но вскоре плавка руды со значительным содержанием пустой породы прекращается, шихта перестает опускаться, и нижняя часть печи замерзает.
Такое явление наблюдалось на комбинате «Североникель» в период пуска первой ватержакетной печи, плавившей кусковую сульфидную руду — богатую, но сильно загрязненную пустой породой.
Очевидно, что устойчивый ход плавки возможен только в том случае, если будут обеспечены условия растворения неплавких компонентов шихты потоком жидкого первичного шлака, причем скорость накопления их не должна превышать скорость растворения. Чем выше содержание в руде тугоплавкой пустой породы и чем крупнее куски ее, тем больше должен быть поток жидкого шлака, т. е. тем больше придется загружать в печь необходимые обороты.
Наилучшее растворяющее действие оказывают железистые конвертерные шлаки, но масса их, необходимая при плавке материалов со значительным количеством тугоплавкой пустой породы, весьма велика (100—150% от руды).
Рис. 35, построенный статистическим методом по данным двухлетней работы шахтных печей комбината «Североникель» (1947—1948 гг), иллюстрирует зависимость проплава руды от количества введенных в шихту оборотов и кокса (% от руды). Чем больше масса оборотов, тем больше расход кокса, чем больше оборотов и кокса, тем меньше удельный проплав руды. Следовательно, если уменьшить количество породы в проплавляемом материале, снизятся необходимые количества оборотов и кокса и проплав возрастет. Поэтому предварительное обогащение руд играет положительную роль.
Удаление пустой породы механическими методами значительно дешевле, чем перевод ее в расплавленный шлак, и должно осуществляться в максимальной степени, без ущерба для извлечения ценных металлов.
Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн

Растворять пустую породу меньшим количеством первичных шлаков можно, поднимая температуру в печи. Практика работы комбината «Североникель» в 1950—1953 и 1956—1958 гг (табл. 5) свидетельствует о том, что увеличение расхода кокса от шихты в 1,5—2 раза позволило в несколько раз снизить количество оборотных и флюсующих добавок при повышении удельного проплава руды и уменьшенном расходе кокса на руду.
При достаточной интенсификации процесса (скорость сжигания кокса 13,5 т/м2 печи в сутки) можно вести плавку тугоплавких магнезиальных руд на шлаки, содержащие более 20% магнезии. Ho повышение количества кокса в шихте снижает окислительную способность плавки и влечет за собой получение более бедных штейнов.
Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн

Как показывает практика работы Норильского комбината (см. табл. 5), при шахтной плавке агломерата флотационного никеле-медного концентрата — материала в значительной степени освобожденного от тугоплавких составляющих, достигается резко повышенный проплав. Благотворное влияние спекания обусловлено тем, что в результате частичного обжига сульфида железа и образования легкоплавких силикатных эвтектик снижается температура начала плавления агломерата.
Плавка агломерата, особенно офлюсованного, позволяет резко снизить расход оборотного шлака и даже полностью отказаться от такового; этим снижается расход кокса и увеличивается проплав рудной части шихты. Необходимо, однако, заметить, что вследствие недостаточного содержания серы в агломерате плавка его ведется при расходе кокса порядка 22—23% от шихты и имеет восстановительный характер. В состав шихты вводится гипс. Тем не менее штейны получаются с суммарным содержанием никеля и меди порядка 30% и более, т. е весьма богатые. В те месяцы, когда содержание серы в агломерате повышенное, шлаки получаются более бедными.
Безусловно технически эффективной должна оказаться плавка на дутье подогретом или обогащенном кислородом.
При плавке сульфидных медно-никелевых руд и концентратов (агломерата) применяют такие же шахтные печи, как в медной промышленности, с круглыми фурмами и передним горном. Температура вытекающего из печи расплава колеблется обычно в пределах 1250—1300° и зависит по преимуществу от состава шлака, а при плавке на тугоплавкие высокомагнезиальные шлаки достигает 1350°. Уже при небольшом понижении температуры расплава шлак в переднем горне начинает налипать на стенки, особенно в нижней части шлакового слоя. На границе со штейном, имеющим более низкую температуру — порядка 1150—1200°, шлак сильно густеет и между шлаком и штейном образуется слой так называемой «грязи», препятствующей нормальному отстаиванию штейна. Поэтому недопустимо снижение температуры вытекающего расплава и относительно небольшой объем переднего горна шахтных печей, плавящих медно-никелевое сырье.
Показатели нормального хода печи следующие равномерное распределение и опускание шихты при отсутствии продувов и настылей, темный колошник с равномерным выделением газов, светлые чистые фурмы, горячая, ровная белая струя вытекающего расплава.
Отражательная плавка

Отражательная плавка медно-никелевых концентратов осуществляется как основной процесс только на одном, правда самом крупном, канадском заводе Коппер Клифф, где работают семь отражательных печей размером 33,5х9,15 м. Как уже упоминалось, над каждой плавильной печью расположено по шесть многоподовых обжиговых печей, куда подаются никеле-медный концентрат рудной селективной флотации, обороты и кварцевый флюс (песок). В плавильный агрегат поступает горячий сшихтованный огарок, содержащий до 13% S. Проплав довольно высокий порядка 4 т шихты или 3,3 т концентрата на квадратный метр площади пода в сутки.
Первичный воздух подается нагретым в рекуператорах до 310°, что снижает расход топлива на 8%; расход пылевидного угля 11—12% от веса твердой шихты Отходящие газы, имеющие температуру 1000—1050°, проходят через котлы утилизаторы, дающие ~100 т пара в час при давлении 9 атм. В результате плавки получается бедный штейн с суммарным содержанием никеля и меди 10—13%.
На заводе применяется агитация шлаковой ванны в хвосте печи паром, подаваемым через две металлические дюймовые трубки; это способствует получению более плотного шлака и снижению содержания в нем металлов на 7%. Состав шлака: 0,2% Ni, 0,08% Cu, 36% SiO2, 48—50% FeO, 7% Al2O3, окисей кальция и магния немного.
На заводе Коппер-Клифф плавят руду весьма благоприятного состава — с почти самоплавкой породой, не требующей подфлюсовки; кварцевый же флюс добавляется в основном с жидкими конвертерными шлаками, заливаемыми в печь. Отсюда и хорошие показатели по проплаву.
Если шихта будет содержать существенное количество неплавкой пустой породы, показатели плавки ухудшаются. Это подтверждается опытом плавки мелочи, получаемой при добыче сплошных сульфидных руд, на комбинате «Североникель»: при содержании пустой породы менее 10% суточный проплав необожженной руды составлял 2,5 т/м2, а расход угольной пыли (в пересчете на условное топливо) 30—40% от руды: с переходом на плавку руды, содержавшей до 30% тугоплавкой пустой породы, проплав снизился до 0,9 т/м2 несмотря на расход мазута (в пересчете на условное топливо) 80—90% по весу от руды и температуру отходящих газов 1300°. К тому же извлечение никеля в штейн было недостаточным, а шлаки получались сильно пенистые, вязкие и с высоким содержанием металлов.
Наблюдение за печью показало, что на откосах происходит вытопка сульфидов, в то время как тугоплавкая порода не плавится, препятствуя нагреву и плавлению нижележащих слоев шихты. На поверхности откосов оконтуриваются борозды и гребни, часть пустой породы смывается по бороздам в ванну печи и образует там плавающую «шубу», часть же остается на гребнях, тормозя плавление шихты на откосах. «Шуба» лишь частично растворяется в шлаках, основная же масса ее постепенно перемещается вместе с расплавом и выносится струей шлака из печи. Плотная «шуба» изолирует шлаковую ванну от горячих газов и лучистого тепла, препятствуя перегреву шлака, поэтому выходящие шлаки оказываются холодными и вязкими.
На откосы пытались загружать руду в смеси с твердыми конвертерными шлаками. В результате этого улучшилось растворение породы, но не увеличился существенно проплав и не снизился расход топлива. Следовательно, применительно к такому сырью отражательная плавка оказалась неэкономичной.
Многие специалисты предлагали различные пути улучшения показателей отражательной плавки высокомагнезиального сырья. Например, предлагали возвратиться к некогда применявшемуся понурому своду, «прижимающему жар» к поверхности расплава, или устроить наклонный под с зумпфом, чтобы лежащая на этой подине шихта растворялась стекающим по подине расплавом, и т. д. Однако все эти предложения малодейственны. Значит, следует остановиться на предварительном механическом обогащении сырья, отделяющем основную массу породы, если же это невозможно осуществить, надо перейти на электроплавку.
Электроплавка

С момента первых исследовательских работ по электроплавке сульфидного медно-никелевого сырья, выполненных под руководством М.С. Максименко, прошло четверть века. За это время техника электроплавки на наших медно-никелевых комбинатах шагнула далеко вперед.
Вопросы электроплавки руд и концентратов и конструкции электропечей в общем плане рассмотрены в соответствующей главе первого тома. В настоящем разделе эти данные конкретизированы применительно к практике отечественных предприятий.
Считывая относительно невысокое содержание ценных металлов в проплавляемом материале, электроплавку медно-никелевого сырья следует отнести к особо энергоемким процессам. На плавку тонны медноникелевой сульфидной руды или концентрата затрачивается до 700— 900 квт*ч электроэнергии или 600000—770000 ккал тепла Для обеспечения того же суточного проплава, как на каждой из канадских отражательных печей, мощность электропечи должна составлять порядка 30—35 тыс. квт. В России в настоящее время созданы агрегаты такой мощности.
Шихта в электропечи плавится теплом, выделяющимся при прохождении тока через жидкий шлак. Большая часть тока проходит от погруженных в шлак электродов вертикально вниз к слою штейна, обладающего значительной электропроводностью, и меньшая часть — непосредственно между электродами. Так как магнезитовая подина печи, а следовательно, и слой штейна заземлены, то штейн служит нулевой точкой, на которую замыкаются звездой все три фазы. Наибольшее количество тепла выделяется вблизи электродов и под ними. Шлак, перегретый у электродов, непрестанно поднимается, замещается более холодным шлаком, поступающим снизу, и движется в стороны. На своем пути перегретый шлак встречает откосы плавающей твердой шихты, передает ей свое тепло и, охлаждаясь, опускается в нижнюю часть ванны. Схема этого процесса изображена Б.В. Липиным на рис. 36.
Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн

Такой механизм плавления шихты в движущемся жидком потоке перегретого шлака обеспечивает возможность работы при шихте и шлаке весьма разнообразного состава и при высокой температуре плавления, существенно лишь одно — чтобы шлак не действовал слишком агрессивно на огнеупорную кладку, особенно в месте выпуска его из печи. Поскольку же у боковых стен печи шлак наиболее холодный, можно так выбрать расстояние от электрода до стенок, чтобы на них создавался гарниссаж из магнетита и других трудноплавких составляющих шлака, предохраняющий кладку от разъедания.
Высказанное выше положение о возможности плавить в электропечи практически любую шихту заставляет тут же сделать одну существенную оговорку кроме шихты влажной. При соприкосновении влажной шихты с бурлящим шлаком, несущим капельки перегретого штейна, происходят хлопки, а при загрузке большой массы сильно влажной шихты — и взрывы, срывающие свод печи. Для безопасности работы необходима сушка влажного материала до 4—6% влаги (желательно даже до 3%), а также частая загрузка его мелкими порциями преимущественно к электродам и частично к стенкам.
В свете сказанного выше особое значение приобретает внедрение нового метода подготовки флотационных концентратов, богатой рудной мелочи, пылей, оборотных кеков и других материалов путем окатывания и поверхностной агломерации Подобная подготовка сырья позволит существенно улучшить процесс электроплавки, герметизировать печи и создаст условия для полной автоматизации их работы.
В связи с рядом преимуществ конструктивного и эксплуатационного характера ванне мощных стационарных рудных электропечей непрерырного действия придают прямоугольную форму, а самоспекающиеся электроды располагают линейно вдоль большой оси печи. Удельная мощность электропечей, составлявшая ранее 100—120 ква/м2 площади пода, в настоящее время повышена до 180—350 ква/м2 и более. В свою очередь плотность тока на поверхности погруженной в шлак части электрода (переходного контакта) составляет 1,0—18 а/см2. При недостаточном погружении между электродом и шлаком могут образоваться электрические дуги, явление это явно нежелательно, поскольку оно втечет лишние потери тепла от лучеиспускания и повышенное термическое воздействие на свод и стены печи. Погружение электродов в шлак должно быть достаточным, чтобы предотвратить это явление.
С повышением температуры плавления шихты понижается скорость растворения ее в шлаке, следовательно, температура этою шлака должна быть более высокой Влияние же температуры вытекающего из печи шлака на удельный расход электроэнергии видно из рис. 37 (зависимость выведена по опытным и литературным данным плавки медноникелевых и медных руд).
Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн

В 1949 г. комбинат «Печенганикель» увеличил мощность своих печей с 12 до 19,6 тыс. ква, сохранив, однако, прежнее линейное напряжение 250 в. Последнее обусловило необходимость значительного погружения электродов в расплав, штейн и шлак стали сильно перегреваться. Вторичная реконструкция трансформаторов позволила варьировать напряжение в интерваче 291—342 в, что дало возможность уменьшить погружение электродов, снизив соответственно перегрев слоев расплава и расход электродов. При росте мощности электропечей в 1,9 раза производительность их возросла в 2,6 раза, а расход электроэнергии на плавку снизился на 27%.
На комбинате «Североникель» испытали работу печей на различном вторичном напряжении — вплоть до 450—500 в с соответствующим увеличением мощности. Результаты были получены следующие
Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн

Повышение напряжения явилось важным мероприятием, позволившим существенно повысить мощность рудных электропечей без значительного увеличения силы тока.
В 1954—1955 гг. С.К. Карапетян, А.П. Скибин, Г.П. Лешке и В.С. Тарасов после тщательных замеров распределения тока в ванне повысили напряжение на печах комбината «Североникель» с 266 до 346 в, подняв мощность трансформаторов с 7,5 до 9,5 тыс. ква В 1957 г. на этих печах были смонтированы трансформаторы напряжением от 400 до 500 в и мощностью 20000 ква. Это позволило увеличить проплав более чем в 2,5 раза. В настоящее время одна из печей реконструирована для плавки на более высоком напряжении при мощности в 30 тыс ква.
Описанный выше блестящий опыт наших заполярных никелевых комбинатов показывает, что возможности дальнейшего увеличения мощности электропечей отнюдь не исчерпаны. Однако для использования этих возможностей потребуется большая творческая работа по освоению таких агрегатов и установлению параметров их оптимальной работы, выявлению взаимосвязи между удельным расходом электроэнергии и проплавом при больших мощностях и т. д.
Оба вышеупомянутых комбината перевели свои электропечи на работу с глубокой ванной. Это позволило уменьшить перегрев штейна, что особенно важно при тугоплавких шлаках и влажной шихте. Общая глубина ванны на комбинате «Североникель» поддерживается ныне на уровне 2100—2400 мм; на долю шлака приходится 1400—1700 мм и на долю штейна 600—900 мм Увеличение глубины ванны вызвало необходимость поднятия сводов электропечей Откосы шихты должны быть удалены от свода не менее чем на 400 мм.
Практика работы показала, однако, что возможности увеличения толщины слоя шлака под электродами ограничены тугоплавкостью проплавляемой шихты, так как повышенное положение электродов снижает температуру нижнею слоя шлака и штейна. При этом из шлака могут выкристаллизовываться тугоплавкие составляющие, богатые окисью магния. Очевидно, что работа на тугоплавких шлаках влечет получение более перегретых штейнов.
Одновременно с реконструкцией печен была изменена система загрузки шихты. Принятая до того времени загрузка всей массы материалов к боковым стенам печи в случае понижения уровня ванны обусловливала обрушение больших масс. К тому же шихта находилась в отдалении от зоны максимального тепловыделения. Отсюда и весьма прогрессивная мысль о необходимости приближения шихты к электродам, т. е. к месту наиболее интенсивного плавления.
На комбинате «Печенганикель» лишь 10% руды загружается по бокам печи, а 90% — на центральные откосы; 60—65% от этого количества скатывается в расплавленную ванну, а остальная часть задерживается на центральных откосах. Это обстоятельство и низкая температура подсводового пространства приводят к тому, что плавление и протекание химических реакций приурочено только к жидкой ванне печи Измерениями установлено, что углубление обратного конуса шихты в расплав в 1,2—1,3 раза больше высоты конуса над ванной, а в электропечи одновременно находится 100—120 г руды и 700—750 г расплава. Большая тепловая инерция печи и правильно выбранное соотношение между расплавом и твердой шихтой, расположенной вблизи зон максимальных тепловыделений, обеспечивают равномерный сход шихты.
Работа с небольшими конусами шихты или совсем без них влечет перегрев продуктов плавки и повышенный расход электроэнергии. Вместе с тем очевидно, что для предотвращения настылеобразовании не следует производить загрузку шихты в зону между крайними электродами и торцовыми стенками печи.
Таким образом, работа на большой толщине шлака позволяет поддерживать большую высоту откосов шихты, т.е. иметь большую растворяющуюся поверхность, которой шлаковый поток полнее отдает свое тепло. В свою очередь большая высота слоя шлака под кучами шихты способствует ускорению шлаковой циркуляции и плавлению шихты. При увеличении удельной мощности электропечей необходимо про водить их охлаждение с помощью водоохлаждаемых плит, что резко улучшает условия работы. Реконструированы и шпуровые устройства: со штейновой стороны установлены графитовые вкладыши, со шлаковой — медные кессоны с отверстиями и медные водоохлаждаемые желоба. В связи с размыванием торцовой кладки ведутся поиски более стойкого огнеупорного материала, который меньше пропитывался бы штейном, выпускаемым при температуре, доходящей до 1350—1400°.
He останавливаясь на шлаках плавки медно-никечевых материалов, представляющих собой весьма сложную многокомпонентную систему, до конца еще не изученную, отметим, что электропроводность шлаков зависит от их состава и температуры. По данным Б.Ф. Вернера и В.В. Костелова, электропроводность шлаков при температурах, характерных для электроплавки медно-никелевых материалов, тем больше, чем выше содержание окислов железа, окислов магния и щелочных металлов и чем ниже содержание кремнезёма и глинозема. Окись кальция, замещая FeO, снижает электропроводность, замещая SiO2 — повышает электропроводность. Цифровые данные, полученные авторами по исследованию влияния на электропроводность отдельных составляющих, а также построенные ими диаграммы проводимости шлаков системы FeO—SiO2 и FeO—CaO—SiO2 (рис. 38 и 39) открывают возможность ориентировочного расчета электропроводности шлаков различного состава.
Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн

В электропечи создаются благоприятные условия для получения бедных шлаков. Происходящее у электродов интенсивное перемешивание шлаков со штейном способствует укрупнению мелких капелек штейна. С другой стороны, циркуляция шлака происходит только между электродом и боковыми стенками печи, вдоль которых производится загрузка шихты, в тех же местах печи, где нет холодной шихты, расплав практически не охлаждается и благодаря малой скорости циркуляции создается спокойная ванна горячего шлака. Такое состояние расплава имеется в районе выпуска шлака, где налицо оказываются все данные, необходимые для хорошего отстаивания
В итоге извлечение металлов в электропечной штейн при плавке медно-никелевых руд, разубоженных трудноплавкой пустой породой, составляет 96 -97%. Ho штейн получается относительно бедным, так как десульфуризация при электроплавке медно-никелевых материалов меньше, чем при отражательной плавке, и обычно не выходит за рамки 32-25%.
Коэффициент полезного действия электропечной установки определяется показателями теплового баланса и величиной электрических потерь.
В табл. 6 приведены два тепловых баланса электропечи комбината «Североникель», составленные в 1949 г объединенной бригадой работников Гипроникеля и комбината. В период составления первого баланса плавилась смесь руд с 29% конвертерного шлака и 12,8% апатита, второй баланс относится к плавке той же рудной смеси с 9,7% конвертерного шлака и 21% аппатита. Среднее содержание влаги в шихте составляло 3,7%. Такие шихты были наиболее характерны для обычной заводской плавки того времени.
Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн

Из вышеупомянутых балансов видно, что электроэнергия вносит 78—84% от общего количества тепла. Наибольшей статьей в расходной части (36—38%) являлась потеря тепла в отвальных шлаках. Снижение этих потерь возможно путем уменьшения выхода шлаков и их температуры.
Тепло, уносимое штейном, составляет 13—14% и также определяется температурой, при которой штейн выпускается из печи. Выпускать перегретый бедный штейн опасно из за аварий и тяжелых условий обслуживания. Кроме того, чем выше температура штейна, тем большее количество тепла он передает от шлака подине и стенкам ванны. Поэтому необходимо работать на режиме, устраняющем излишний перегрев штейна за счет достаточно большого расстояния между слоем штейна и электродами.
Потери тепла с газами составляют в тепловом балансе электропечи 25—26%. Благодаря малому количеству газов — 600—1200 м3 на тонну руды — и их низкой температуре (150—400°) потери тепла в газах электроплавки меньше, чем при шахтной и тем более отражательной плавке. Заметим попутно, что и пылевынос в электропечах значительно меньше. Очевидно, что герметизация печи может уменьшить количество газов, снизив соответственно потери тепла и пыли.
Потери тепла поверхностью печи укладываются в рамки 5—6%. Столь небольшие потери обусловлены низкой температурой внутренней поверхности свода, не превышающей 300—400°, и хорошей изоляцией подины и стен.
На потерях тепла, связанных с образованием электрических дуг, и мерах устранения этого нежелательного явления мы останавливались выше. Однако значительные потери тепла вблизи электродов бывают и при отсутствии дуг.
Скорость плавления шихты около электродов наибольшая, следовательно, поверхность расплава должна быстрее освобождаться от шихты. К тому же сильное бурление, происходящее вокруг электродов, отгоняет шихту, создавая кольцо обнаженной поверхности шлака шириной 20—50 см. Отсюда вывод: загрузку шихты надо производить ближе к электродам, чаще подавая ее в наиболее горячие зоны ванны.
Несмотря на отмеченные выше потери, тепловой коэффициент полезного действия электропечи составлял 55—60%. Такое высокое значение коэффициента обусловлено выделением тепла непосредственно в массе шлака, являющегося передатчиком тепла проплавляемой шихте.
За истекшее десятилетие тепловые показатели работы электропечи еще более улучшились. Действительно, в период составления теплового баланса электропечь, работавшая на напряжения 266,5 в при номинальной мощности трансформатора 7500 квт, имела электрический к. п. д. = 88—89%.
Между тем, по данным Промэнерго, относящимся к 1959 г., электрические потери на руднотермической печи комбината «Североникель», обследованной при напряжениях 380 и 500 в, полезной мощности 18025 и 19095 квт и оптимальном режиме, составили соответственно 4,6 и 2,68% от потребляемой мощности, в том числе в трансформаторе 1,25 и 0,80%, в короткой сети 2,38 и 1,33%, в контакте электрододержатель — электрод 0,83 и 0,46%, в электродах 0,17 и 0,09%. Cos φ составлял 0,952 и 0,984, а электрический к. п. д. 95,4 и 97,32%. Значительно улучшилась за это время и технология плавки.
Все вышеизложенное непреложно свидетельствует, что при наличии дешевой электроэнергии электроплавка сульфидных медно-никелевых руд и концентратов имеет ряд существенных преимуществ перед другими видами плавки. В условиях комбината «Североникель» стоимость плавки в ватержакетной печи в 2 1/4 раза выше, чем в электрической.
Надо также учесть более легкую возможность автоматизации управления электропечью, удобство обслуживания и, наконец, низкую стоимость ремонта, поскольку капитальный ремонт электрических печей производится обычно один раз в три-пять лет. И только отсутствие в том или ином месте достаточного количества дешевой электроэнергии может обусловить принятие иных решений.
В заключение напомним, что руднотермические электропечи комбината «Североникель» имеют зеркало ванны ~56 м2 при длине печи 12,8 м, высоту от пода до свода ~5 м, толщину свода 0,3 м, толщину боковых стен 0,805 м, торцовых 1,15 м, число самоспекающихся трех электродов диаметром 0,9 м при расстоянии между осями 3 м и длиной рабочей части также ~3 м; электроды крепятся в электрододержателях, система подвешивания уравновешенная, наращивание электродов производится без остановки печи.
Газы отводятся через отверстия в своде по двум газоходам, расположенным у торцовых стен печи. Печь имеет по три штейновых и шлаковых шпура, причем в работе одновременно находится по одному шпуру. Выход штейна составляет около 30% от веса рудной части шихты.
В 1959 г электропечи комбината «Североникель» плавя руду и концентраты со средним содержанием 2,08% Ni, 1,17% Cu и 0,074% Co, выдавали 12,4%-ный (по сумме металлов) штейн и отвальные шлаки с 0,057% Ni и 0,053% Cu. В штейн извлекалось 95,58% Ni, 93,75% Cu и 78,8% Co. Удельный суточный проплав составлял 31,3т, в том числе 25,4 т твердой шихты и 5,9 т оборотного жидкого шлака. На плавку одной тонны руды и концентрата расходовалось 872 квт*ч электроэнергии и 3,5 кг электродной массы.
На комбинате «Печенганикель», проплавляя руду и концентрат с суммарным содержанием никеля, меди и кобальта 3,2 и 6,6%, получали 10—10,5%-ный (по сумме этих металлов) штейн при извлечении никеля 96,1%. В результате ряда мероприятий: кладки стен в области жидкой ванны из хромомагнезитового кирпича (вместо магнезитового), увеличения толщины торцовых стен на один кирпич (т. е. с 690 до 920 мм), введения регулярных кратковременных местных ремонтов (в частности, горячего ремонта свода) и т. д. — кампания электропечей доведена до четырех лет. В апреле 1960 г. изучалась возможность плавки в электропечах комбината «Печенганикель» при нагрузке 23 и 25 Мвт.
Новая печь одного из комбинатов рассчитана на 32000 ква. Площадь ее 139 м2. Шесть электродов диаметром 1100 мм питаются током от двух трехфазных трансформаторов по 16500 ква.
На этой печи осуществлена и испытана оригинальная система загрузки с помощью течек, имеющих на нижних концах подвижные телескопические насадки. По мере расплавления шихты в течку из бункера поступает агломерат, а конус агломерата, образующийся под течкой, запирает ее нижний обрез. С помощью уровнемера шихта в бункере поддерживается на постоянной высоте. Таким путем загрузка печи полностью автоматизирована, устранены пылеобразование и выделение газа через течку.
Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн

Вторая особенность печи — автоматический перепуск электродов. Тормозная лента с каждой стороны зажата двумя парами колодок (рис. 40). Колодки эти приводятся в движение с помощью пневматического устройства (цилиндр — поршень) работающего от сжатого воздуха в 4,5 атм. Между колодками имеется пружина, сжимаемая в обычное время весом электрода. При сжатии внутренней колодки пневматическим устройством пружина сматывает с бобины тормозную ленту на величину перепуска электрода (~30 мм). Регулирование работы пневматического устройства производится исполнительным механизмом, работающим от ограничителя хода мантеля или вручную. Печь имеет ряд других отличительных черт.
Очевидно, что организация электроплавки рудных флотационных концентратов приведет к необходимости осуществления предварительных операций окатывания концентратов, сушки (а может быть поверх постной агломерации) гранул на спекательных машинах.
Конвертирование медноникелевых штейнов

Конвертирование медноникелевых штейнов, так же как продувка никелевых штейнов, заканчивается на стадии получения файнштейна. Ho в медноникелевых штейнах отсутствует металлическая фаза, в том или ином количестве неизбежная для штейнов никелевых; это обстоятельство делает процесс продувки медноникелевых штейнов аналогичным первой стадии конвертирования медных штейнов.
Продувка на черновой металл получила промышленное осуществление только при низком, по сравнению с медью, содержании никеля, т.е. в рамках медной ветви производства. Однако, как показала практика заводской работы, необходимое при этом удаление никеля требует передувки расплава и сопровождается получением неимоверно богатых шлаков с содержанием 12% никеля и 35% меди и извлечением в таковые из расплава 60% никеля и 13% меди.
В свою очередь при огневом рафинировании в шлаки примерно такого же состава наряду с 2/3 оставшегося никеля опять выводится около 4% общего количества меди. В настоящее время подобные шлаки направляются в никелевую ветвь производства — на конвертерный пере дел. К тому же следует учесть, что около 16% от общего количества меди, выдаваемого Норильской обогатительной фабрикой в металлургическое производство, поступает с никелевым концентратом рудной флотации в голову никелевой ветви; отсюда ясно, какое количество меди приходится пропускать через никелевый передел.
Половина этой массы меди заворачивается в никелевый передел а основном лишь потому, что при рудной селекции в медную ветвь попадает 1/10 часть общей массы никеля. Такой дорогой ценой содержание никеля в медных анодах снижается до 0,6%, но и этот никель существенно затрудняет работу медеэлектролитного цеха.
Медноникелевые файнштейны также могут быть продуты на металлический сплав, содержащий оба металла Термодинамические расчеты показывают, что помимо обычной для белого матта реакции Cu2S + 2Cu2O = 6Cu + SO2 в конвертере в условиях неравновесного процесса и при обычных температурах могут протекать реакции
Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн

Равновесие по двум последним реакциям сильнее сдвинуто влево, чем по первой реакции, и для протекания их требуется более высокая концентрация кислорода в массе расплава.
Как видно из рис. 41, при продувке файнштейна с относительно небольшим содержанием никеля наблюдается расслаивание металлической и сульфидной фаз; вследствие этого в ходе продувки скорость процесса и концентрация серы в сульфидной фазе, пока таковая существует, практически остаются постоянными.
При файнштейнах более богатых никелем (Cu:Ni < 2:1) расслаивания не происходит и растворимость металла в ванне становится неограниченной, очевидно, по мере продувки концентрация серы в расплаве и скорость реакции будут падать. В этом случае для получения металлического сплава с низким содержанием серы необходимы более высокая концентрация кислорода в ванне и большее время продувки. По мере удаления серы содержание кислорода в металле придется поднимать до 10% и более, а затем удалять приемами раскисления.
Передел сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на файнштейн

Второе затруднение, имеющее место при продувке файнштейна на металл, уже отмечалось выше: высокая температура плавления никеля. При продувке белого матта на черновую медь образуется продукт с температурой плавления более низкой, чем температура расплавленной массы в конвертере. При продувке богатого никелем медноникелевого файнштейна благодаря высокой температуре плавления никеля оказывается необходимым дополнительный подвод тепла, что усложняет осуществление этого процесса.
Таким образом, продувка медноникелевых файнштейнов на металл с содержанием серы ниже 2—3% возможна, но затруднения, приведенные выше, заставляют прекращать процесс на стадии файнштейна.
Для примера приведем выдержки из технической инструкции комбината «Североникель», характеризующие продувку медноникелевых электропечных и ватержакетных штейнов, а также штейнов от электроплавки конвертерных шлаков.
Продувка ведется в сорокатонных горизонтальных конвертерах 3,66х6,1 м.
В качестве флюса применяются дробленый кварцит крупностью не более 40 мм, содержащий не менее 75% SiO2, или кварцевый песок с содержанием SiO2 выше 60%. Холодными присадками служат штейновые корки, конвертерная пыль, крошки файнштейна, богатые оборотные металлосодержащие материалы (в том числе шлаки медной ветви производства) и т. д. Для регулирования температуры разрешается добавлять к кварциту бедную печенгскую руду.
Для максимального извлечения кобальта в файнштейн в период набора работают на бедной массе без холостых продувок. Набор штейна осуществляется из расчета выдачи 16—25 т файнштейна за одну плавку.
Перед сливом шлаков обязательно отстаивание расплава в конвертере в течение 2—5 мин. Конвертерные шлаки, содержащие не более 1.5% Ni и не менее 24% SiO2, подвергаются обеднительной плавке в специальных электропечах на кобальтсодержащий металлизированный штейн, возвращаемый на конвертирование.
Никелевый файнштейн, содержащий 40—48% Ni и 24—30% Cu, сливается в ковши, а из них небольшой струйкой через промежуточный прудок, задерживающий шлак, поступает в прудки медленного охлаждения, в которых происходят кристаллизация и остывание файнштейна, направляемого далее на флотационное разделение.
На комбинате «Североникель» из штейна с суммарным содержанием никеля, меди и кобальта 13—14% получают 73%-ный файнштейн. Извлечение металлов в файнштейн за 1959 г. составило: никеля 87,1% и меди 85,3%; потери металлов: никеля 0,83% и меди 1,13%, остальное количество металлов перешло в конвертерный шлак. На одну тонну файнштейна расходовалось 2,23 т кварцита и 13700 м3 воздуха. При среднем весе плавки 22,5 т продолжительность операции была 13,9 часа. В файнштейне содержалось 45,4% Ni, 26,8% Cu и 1,14% Co, в конвертерных шлаках 1% Ni, 0,7% Cu и 0,28% Co.
На Норильском комбинате в конвертер помимо 32—33%-ного штейна и обычных оборотов вводились в значительном количестве никелевые шлаки, содержащие ~12% Ni и 35—37% Cu и цементная медь цеха электролиза никеля. Прямое извлечение металлов в 73%-ный файнштейн составляло 88,9% Ni и 86,7% Cu при потере соответственно 1,3 и 2,9%; в шлаки перешло 9,9% Ni и 10,4% Cu. Благодаря значительно более богатым исходным материалам, продолжительность операции была примерно на 20% меньше, чем на комбинате «Североникель», а средний вес плавки составлял 40—43 т. Использование конвертера под дутьем было порядка 72%. Расход воздуха на тонну файнштейна 7270 м3.
На комбинате «Печенганикель» средний вес плавки также составил в 1959 г. 44,2 г, но так как работа велась на бедном 10—10,5%-ном штейне, то продолжительность операции в конвертере оказалась в среднем 31,7 часа.