» » Переработка бедных концентратов и оборотов
08.05.2015

Общие сведения

Оловянные руды многих месторождений имеют невысокое содержание олова и обогащаются с трудом. Получение из таких руд богатых концентратов связано часто с низким извлечением олова и большими затратами, что приводит к высокой стоимости олова.
Если ограничиться получением концентратов с небольшим содержанием олова, то извлечение его из руды может быть существенно улучшено, а затраты на обогащение при этом снижены.
Однако из разубоженных концентратов описанными выше способами выплавлять олово невыгодно. Для переработки такого сырья, а также бедных оловом оборотов или отходов требуются другие способы.
Из-за отсутствия рентабельных способов извлечения олова из бедного сырья часто приходится отказываться от разработки ряда месторождений олова, получение богатых концентратов из которых было нерентабельно, а также от переработки разных полупродуктов, хвостов от обогащения, бедных шлаков и оборотов, которые накапливаются в отвалах, а иногда безвозвратно теряются.
На крупных заводах, перерабатывающих большое количество концентратов, количество олова в шлаках и других отходах и оборотах даже при невысоком его содержании составляет ежегодно сотни тонн.
Поэтому разработка простых и дешевых способов извлечения олова из бедного сырья — весьма важная задача, решение которой позволило бы значительно расширить сырьевую базу оловянной промышленности.
К настоящему времени предложен ряд новых способов для извлечения олова из бедного сырья. Ниже изложены некоторые из них.
Гидрометаллургические способы

Способы, основанные на переводе олова в хлориды:
1) низкотемпературное хлорирование, при котором предварительно восстановленную шихту обрабатывают газообразным хлором при низких температурах (120—200°),
2) спекание оловосодержащих материалов с хлористыми солями в присутствии восстановителей при высоких температурах (850°).
3) высокотемпературное хлорирование с хлористыми солями в печи кипящего слоя.
Технологическая схема обработки оловосодержащих материалов газообразным хлором при низких температурах состоит в следующем. Перед хлорированием сырье шихтуют с углем (15—30% от веса исходного материала) и подвергают восстановительному обжигу при 830—880°. Для успешного хлорирования необходимо нацело восстановить все содержащееся в нем олово до металла,
Полузаводские испытания были проведены с шламами следующего состава, %:
Переработка бедных концентратов и оборотов

В трубчатой печи удавалось восстановить в среднем до 84% Sn (отдельные опыты показали до 95% восстановленного олова). Содержание CO в газовой фазе составляло 30—35%, давление в печи около 5 мм.
Лабораторные испытания показали, что при 850° в газовой фазе может содержаться 42% CO, а при 940° содержание CO повышается до 54%. Константа скорости реакции восстановления вычисляется по уравнению первого порядка
Переработка бедных концентратов и оборотов

Для температур 805, 865 и 915° константы соответственно равны 0,0219; 0,165 и 0,301. При хранении восстановленного материала на воздухе восстановленное олово окисляется, в связи с чем извлечение олова за короткое время снижается на 7—10%. Поэтому горячий огарок (800°) при выходе из печи охлаждают без доступа воздуха.
Охлажденный огарок хлорируют при темперfтуре порядка 120—200°:
Sn + 2Сl2 = SnCl4 + 127 ккал.

Олово, оставшееся в огарке в виде закиси SnO, хлорируется только частично:
2SnO + 2Сl2 = SnCl4 + SnO2,

поэтому необходимо полное восстановление SnO2.
Если при хлорировании поддерживать температуру примерно 150°, то при этом SnCl4 отгоняется от значительной части примесей, с ним удаляются AsCl3 и GeCl4.
Восстановленное железо, обычно содержащееся в обрабатываемых материалах, хлорируется только на 30—40% и остается в огарке вследствие низкой упругости хлоридов железа.
Отогнанное хлорное олово загрязнено примесями, поэтому его очищают от них, например, в ректификационной колонке. После очистки хлорное олово восстанавливают до металла цементацией, например цинком, или же электролизом разбавленных растворов с нерастворимым анодом.
При цементации получается губчатое олово, которое перед плавкой нужно хорошо промывать и брикетировать под давлением 200 атм. По предварительным данным, по этому методу расход хлора составляет 2,7—3,5 кг/кг олова
На основании данных полупромышленных испытаний, извлечение олова составляло около 85%, а в остатках содержалось около 0,25% Sn.
Этот способ необходимо доработать, чтобы снизить содержание олова в остатках. Нужны также испытания его с промпродуктами обогащения, а также с бедными концентратами.
Способ хлорирования с применением хлористого кальция основан на избирательном хлорировании олова при обжиге брикетов, состоящих из смеси оловосодержащего сырья, молотого хлористого кальция и угля, при 800—850°.
Процесс протекает по реакции
SnO2 + 2CaCl2 = SnCl4 + 2СаО.

Технологическая схема этого процесса применительно к бедному сырью состоит из следующих процессов
1) предварительного обжига для удаления серы и мышьяка.
2) смешивания огарка с 15—20% коксовой мелочи и хлористым кальцием, который берут с избытком из расчета 2,5—2,8 раза против содержания олова в огарке;
3) брикетирования шихты под давлением 200—400 кг/см2,
4) сушки брикетов при 250° до остаточной влажности ~0,5%;
5) обжига брикетов при 850° с расходом генераторного газа 500 нм3/т брикетов;
6) конденсации возгонов SnCl4 и примесей PbCl2, BiCl3, InCl3 и др.;
7) очистки конденсата от примесей;
8) гидрометаллургической переработки очищенного конденсата.
При полузаводских испытаниях с шламами обогатительной фабрики, содержащими 4—5% Sn, доказана возможность перевода в возгоны до 88—90% Sn. С учетом потерь при переделе возгонов общее извлечение в товарное олово составляло около 80%, причем содержание олова в огарке было 0,3%. По мнению исследователей, для рентабельности процесса содержание олова в перерабатываемых материалах должно быть не ниже 1,6%. Полузаводская проверка этого способа выявила большой расход электроэнергии, связанный с нагревом брикетов, что зависит от длительности этой операции.
Учитывая, что в настоящее время разные промпродукты и обороты содержат часто менее 1,5% Sn, возможность применения этого способа для бедных оловосодержащих материалов весьма ограничена.
Для осуществления возгонки олова в виде хлоридов в печи кипящего слоя шихту, состоящую из оловосодержащего сырья, хлористого кальция и угля, гранулируют при 150—200°, затем гранулы сушат до остаточной влажности 0,5—1,0%. Высушенные гранулы подают в печь кипящего слоя, где производится хлоридовозгонка при 750—800°. Хлоридные возгоны улавливают в водной среде и очищают от примесей, после чего хлоридные растворы перерабатывают на марочное олово.
Гранулы готовят размером 1—3 мм, скорость газа в печи около 0,65 м/см и расход газа до 40 м3/мин на 1 м2 площади пода. Расход хлористого кальция примерно 12%, угля 15—20% от веса шихты. В конденсате при улавливании возгонов содержатся SnCl2 и SnCl4 в отношении SnCb:SnCl4 = 2—3:1. Извлечение в возгоны может достигнуть 95%, а в чушковый металл—85%.
Среди других новых технологических способов переработки бедного сырья следует указать на спекание оловянистого сырья с сернистым натром для образования растворимых в воде тиосолей.
Согласно этому способу, смесь исходного материала с сульфатом натрия, углем и серой спекают во вращающейся печи при 850°. Спек выщелачивают водой. Олово в раствор переходит в виде ортотиостанната Na4SnS4, вольфрам — в виде окситиовольфраматов Na2WiOхSу. В небольших количествах в раствор переходят SiO2 и Al2O3, а железо и тяжелые цветные металлы, образуя нерастворимые сульфиды, полностью остаются в осадке.
Мышьяк и сурьма в основном удаляются с газами, но немного их все же переходит в раствор. Олово из раствора осаждается электролизом (с нерастворимыми анодами) при плотности тока 100—200 а/м2. Температура электролита 50—55°. Рекомендуемая концентрация олова в растворе 50 г/л. При электролизе применяют диафрагмы, так как образующиеся полисульфиды растворяют катодное олово, снижая выход по току. При испытаниях анолитом служил раствор соды, анодом — железная пластина, диафрагмы были сделаны из брезента. Католит перемешивали воздухом.
Остаточное содержание олова в растворе составляло 3—5 г/л, при чем к концу электролиза выход по току падал до 30—40%.
Авторы метода рекомендуют до концентрации олова в растворе 20 г/л применять плотность тока 200 а/м2, а затем снижать ее до 100 а/м2. При этих условиях среднее падение напряжения на ванне составляет 3 в, а выход по току 75%.
Большие затруднения при электролизе возникают при наличии в растворах мышьяка. Если в растворах содержится 0,5 г/л As3+, то на катоде преимущественно выделяется водород, но даже при содержании 0,05 г/л As3 осадки неудовлетворительны.
Для устранения вредного действия As3+ оказалось необходимым подвергать раствор электролитической обработке с применением оловянных электродов, полярность которых периодически изменяется. Осаждаемый на катоде вместе с оловом мышьяк при перемене полярности частично вновь растворяется с образованием As5+, а частично в виде SnAs выпадает в шлам.
После 6—8-час. обработки раствора при плотности тока 50 а/м2 раствор становится пригодным для осаждения олова.
При переработке по этому способу сырья, содержащего от 1 до 10% Sn и до 16% WO3, извлечение олова составляет 82—93%, а вольфрама 95%.
Следует отметить сложность этого способа, особенно при наличии мышьяка в сырье, что затрудняет и делает небезопасным процесс электролиза. Кроме того, как это отмечается авторами, в результате экспериментальных работ удалось получить олово только марки О3.
Плавка на возгон, вельцевание, плавка во взвешенном состоянии, обжиг в кипящем слое

Опытные плавки на возгон в шахтной печи, проведенные еще в 1933 г. на заводе «Красный выборжец», показали, что при переработке агломерированных шлаков, содержащих 0,6—0,8% Sn, 0,3—0,4% Pb, 9—12% Zn и 1—1,5°/о Cu, содержание олова в отвальных шлаках снижалось до 0,06%, а иногда и ниже. Однако общее извлечение олова было низким и составляло около 40% с учетом перехода его в железистый сплав, штейн и пыль В отдельных случаях извлечение достигало 50—60%.
При добавке в шихту сульфидизаторов из шлака, содержащего около 1 % Sn, извлекалось в возгоны до 83% олова.
На заводе Заксэнерц в Фрейберге (ГДР) производилась плавка на возгон шлаков, содержащих 1—1,5% олова. Шихту загружали в шахтную печь Руда состояла из шлака с 1—1,5% Sn (1000 кг), гипса (150 кг), известняка (150—200 кг) и кокса (300 кг).
При высоте сыпи 1,2—1,4 м и давлении дутья на фурмах 150—170 мм вод. ст. температура колошника достигала 700— 750°.
После холодильника газы проходили очистку от пыли в мешочных фильтрах.
В возгоны переходило в среднем 70% Sn при содержании олова в пыли 30%. В шлаках шахтной печи оставалось 0,1—0,4% Sn.
На том же заводе был осуществлен вельц-процесс, заключающийся в следующем. Шихту, состоящую из бедных концентратов и шлаков печей отражательной плавки и измельченную до 20 мм вместе с обо ротной пылью, мелким коксом, гипсом и сульфатом натрия, подавали во вращающуюся печь длиной 20 м, диаметром 1,8 м. Печь была футерована магнезитом в передней части толщиной 32 см, а в остальной — 25 см; между магнезитовой футеровкой и кожухом проложен шамотный кирпич толщиной 7 см.
При уклоне 2,3% печь делала 1 об/мин; длительность пребывания шихты 2—2,5 часа. Средний состав шихты; мелкого кокса 150 кг, гипса 60 кг, сульфата натрия 30 кг, бедных концентратов 300 кг, шлака отражательных печей 100 кг, пыли оборотной 150 кг.
Если в шихте содержалось около 25% Fe, добавляли кварцевый песок.
При пылеугольном отоплении распределение температур по длине печи было следующим в передней части (у форсунок) 1200°, в средине 1000° и в конце печи около 700°.
Олово при вельцевании возгонялось в виде SnS, образующегося за счет реакции между сульфидами натрия и кальция и восстановленным оловом. Пары сульфидов частью окислялись избыточным кислородом в потоке газов, уносящих из зоны печи пыль, SnS, SnO, SnO2. Образующийся одновременно FeS частично растворяет SnS, получается штейн и снижается переход олова в возгоны Поэтому снижение содержания железа в шихте приводило к повышению извлечения олова в возгоны.
При содержании 10% Fe в возгоны извлекалось 90% Sn. Основным недостатком в работе было образование кольцевых настылей в печи.
Расход материалов на 1 т олова составлял 2,2 т гипса, 1,1 т сульфата натрия, 5,5 т измельченного кокса, 5,5 т угольной пыли. Расход электроэнергии 1700 квт*ч.
В Дуисбурге на установке для вельцевания работала трубчатая печь длиной 30 м, диаметром 2,25 м. Для обжига возгонов применялась печь длиной 20 м, диаметром 1,4 м. На этой установке перерабатывали боливийские концентраты следующего состава: 14,9 и 18,7% Sn, 1,09 и 10,0% Pb, 0,6 и 17,3% ZnO, 10,7 и 33,9% FeO, 14,7 и 17,8% SiO2, 3,6 и 19,1% S.
Концентраты перед загрузкой размалывали в шаровых мельницах до крупности 6 мм. В шихту на 100 частей концентрата задавали 30—35 частей пирита и 35—40 частей коксовой мелочи. В остатках от вельцевания содержалось от 0,3 до 0,8% Sn, в некоторых случаях даже 0,1%. Состав пыли. 30—50% Sn, 4—20% Pb, 2—20% Zn, 3—5% S, 1 % Sb и 1 % As.
Пыль после обжига выщелачивали серной кислотой для удаления цинка, а из остатков выплавляли оловянносвинцовый сплав.
Несмотря на некоторые достоинства процесса вельцевания — возможность переработки мелких материалов, непрерывность работы печи и относительно небольшое число обслуживающих рабочих, он является трудным процессом и требует большого внимания, потому что возможно образование настылей, а содержание олова в остатках иногда составляет 1,5%, что вызывает необходимость дальнейшей их переработки.
Обжиг в кипящем слое применительно к переработке бедных оловянных концентратов проводили за рубежом в трехкамерной печи. В Гинцветмете испытания в кипящем слое проводили с шламами доводочной фабрики следующего состава, %:
Переработка бедных концентратов и оборотов

Количество их в шихте составляло 30%, пирита 20% и угля 50%. В связи с тем, что концентраты были весьма мелкими (80% — 325 меш), шихту предварительно окатывали, добавляя при этом раствор сульфит целлюлозного щелока (2% от веса шихты). Размер окатышей от -2 до +0,5 мм.
Процесс вели при 930—950°. Извлечение олова в возгоны было неустойчивым — оно распределялось между пылью в циклонах'И пылью мешочных фильтров Содержание олова в пыли циклонов было от 1,3 до 9%, в пыли мешочных фильтров от 7 до 22% Sn; в огарках оставалось 0Л2—0,65% Sn. При суточной производительности печи 4 т/м2 в пыль мешочного фильтра с содержанием 22% Sn извлекалось 80% Sn.
Дальнейшие испытания этого метода в полупромышленном масштабе позволили снизить содержание олова в циклонной пыли до 0,7—0,8% и повысить содержание олова в возгонах до 40—60%. При этом было получено извлечение олова в возгоны около 90%, производительность печи 5—6 т/м2 в сутки. Содержание олова в огарках колебалось в пределах 0,24—0,55%. Снижение содержания олова в циклонной пыли по сравнению с результатами ранее проведенных опытов было достигнуто за счет повышения температуры газов в циклоне до 700—800°.
В Институте металлургии при Фрейбергской горной академии испытывали плавку концентратов с 9—12% Sn во взвешенном состоянии. В шихту добавляли до 40% восстановителя и флюса. При температуре плавки 1350° отгоняли в виде закиси до 82% Sn. При тех же условиях извлечение олова в виде сульфидов достигало 92%. Для этого в шихту кроме восстановителя вводили 10—20% оловосодержащего штейна. В возгонах содержалось до 45% Sn, однако переработка их была затруднена из-за загрязнения мелкими фракциями концентрата.
Опытные плавки были продолжены с концентратами, которые содержали, %:
Переработка бедных концентратов и оборотов

Их измельчали до 0,1 мм, добавляли к первому 10% серного цвета и 50% известняка, а ко второму 20% того и другого.
При нагреве до 1500° в возгоны переходило 96% Sn. В шлаках при этом оставалось от 0,66 до 1,39% Sn. Опытная печь пропускала 14 т/м2*сутки концентрата, что значительно ниже производительности печей фьюмингования.
Приведенное авторами упомянутой работы сравнение расходов тепла на плавку во взвешенном состоянии (1800 ккал/кг шихты), при вельцевании (2300 ккал/кг) и при фьюминговании (1760 ккал/кг) хотя и приближенное, все же показывает, что по расходу топлива плавка во взвешенном состоянии находится на одном уровне с другими процессами.
Фьюмингование

Эффективным способом переработки бедного оловосодержащего сырья является фьюмингование, заключающееся в продувке расплава смесью угольной пыли (или другого восстановителя) и воздуха. Этот способ получил широкое распространение в промышленности благодаря ряду достоинств, к числу которых относятся: высокое извлечение металлов из бедного сырья и большая производительность печи, для которой возможно применять автоматику.
При фьюминговании отгоняются летучие сульфиды и окислы, а нелетучие переходят в штейны или восстанавливаются в сплавы,
Для фьюмингования большое значение имеют условия горения топлива, определяемые отношением количества вдуваемого воздуха к необходимому для полного сгорания топлива, или коэффициентом α. Изменяя коэффициент расхода воздуха, регулируют процесс фьюмингования, требующий в разные промежутки времени различных режимов.
Для улучшения извлечения олова в возгоны в шихту добавляют сульфидизаторы (пирит). Содержащееся в шихте железо переходит в сульфид, взаимодействующий с закисью олова. При добавках пирита протекают реакции:
Переработка бедных концентратов и оборотов

Возможно, что некоторая часть восстановленного олова сульфидируется непосредственно, однако, насколько можно судить по имеющимся данным, прямое сульфидирование олова невелико.
Продувка расплавов в присутствии восстановителя сопровождается взаимодействием восстановленных компонентов с окислами, силикатами и другими соединениями, содержащимися в шлаках. Физико-химические процессы, протекающие при фьюминговании, изучать трудно из-за сложности многокомпонентных систем — шлаковых расплавов
Изучению теории и практики фьюмингования посвящено сравнительно немного исследований: почти все они относятся к явлениям, протекающим при фьюминговании шлаков, содержащих цинк, свинец, медь и олово.
Лишь в единичных работах изучалось фьюмингование материалов, в основном содержащих олово. К ним относятся работы институтов «Унипромедь» и «Гипроникель».
Поведение олова при фьюминговании изучал А.И. Окунев, итоги его опытов были проверены термодинамическим анализом.
Переработка бедных концентратов и оборотов

Для реакции SnO2 + 2СО = Sn(ж) + 2СО2, которая является суммарной реакцией процесса восстановления окиси олова до металла SnO2→SnO→Sn, автор приводит значения изменения изобарного потенциала и константы равновесия, полученные путем сложения соответствующих приведенных величин, а для значения К — умножением.
Переработка бедных концентратов и оборотов

Все приведенные данные позволяют рассчитать равновесную упругость SnO для разных концентраций CO+СО2 в зависимости от температуры.
Следует учитывать, что активности компонентов жидких шлаков значительно отличаются от активностей чистых веществ, для которых были произведены термодинамические расчеты.
При оценке поведения олова в процессе фьюмингования Окунев объясняет известное ранее в практике невысокое извлечение олова в возгоны (около 30—35%) переходом части олова в сплав с железом. Он полагает, что наличие ZnO существенно улучшает отгонку олова:
Sn(ж) + ZnO(ш) = SnО(г) + Zn(т).

Таким образом, для улучшения извлечения олова, согласно мнению Окунева, нужно нацело восстановить SnO в шлаке в присутствии ZnO.
Приближенные термодинамические расчеты привели Окунева к выводу, что при этом можно отогнать почти все олово и что при соответствующем содержании цинка и олова в шлаке возможно их отгонку выполнить без применения сульфидизации, а для интенсификации процесса применять кислород и подогрев дутья.
Вернер и Костелов установили зависимость скорости улетучивания олова, свинца и цинка от продолжительности продувки шлаков.
Принимая постоянными температуру, давление, расход реагентов и обозначая скорость возгонки металла через v, а концентрацию окисла в шлаке в данный момент в молярных долях через [МeO], можно принять, что скорость улетучивания металла будет равна скорости восстановления металла из окисла:
v = K [МeО].

Скорость изменения концентрации равна отношению скорости улетучивания к весу шлака Р:
Переработка бедных концентратов и оборотов

Этим уравнением определяется зависимость между относительной концентрацией окисла металла в данный момент и временем продувки шлака. Построенные на основе этой зависимости графики показали, что оптимальное время продувки 2 часа.
Исследованиями Вернера, Баймакова и Костелова, как выше отмечалось, было установлено, что закись олова из шлаков вытесняется закисью железа из силикатных расплавов и что для перехода олова в возгоны не обязательно восстановление его до металла. Они построили шкалу восстановимости окислов, силикатов и синтетических шлаков (рис. 25).
Переработка бедных концентратов и оборотов

He отрицая возможности реакции Sn+ZnO=Zn+SnO, при низком коэффициенте расхода воздуха, близком α=0,5, и достаточно высоком содержании в шлаке ZnO авторы отмечают, что в заводских условиях продувка с низким коэффициентом α приводит к снижению температуры шлака и ухудшает возгонку.
Повышение извлечения олова достигается путем добавления сульфидизаторов. Этими авторами предложена следующая качественная схема процесса фыомингования при введении в шихту сульфидизаторов.
Согласно ионной теории шлаков, в силикатном расплаве имеются сложные сиботаксические группы, в которых сосредоточены катионы металлов и анионы кислорода. При введении сульфидов, не диссоциирующих на ионы, они также группируются в сиботаксические группы.
Константа равновесия реакции
Переработка бедных концентратов и оборотов

может быть представлена в виде
Переработка бедных концентратов и оборотов

Равновесие этой реакции при продувке сдвигается вправо за счет перехода летучих сульфидов в газовую фазу. Уносимое газовой фазой количество сульфида олова пропорционально концентрации SnS в шлаке. При постоянстве величины [Fe2+] максимальное значение [SnS] соответствует максимальной концентрации сульфида железа.
В этой работе был сделан вывод о возможности переработки методом фьюмингования ферросилиция и гартлингов при добавлении их в шлаки.
Испытания методом фьюминговании бедных оловянных концентратов (Шерловогорского, Хинганокого и Ярославского месторождений), а также кварцевых и шламовых хвостов доводочной фабрики оловозавода показали, что этим методом обеспечивается перевод в возгоны 95—98% Sn, в отвальных шлаках осталось менее 0,1% Sn.
В исходных материалах содержалось; 0,4—4%) Sn, 0,1—1,0% Pb, 0,1—0,8% Zn, 11,8—24,5% Fe, 0,1—14,8% S, 0,8—2,2% As, 0,3—3,2% СаО, 0,6—1,3% MgO, 8,7—48,6% SiO2, 5,9—10 3% Al2O3.
Условия фьюминтвания были следующими: длительность продувки 90 мин., коэффициент расхода воздуха α=0,7, расход угольной пыли 17—19%, расход пирита 5—10%; температура расплава 1225—1250°.
Возгоны содержали около 50—60% Sn.
Изучалось также фьюмингование смеси электропечных шлаков, хвостов доводочной фабрики и ферросилиция, содержавших: 0,4—3,6% Sn, 0,2—0,4% Pb, 0,3—6% S, 15,0—37,4% FeO, 30,3—48,0% SiO2, 1,5—10,1% CaO, 1,3—1,5% MgO, 5,7—12,4% Al2O3.
В шихту добавляли известь, кварцевый песок и около 2% каменного угля для восстановления трехвалентного железа до двухвалентного.
Средний состав приготовленных шихт следующий: 2,4—3,5% Sn, 22,0—27,8% FeO, 27,4—29,3% SiO2, 13,0—17,6% CaO, 1,0—2,6% MgO, 7,7—9,8% Al2O3.
Расчетная кислотность 1,4—1,7. Низкое содержание закиси железа восполнялось окисью кальция.
Опытные продувки в заводской печи дали извлечение олова в возгоны 92—94%, а иногда до 98%.
Передел слагался из нижеследующих стадий: набор шлака и разогрев 30 мин., α=1,0; восстановление и сульфидирование 60 мин., α=0,8—0,83; разогрев 10 мин, α=1,0; восстановление и сульфидирование 40 мин., α=0,8/0,83; разогрев и выпуск 10 мин., α=1,90, всего 150 мин. Вероятно, возможно сокращение продолжительности цикла до 120 мин. Расход угольной пыли составил 24%, пирита 6%.
Проведенные опыты показывают, что при фьюминговании упомянутых выше материалов необходимо применять дутье с большим а, чем это принято при фьюминговании свинцово-цинковистых шлаков, где он в среднем составляет 0,6—0,7.
При фьюминговании наблюдается недожог угольной пыли, выносимой вместе с возгонами, который достигает иногда 20% от общего расхода.
Переработка бедных концентратов и оборотов

Расчеты показывают, что потери тепла с отходящими газами и вследствие недожога топлива составляют более 50%, поэтому следует обращать внимание на утилизацию тепла газовой фазы.
Фьюмингование проводят в кессонированных печах (рис. 26), на огневой стороне стенок шахты устанавливают стальные штыри, способствующие образованию гарниссажа.
Большое достоинство фьюмингования — высокая производительность печей, достигающая 30—40 т/м2 пода в сутки.
Для дальнейшего улучшения показателей процесса фьюмингования представляет интерес применение жидкого или газообразного топлива.
Эта замена могла бы упростить процесс, поскольку отпала бы необходимость в специальном приготовлении угольной пыли.
Некоторые данные о поведении редких элементов в этом процессе были получены при фьюминговании шлаков следующего состава:
Переработка бедных концентратов и оборотов

В возгоны переходило 80—90% Ge и 86—88% In.
Содержание индия в возгонах колебалось в пределах 60—100 г/т, а германия 70—300 г/т в зависимости от качества угольной пыли, применяемой при продувке.
Таким образом, фьюмингование позволяет в десятки раз увеличить концентрацию редких металлов в возгонах. Оно является перспективным процессом в металлургии олова, позволяющим во многих случаях успешно перерабатывать бедное оловом сырье.