Кипящий слой
в цветной
металлургии
Москва «МЕТАЛЛУРГИЯ»1978
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

УДК 669.2:66.096 .5
Рецензент докт.техн,наукА♦Л.Цейдлер
Д. Н. КЛУШИН, Э. Я . СЕРЕБРЕННИКОВА, А, Д. БЕССЕР/
Ф. А. МЫЗЕНКОВ, Г. Я . ЛЕЙЗЕРОВИЧ, М. С . ЗАК, Г. М . ГОРДО!
3. Л. БЕРЛИН
УДК 669.2 : 66.096 .5
Кипящий слой в цветной металлургии» М.,
«Металлургия», 1978.
280с.КлушинД.Н., Серебренникова Э.Я -, Б е с -
сер А.Д.,МызсиковФ.А.идр.
Обобщены исследования
и
практический опыт применения
метода кипящего слоя в цинковой, медной, никелевой, кобальтовой
и других подотраслях цветной металлургии Советского Союза и за
рубежом. Приведены сведения о новом направлении в применении
кипящего слоя — хлоридвозгоночном обжиге. Дается описание
аппаратов КС различной конструкции. Кратко изложены основы
кинетических и
гидродинамических закономерностей и условий
тепло- и массообмена в исевдоожиженных системах.
Книга рассчитана на широкий круг научных и инженерно-
технических работников цветной металлургии. Может быть полезна
студентам металлургических и химических вузов. Ил. 107. Табл. 36 .
Список лит. 406 назв.
© Издательство «Металлургия», 1978
„ 31004—088 ^
К
040(01)—78
73
~
78
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ПРЕДИСЛОВИЕ
решениями XXV съезда КПСС, определившими основные на-
правления развития народного хозяйства СССР на 1976—1980 гг.,
предусматривается интенсификация существующих и разработка
новых прогрессивных процессов производства цветных и редких
металлов. Одним из прогрессивных направлений при переработке
руд и концентратов цветных и редких металлов в цветной метал-
лургии является применение кипящего слоя.
В Советском Союзе исследования по применению кипящего
елоя в цветной металлургии были начаты в 1946 г. в Гинцветмете
род руководством Г. Я. Лейзеровича, а первая полупромышленная
йечь КС для обжига цинковых концентратов по проекту Гинцвет-
цета сооружена на заводе «Электроцинк» в 1951 г. Исследования,
проведенные на этой печи Г. Я . Лейзеровичем, И. В . Бабиной
В Э. Я - Серебренниковой, выявили огромные преимущества про-
цесса обжига в печах КС по сравнению с обжигом в механических
многоподовых печах и положили начало их широкому внедрению
в отечественной цинковой промышленности. Одновременно с этим
в Гинцветмете, ВАМИ и ряде других организаций проводились
широкие лабораторные и укрупненно-лабораторные исследования
по применению кипящего слоя для окислительного обжига мед-
ных, медно-цинковых, пиритных, пиритово-кобальтовых, никеле-
вых концентратов, ртутных и других руд. Несколько позже были
развернуты исследования по осуществлению восстановительного,
сульфидирующего, хлоридовозгоночного и других видов обжига
в аппаратах КС. Все эти исследования в дальнейшем послужили
основой для внедрения их в производство.
К указанному периоду относится также начало исследований
по применению кипящего слоя в других отраслях народного хо-
зяйства Советского Союза, а хакже начало разработок двух-,
трех- и многокамерных аппаратов КС.
В настоящее время аппараты КС получили широкое приме-
нение в различных отраслях народного хозяйства нашей страды
и за рубежом и область их применения непрерывно расширяется.
Эти аппараты являются наиболее прогрессивными из всех извест-
ных в настоящее время устройств, применяемых для осуществления
разнообразных физико-химических, тепловых и других процессов
в системах газ—твердое вещество—жидкость.
В последние годы получили развитие исследования основных
закономерностей процессов и аппаратов виброкипящего слоя,
позволяющие расширить диапазоны применяемых скоростей газо-
вых потоков и материалов широкого гранулометрического состава.
Применение аппаратов виброкипящего слоя позволит осуще-
ствлять различные физико-химические процессы. Область приме-
нения этих аппаратов будет также расширяться.
Данная книга является первой попыткой обобщения материала,
накопленного в области изучения, разработки и применения про-
3
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

цессов* протекающих в аппаратах КС, в одной из основных от-
раслей тяжелой промышленности — цветной металлургии.
В связи с тем что в последние годы вышло в свет несколько
монографий, посвященных достаточно глубокому освещению как
теоретических основ процессов в кипящем слое, так и их аппара-
турному оформлению (Забродский С. С . Высокотемпературные
установки с псевдоожиженным слоем. М., «Энергия», 1971; Разу-
мов И. М. Псевдоожижение и пневмотранспорт сыпучих материа-
лов. М., «Химия», 1972; Псевдоожижение. Под ред. И . Ф . Дэвид-
сона и Д. Харрисона. Пер. с англ. М., «Химия», 1974; Основы
металлургии. Т . VII. М., «Металлургия», 1975), было признано
целесообразным в данной книге эти вопросы не рассматривать.
В книге обобщен отечественный и зарубежный промышленный
опыт, а также наиболее интересные данные о научно-исследова-
тельских и опытно-конструкторских работах.
Предисловие, главы V, VI, VIII—XII, XV написаны Д. Н . Клу-
шиным; главы I, II —А. Д. Бессером; главы III, IV, XIII —
Э. Я. Серебренниковой; глава VII — Ф. А . Мызенковым; гла-
ва XIV — Г. Я. Лейзеровичем и М. С. Заком; глава XVI —
3. Л . Берлиным; глава XVII — Г. М. Гордоном.
Все замечания, рекомендации и предложения по данной книге
будут приняты авторами с благодарностью.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Глава I
ЦИНКОВАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
Исследования, проведенные в Советском Союзе и за рубежом,
а также накопленный производственный опыт свидетельствуют
о широких возможностях применения в цинковой промышленности
'метода кипящего (псевдоожижейного) слоя для переработки раз-
личного дисперсного сырья (флотационных концентратов, пром-
продуктов, пылей и т. д .). В технологических переделах получе-
ния цинка и попутной продукции нашли практическое применение
или использованы для лабораторных и опытных разработок раз-
личные модификации процессов и аппаратуры кипящего слоя
[1-3].
1. ХАРАКТЕРИСТИКА ЦИНКОВОГО СЫРЬЯ
Основным сырьем для производства цинка в мировой практике
являются монометаллические сульфидные концентраты и лишь
отдельных случаях — окисленные руды и промпродукты.
^
Наиболее распространенными примесями цинковых концен-
tpaTOB являются свинец, медь, железо, кадмий, кремний, окись
кальция. Кроме того, в концентратах часто в заметных количе-
ствах присутствуют селен, теллур, германий, галлий, таллий,
кцдий, а также благородные металлы. При значительном содержа-
нии какого-либо металла цинковые концентраты могут служить
сырьем для его получения. Так, для производства кадмия цинко-
вые концентраты являются одним из основных источников. Боль-
шинство отечественных цинковых заводов характеризуются вы-
сокой комплексностью использования сырья, а лучшие из них
извлекают 15— 17 компонентов.
К наиболее вредным примесям цинкового производства отно-
сятся свинец, железо и кремнезем. Совершенствование технологии
обогащения и реагентов в последние годы, внедрение современ-
ного дробильно-размольного и обогатительного оборудования,
передовые методы труда позволяют в большинстве случаев снизить
содержание свинца до 1,0—1,5% и кремнезема"—до^1,5—2,0%,
что приемлемо для гидрометаллургической технологии цинкового
производства. Однако вовлечение в переработку большого коли-
чества руд, содержащих кристаллически изоморфные сульфиды
цинка и железа в форме марматита или христофита, привело
к заметному повышению содержания железа в цинковом сырье.
Концентраты представляют собой тонкодисперсный продукт
с размером частиц менее 200 мкм. Тонина помола определяется
в каждом конкретном случае минералогической спецификой
месторождения, причем имеет место тенденция повышения дисперс-
ности цинковых концентратов.
5
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Плотность цинковых концентратов в зависимости от состава
колеблется от 3,4 до 4,3 г/см
3
, насыпная масса — от 1,9 до 2,9 г/см
2
,
удельная поверхность -от 43 до 82 м2/кг 14]. Температура на-
чала частичного оплавления цинковых концентратов зависит от
химического и минералогического состава. Большинство отече-
ственных концентратов начинает оплавляться при температуре
от 1000 до 1100JC. Влажность концентратов, поставляемых оте-
чественным заводам, колеблется от 10 до 15—16%. С внедрениехМ
контейнерной перевозки концентратов все чаще начинают приме-
нять их подсушку непосредственно на обогатительных фабриках,
что экономически целесообразно.
Происходящие при обжиге цинковых концентратов процессы представляют
собой сложные гетерогенные взаимодействия различных сульфидов сырья с ки -
слородом воздуха, а также с твердыми и газообразными продуктами обжига.
Изучению механизма процесса окисления отдельных сульфидных мине-
ралов, искусственно приготовленных или природных чистых сульфидов тяжелых
цветных металлов и их смесей посвящено значительное количеств о работ, но
и до настоящего времени нет единой точки зрения по данному вопросу. В послед-
нее время получает все большее подтверждение, по-видимому, наиболее вероят-
ная точка зрения, согласно которой при низкотемпературном окислении суль -
фидов (для цинковых концентратов — при температуре до 700—750° С) образу-
ются преимущественно сульфаты, а при более высокой температуре — в основ-
ном окислы.
Таким образом, при современном состоянии данного вопроса можно лишь
утверждать, что при окислении сульфидного сырья путем создания соответствую-
щих условий обжига можно получить в качестве конечного продукта окислы
или сульфаты.
При окислительном обжиге цинковых концентратов в кипящем слое на гид-
рометаллургических заводах принята температура обжига в пределах 900—
1000° С и избыток воздуха 20—30% от теоретически необходимого количества
для полного окисления сульфидов. В этих условиях в продуктах обжигав *ается
1,5 —3% сульфатной серы, необходимой в дальнейшем для компенсации потерь
серной кислоты в гидрометаллургических переделах, а основная часть серы
переходит в газовую фазу в виде сернистого и частично серного ангидрида в со-
отношении, зависящем от температуры и концентрации кислорода. Процесс
диссоциаций серного ангидрида описывается уравнением
Согласно данным исследований окисления сульфидов [5], при окислительном
обжиге цинковых концентратов в условиях хорошего тепло-и массообмена,
присущих псевдоожиженному состоянию дисперсных материалов, подвод кисло-
рода к высокоразвитой поверхности зерен, отвод продуктов реакции и внешняя
диффузия благодаря высокой скорости газового потока относительно поверх-
ности концентрата не лимитируют скорости окисления. Она определяется кри-
сталло-химическими превращениями и диффузией внутри зерна.
Ф. М . Лоскутов предложил определять скорость окисления сульфида цинка
по формуле
2. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ОБЖИГА
ЦИНКОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
ig Кр=
-
- 2,222 lg Т -1 - 14,585.
(1)
т
6
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

где х — десульфуризация за время т;
а — значение х при обжиге намертво;
К — постоянная величина;
S — общая поверхность реагирующих зерен сульфидов.
Это уравнение удовлетворительно описывает гетерогенные реакции первого
ядрядка, протекающие в кинетической области.
Кинетику окисления минералов сульфида цинка в зависимости от темпера-
%туры, концентрации кислорода в газовой фазе и размера исходного зерна изу-
чали многие исследователи. В работе [4] приведен ряд эмпирических формул
расчета скорости окисления сульфида цинка в зависимости от указанных выше
параметров. На рис. 1 приведен график влияния температуры на скорость окис-
ления сульфида цинка воздухом. Как следует из хода кривой, до 700° С процесс
в основном протекает в кинетической области, а выше этой температуры — в диф-
фузионной.
Повышение концентрации кислорода в дутьевом воздухе заметно увеличивает
скорость окисления сульфида. Зависимость скорости реакции от парциального
давления кислорода в газовой фазе
удовлетворительно
описывается
урав-
нением типа
vp=Крп
,
(3)
* где fp — скорость реакции;
р—
парциальное
давление
кис-
лорода;
п — порядок реакции п ^ 1;
К — постоянная величина.
Важную роль
при
обжиге
цинко-
вых
концентратов
играют
процессы
феррито- и силикатообразования, так
как цинк, связанный в феррит, при
обычно
принятых
температурах
обжи-
рис ,
1. Зависимость
скорости
окис-
га (950—980° С) имеет низкую раство- ления сульфида цинка воздухом v от
римость при сернокислотном выщела-
температуры t
чивании, а образующиеся в этих ус-
ловиях силикаты цинка, напротив, хорошо растворимы и кремнезем перехо-
дит в раствор в труднофильтруемой коллоидной форме.
.
До последнего времени, исходя из применяемой технологии обжига, ус-
ловия образования и разрушения ферритов цинка изучали при температуре
до 1000° С. Так, в лабораторных условиях исследовали [6J ферритообразование
при взаимодействии смеси ZnO'ZnS и Fe2Og в соотношении от 1,0 ; 0,о до 1 i 2,
Продолжительности прокалки 2—4 ч и температурном интервале 500—900° С.
Было установлено, что процесс образования феррита цинка завершается при
700—750° С и продолжительности опыта 2 ч. В работе [6] сообщается о влиянии
добавок CaO, СиО, РЬО и А1203 на уменьшение степени ферритообразования.
В лабораторной печи КС изучали условия образования ферритов при обжиге
смесей ZnO + Fe203 и ZnS + Fe203 в интервале температур 550—900° С [7].
Установлено, что при 750° С количество связанной в феррит окиси цинка состав-
ляло 7%, при 800° С —20%. Максимальной степень образования была при эк-
вимолекулярных соотношениях реагирующих компонентов. Важную роль иг-
рало время контакта между реагирующими компонентами, так как р еакция
ферритообразования твердофазная. Поэтому увеличение расхода воздуха, посту-
пающего в печь КС (т. е. увеличение порозности кипящего слоя), приводило
к сокращению количества цинка в ферритной форме. Характерно, что повышение
концентрации сернистого ангидрида в газовой фазе до 25% уменьшало количе-
ство ферритов вдвое.
Использование высокотемпературного обжига (свыше 1000° С) с целью
интенсификации окисления сульфидных цинковых концентратов стимулировало
исследование механизма проходящих при этом процессов. Так, повышение рас-
творимости цинка из огарка, полученного при высокотемпературном обжиге
7
у^мг/мин
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

[8], объясняется тем, что при температуре 1100—1150° С частично происходит
термическая диссоциация образовавшегося феррита цинка по реакции
3 [ZnO-FeaOg] = 3ZnO + 2 IFeO-Fe203] + 0,502.
(4)
Предполагая, что сульфидная сера в продуктах обжига целиком связана
с цинком в форме сфалерита, а остальной нерастворимый цинк — с железом
в форме
метаферрита,
предлагается определять степень ферритообразования
по формуле
1,708 (%Zno6m — °/oZnPacT—2>039%Ss) #
%Fe
Сообщается [8], что в огарке печей КС завода в Ла-Оройя (Перу) при тем-
пературе 1150° С количество нерастворимого феррита цинка на 14% меньше,
чем при 950° С.
Согласно другой точке зрения, при повышении температуры и удельной
производительности обжига время пребывания огарка в слое (т. е. в зоне кон-
такта при высокой температуре) уменьшается и поэтому возможность протека-
ния твердофазной реакции ферритообразования снижается [7].
Проведенные в Гинцветмете исследования [9] показали, что, по-видимому,
"существенное повышение степени извлечения цинка при выщелачивании огарков,
полученных при увеличении температуры обжига выше 1000° С, обусловлено
в первую очередь изменением структуры кристаллической решетки феррита цинка,
т. е. частичным переходом его в так называемую «обращенную» форму, более
растворимую в серной кислоте.
Феррит цинка, полученный при температурах 600—1000° С, имеет струк-
туру нормальной шпинели, практически немагнитен и плохо растворим в серной
кислоте. В его кристаллической решетке в 8 тетраэдрических узлах располо-
жены ионы цинка, а в 16 октаэдрических — ионы трехвалентного железа. Од-
нако известно, что ряд ферритов (например, ферриты никеля, хрома и т.д.)
имеют «обращенную» структуру решетки, когда ионы двухвалентного металла
занимают 8 из 16 узлов октаэдра, а остальные узлы октаэдра и все 8 узлов тетра-
эдра беспорядочно заполняют трехвалентные ионы. В практике чаще всего ветре*
чаются ферриты, состоящие из нормальной и «обращенной» форм в соотношении,
ойределяемом условиями получения. «Обращенные» шпинели существенн о от-
личаются по свойствам от нормальных, в частности, они магнитны. Известна
«обращенная» форма и для феррита цинка [10].
Исследованиями
(9],
проведенными
радиочастотным
методом,
показано,
что магнитная проницаемость феррита цинка при прокалке его в интервале
температур от 950 до 1150° С возрастает. Ферромагнетизм наблюдается также
в цинковых огарках, полученных при температуре выше 1000° С и резко зака-
ленных для предотвращения обратной реакции. Меру «обращенности» феррита
цинка при прокалке образцов в температурном интервале 950—1200° С опреде-
ляли на дифрактометре УРС-50 со сцинтилляционным счетчиком при напря-
жении 25 кВ и силе тока 10 А по изменению параметра элементарной ячейки.
Показано, что выше температуры 1000° С количество «обращенной» формы фер-
рита цинка заметно растет.
Одновременно с этим микроскопический анализ прокаленных образцов
показал увеличение количества фазы, характеризующейся просвечивающимися
внутренними рефлексами, по отношению к фазе без таких рефлексов, идентифи-
цированной с исходным образцом, при повышении температуры прокалки. Тем
самым подтверждается переход части феррита цинка в «обращенную» форму,
обладающую магнитными свойствами и более растворимую в слабой серной
кислоте. На рис. 2 приведена зависимость растворимости ц инка из феррита от
температуры прокалки.
Показано также [9, 11 ], что повышение температуры от 900 до 1150° С при
одинаковой
продолжительности
обжига
увеличивает
относительную
степень
ферритообразования при взаимодействии окислов цинка и железа, однако на
абсолютную величину образования феррита (т. е. на скорость взаимодействия)
8
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Щ
20
р,ммрт ст.
200
существенное влияние оказывает активность
исходного
гематита, зависящая
от температуры его предварительной прокалки.
В гидрометаллургии цинка при фильтрации кеков серьезное затруднение
вызывает коллоидный кремнезем, переходящий в раствор из силикатов цинка
к свинца. Снижение содержания Si02 в цинковых концентратах, достигаемое
путем применения дорогостоящих перечисток при обогащении, разработка спе-
циальных режимов выщелачивания высококремнистых огарков и использование
fлoкyлянтoв несколько снижает остроту проблемы, но не решает ее окончательно
1,3].
* Исследования [12—14] показали, что при обжиге цинковых концентратов
образуются ортосиликат цинка (скорость образования которого в присутствии
соединений свинца повышается), простые силикаты свинца и сложные си ликаты
15
10
900 950 1050 115Q
t,°C
Рис.
2. Зависимость
содержания
кислоторастворимого цинка в про-
дуктах
прокалки
феррита
цинка
от температуры прокаливания
la
I
F
/
CdSI
1
!_
//
1000120060080010001200
t'C
Рис 3. Зависимость давления насыщен-
ного пара свинца (а) и кадмия (б) и их сое-
динений от температуры
обоих металлов с нерудными минералами. Главная роль в образовании рас-
творимого кремнезема принадлежит ортосиликату цинка и силикатам свинца.
Скорость и степень образования силикатов возрастает с повышением темпера-
туры обжига и времени пребывания материала в зоне высоких температур. Так,
содержание кислоторастворимого кремнезема в пылях печей КС заметно ниже,
чем в огарке с порога [14].
При обжиге цинковых концентратов, кроме указанных выше взаимодействий,
происходят и другие процессы: диссоциация высших сульфидов и карбонатов,
окислительно-восстановительные
реакции
между компонентами
шихты,
воз-
гонка летучих соединений и т. д. Некоторые из этих процессов имеют самостоя-
тельное значение и используются практически. Так, для очистки цинкового
сырья от примесей свинца, кадмия и редких металлов и концентрирования их
в тонких пылях в ряде случаев при обжиге или агломерации создают условия
для возгонки этих металлов и их соединений.
Практика возгоночных процессов в цветной металлургии позволяет утверж-
дать, что обычно достаточно достигнуть давления паров 5—10 мм рт. ст. В част-
ности, это положение относится к летучести соединений свинца и кадмия. На
рис. 3 приведены зависимости давления насыщенного пара свинца и кадмия и
их соединений от температуры.
Однако успешное проведение процесса возгонки лимитируется не только
летучестью. На него оказывает существенное влияние газовая среда, гидроди-
намические условия обжига, т. е. условия контакта между фазами, скорость
химического
взаимодействия между компонентами,
поверхность реагирующих
веществ и т. д.
Одним из факторов, определяющих процесс возгонки свинца, кадмия и не-
которых редких металлов, является состав газовой фазы. Ряд исследований,
9
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

проанализированных в работе [1], показал, что возгонка из цинковых концен -
тратов свинца в среде азота, двуокиси углерода и сернис того ангидрида про-
ходит успешно при температуре 1000° С и выше и резко замедляется в окисли-
тельной среде Из этого делается вывод, что возгонка свинца в основном про -
исходит в форме сульфида.
В связи с разноречивостью мнений о механизме возгонки кадмия в Гин-
цветмете были проведены лабораторные исследования возгонки сульфидов свинца
и кадмия в нейтральной среде (азот) и среде различных смесей азота с кислоро-
дом, а также с 15% сернистого ангидрида. Исследования имитировали условия
обжига цинковых концентратов [15]. Температурный интервал при исследова -
нии приняли от 960 до 1080° С. На основании полученных результатов было
высказано предположение о том, что как в нейтральной, так и в окислительной
среде в исследованном интервале температур происходит с ублимация суль-
фида
свинца.
Кажущаяся
энергия
активации
PbS составляет
около
40 000 кал/моль.
Исследования возгонки сульфида кадмия проводили в нейтральной и окисли-
тельной средах, но количество кислорода в смеси с азотом последовательно уве-
личивали до 1, 3, 5, 7 и 10% (объемн). Полученные результаты позволили сде-
лать вывод о сублимации сульфида кадмия в нейтральной среде и выбранном
интервале температур. Кажущаяся энергия активации возгонки CdS в среде азота
составила 47 850 кал/моль.
Однако в окислительной среде механизм возгонки заметно изменялся, на
что указывает изменение кажущейся энергии активации и анализ полученных
продуктов (химический, фазовый, рентгеноструктурный
и
микроскопический).
По-видимому,
происходит
образование
легколетучего
металлического
кадмия
в результате идущих последовательно реакций.
Скорость возгонки кадмия в этом случае лимитируется скоростью реакции
окисления (6), которая в свою очередь зависит от концентрации кислорода в га -
зовой фазе.
Для каждого изотермического режима в исследованном пределе температур
существует оптимальная концентрация кислорода, количественно возрастающая
с повышением температуры обжига. Для интервала температур 960—1080° С
оптимальная концентрация кислорода в газовой фазе изменялась от 4,6 до 8,7%.
Показано также, что присутствие в газовой фазе до 15% S02 не влияет на меха-
низм и скорость возгонки сульфидов свинца и кадмия.
Полученные данные позволили рекомендовать совместную отгонку свинца
и кадмия из цинковых концентратов при температуре около 1100° С в нейтраль-
ной среде. Такой средой могут служить внутрипечные газы в зоне загрузки
шихты обжиговых печей КС, содержащие 15—16% сернистого ангидрида и прак-
тически лишенные кислорода.
В работе [16] дано описание исследования возгонки свинца, цинка и кадмия
из полиметаллических руд применительно к плавке во взвешенном состоянии.
Интервал температур при опытах составил 900—1400° С, газовой средой явля-
лись аргон, окись углерода, двуокись углерода и сернистый ангидрид, а для
ZnS и CdS еще и водород.
Сопоставление влияния газовой фазы на возгонку PbS, ZnS и CdS по харак-
теру полученных зависимостей и величинам кажущихся энергий активации
привело автора работы [16] к выводу о том, что механизмом возгонки сульфида
свинца во всех средах является сублимация. Механизм же возгонки сульфидов
цинка и кадмия в среде нейтральных и восстановительных газов различен, В ней -
тральной среде сублимируют оба, а в восстановительной среде происходит резкое
возрастание скорости улетучивания благодаря появлению легколетучей метал-
лической фазы. Полученные выводы и величины кажущихся энергий актива -
ции процессов возгонки сульфидов свинца и кадмия близки к результатам
работы [15].
CdS + l,502- CdO + SO<
CdS+2CdO-3Cd+S02,
2»
(6
)
10
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

3. ОБЖИГ ЦИНКОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
НА ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ЗАВОДАХ
Обжиг цинковых концентратов в кипящем слое был разработан
в Гинцветмете в 1946—1949 гг. под руководством Г. Я . Лейзеро-
вича, прошел полупромышленную и опытно-промышленную про-
верку на заводе «Электроцинк» и к 1960 г. был внедрен на этом
заводе и на всех действующих в то время цинковых заводах Совет-
ского Союза [4].
Первоначально печи КС были переоборудованы из многоподо-
вых, что обусловило их конструктивные особенности и размеры,
во многом предопределило расположение печей в корпусах старых
цехов, их транспортные связи, возможности применения аппара-
туры охлаждения газов и пылеулавливания. Однако и в этих усло-
виях благодаря непрерывному совершенствованию технологии
я модернизации аппаратуры обжиговые переделы отечественных
заводов находились на достаточно высоком техническом уровне.
На новых отечественных заводах печи КС построены с учетом опыта
эксплуатации существующих обжиговых цехов и научно-техниче-
ских достижений последних лет.
Все построенные в последнее десятилетие зарубежные гидро-
металлургические цинковые заводы также применяют обжиг
только в печах КС, а по сообщениям периодической печати в на-
стоящее время идет переоборудование ряда старых предприятий
с целью осуществления этого процесса. Так, самый крупный в мире
цинковый завод «Трейл» (Канада), долгие годы успешно приме-
нявший обжиг во взвешенном состоянии с обогащением дутья
кислородом', построил в настоящее время две высокопроизводи-
тельные печи КС для переработки на каждой до 500 т концентрата
в сутки.
Разработка обжига цинковых концентратов в кипящем слое
определила направление научно-технического прогресса передела
подготовки материала к гидрометаллургической переработке на
все последующие годы. Применение печей КС для окислительного
обжига цинкового сырья позволило резко сократить капитальные
и эксплуатационные затраты на передел по сравнению с другими
способами обжига, а также существенно улучшить санитарно-
гигиенические условия труда обслуживающего персонала и пре-
кратить выброс вредных веществ в атмосферу.
Обжиг подсушенных концентратов на воздушном дутье
На цинковых заводах, как правило, перерабатывают смесь
концентратов нескольких обогатительных фабрик, часто значи-
тельно отличающихся но химическому составу. При применении
обжига негранулированных концентратов подготовка шихты
обычно заключается в следующем. Концентраты разных месторо-
ждений и оборотные материалы шихтуют послойно на бетониро-
ванной площадке и два-три раза перемешивают с помощью грей-
1
1
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ферного крана. Как показывает периодическим анализ химиче-
ского состава шихты, после такого перемешивания и внутрицехо-
вой транспортировки достигается удовлетворительное усреднение
смеси.
При составлении шихты, т. е. определении соотношения кон-
центратов, принимают во внимание содержание в каждом из них
полезных компонентов как основных (цинк, сера), так и со-
путствующих (кадмий, Золото, серебро, редкие металлы и т. д .),
наличие вредных примесей (железо, кремнезем), гранулометриче-
ский состав и стоимость каждого концентрата.
В схему подготовки шихты часто включают магнитную сепа-
рацию из-за попадания в концентраты при транспортировке
различных металлических предметов.
Цинковые концентраты хорошо транспортируются и не зави-
сают в бункерах при влажности 10—11%. При большей влаж-
ности, особенно в осенне-зимний период, проводят подсушку
шихты во вращающихся барабанных печах с форсуночным или
топочным отоплением до остаточной влажности б—8%. Однако
с введением сушки концентратов на обогатительных фабриках
эту операцию непосредственно на цинковых заводах проводят
все реже.
При хранении, транспортировке и перегрузках влажных
цинковых концентратов наблюдается слипание частиц с образова-
нием комков разной формы и размеров. Подсохшие комки при об-
жиге не разрушаются и могут накапливаться на подине, поэтому
для измельчения шихты используют дисковые дробилки.
Процесс обжига цинковых концентратов в печах КС на воздуш-
ном дутье проводят при следующих параметрах: температура
кипящего слоя 930—1000° С; расход воздуха 350—450 м3/(м2
-ч) *,
или около 2000 м3 на 1 т шихты, при этом вертикальная скорость
газового потока в слое составляет 10,0—13,0 см/с; избыток воз-
духа против теоретически необходимого для обжига 20—30%
(т. е. коэффициент избытка воздуха а равен 1,2 —1,3); давление
воздуха под подиной при высоте кипящего слоя 1 м 1500—
1600 мм вод. ст.; удельная производительность по сухой шихте
4,8—5,5 т/(м2
-сут); пылевынос 30—35% от загрузки, т. е. количе-
ство пыли составляет 35—40% от твердых продуктов обжига.
Ниже приведены температурный и манометрический режимы
печи КС на примере работы обжигового цеха одного из цинк-
электролитных заводов:
t>°Ср,ммводст
Кипящий слой
Под подиной
» сводом
Перед циклонами
930—1000
—
+1500—1600
900—950 +2-5
550— 600
—
»электрофильтрами
После электрофильтров
» эксгаустером
370—450 —120—140
300—350 0±5
270-300 -12 -15
* Здесь и далее — при нормальных условиях.
12
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

При указанном режиме получаемые твердые продукты обжига
распределяются следующим образом, %: 64—69
—
огарок, раз-
гружаемый через порог; 8—10 — пыль из воздухоохлаждаемых
стояков; 18—20—пыль из циклонов; 1—пыль из газохода и кол-
лектора грязного газа; 4—5
—
пыль из электрофильтров. В табл. 1
и 2 приведены химический и гранулометрический составы твердых
продуктов обжига. Данные этих таблиц, являясь примером работы
одного предприятия, в достаточной мере отражают качество полу-
чаемых продуктов обжига цинковых концентратов в печах КС
большинства отечественных заводов. При этом растворимость
цинка при выщелачивании (т. е. прямое извлечение при гидроме-
таллургической переработке огарка) составляет —90 —93%. Пере-
ходит в отходящие газы 92—93% серы при устойчивой концен-
трации сернистого ангидрида в направляемых на сернокислотное
производство газах (7—8%).
Таблица 1
Химический анализ продуктов обжига, %
Продукты обжига
2п
общ
Zn
H2S04
Zn
H*o
са
общ
cd
pacTi i Си
РЬ
ре
сбщ
Огарок . .
Циклонная пыль ,
Пыль электрофильт-
ров ...................................
60,9
54,7
42,06
55,83
49,96
37,54
0,21
5,16
16,93
0,15
0,252
0,28
0,12
0,22
0,20
1,42
1,86
1,67
0,61
0,76
0,98
9.7
10,77
9.8
Продолжение тябл.1
Продукты обжига
ре
раств
ci
As
Б
общ
s
so4
sS
Si
°206l
U
а
н
о
«
а
я
О
со
Огарок
Циклонная
пыль
.
Пыль
электрофильт-
ров ....................................
0,35
0,37
0,63
0,0058
0,004
0,055
0,073
0,86
4,06
9,66
0,62
3,41
9,64
0,24
0,65
0,02
3,64
2,22
2,68
2,2
1,5
Таблица 2
Гранулометрический состав продуктов обжига, %
Фракции»
мм
ОгарокПыльизстояковПыльизциклоновПыльизэлектро-фильтров
Фракции,
мм
|ОгарокПыльизстояковПыльизциклоновПыльизэлектро-фильтров
+ 1,3
5,2
+0.174 17,8 2,5 0,4
+0,54
4,0
—
—
—
+0,1 33,6 22,8 0,6
—
+0,42
3,4 0,6 0,5
—
- 0,1 29,2 74,8 98,1 100,0
+0,29
3,8 0,3 0,4
—
13
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Рис. 4 . Печь КС для обжига цинковых концентратов.
/ — патрубок для отвода газа; 2 — шахта печи; 3 — разгрузочный порог;
4 — подина, 5 — воздушная коробка; 6 — кессон; 7 — форкамера; 8 — за -
грузочная течка
Печи КС имеют различные размеры и обычно цилиндрическую
форму. На рис. 4 показана печь наиболее распространенной на
отечественных заводах конструкции. Площадь пода печи равна
34 м2
, площадь форкамеры — около 1,5 м
2
, высота печи 10 м,
высота сливного порога 1,0—1,2 м. Подина представляет собой
перфорированный металлический лист, в отверстия которого с рас-
стоянием между центрами 250 мм вставлены воздухораспредели-
14
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

тельные сопла, а пространство между ними залито жароупорным
бетоном. Площадь сечения отверстий в соплах по отношению
к площади пода (живое сечение) составляет 0,8—1,0%. В форка-
мере сопла расположены чаще, и воздуха на единицу площади
подают больше для предотвращения оседания загружаемой шихты
на подину.
Воздухораспределительные сопла имеют различную конструк-
цию. Наиболее распространены сопла грибкового типа с несколь-
кими отверстиями диаметром 4—5 мм. В последнее время на
Челябинском и ряде других заводов начали применять щелевые
сопла.
Загрузку шихты производят из бункеров, обеспечивающих
12—24 ч работу, тарельчатыми или чаще ленточными питателями.
Последние позволяют более точно и равномерно дозировать шихту
и поэтому их используют в схемах автоматической стабилизации
температуры обжига.
Согласно тепловому балансу печей КС, около 60% тепла уно-
сится обжиговыми газами и около 20% избыточного тепла необ-
ходимо отводить из кипящего слоя для предотвращения чрезмер-
ного повышения температуры. Наиболее рациональной схемой
утилизации тепла обжига является применение котла-утилиза-
тора, расположенного в непосредственной близости от печи КС,
с включенными в его контур змеевиками охлаждения кипящего
слоя. Примером решения проблемы охлаждения отходящих газов
может служить внедренный на заводе «Укрцинк» котел-утилизатор
туннельного типа ТКС-4/40, разработанный сотрудниками Гин-
цветмета и Белгородского котлостроительного завода [17]. На за-
водах «Электроцинк» и Челябинском цинкэлектролитном эксплуа-
тируются системы испарительного охлаждения с естественной
циркуляцией, установленные в печи КС. На «Электроцинке»
эти системы служат и для охлаждения отходящих газов. Ряд за-
водов для снижения температуры отходящих газов применяет
воздухоохлаждаемые газоходы (стояки) с механическим отряхи-
ванием стенок от пыли, а теплоотъем из слоя осуществляют труб-
чатыми водяными кессонами.
Для грубой очистки отходящих газов от пыли почти на всех
отечественных цинковых заводах применяют хорошо показавшие
себя в эксплуатации циклоны конструкции Свердловского инсти-
тута охраны труда (СИОТ), которые в одну ступень позволяют
снизить запыленность с 140—160 до 3—8 г/м
3
.
Выгрузку пыли из циклонов производят при помощи гермети-
зирующих устройств. Примером таких устройств может служить
широко распространенный короткий шнек (4—6 витков) с затвором
из выгружаемой пыли.
После циклонов дымососами типа Д или Э с широким диапазо-
ном регулирования разрежения и производительности отходящие
газы подаются в коллектор грязного газа. Тонкую очистку газов
от пыли производят в сухих электрофильтрах. Широко применяют
15
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

автоматизацию ♦ периодичности встряхивания коронирующих и
осадительных электродов, а также современные средства выпрям-
ления тока высокого напряжения. Запыленность газов после
электрофильтров обычно не превышает 0,1—0,2 г/м
3
.
Очищенный
газ, содержащий 7—8% сернистого ангидрида, направляют на
производство серной кислоты.
Твердые продукты обжига — огарок, разгружаемый через
сливной порог, а также пыль из котла-утилизатора или охлади-
теля другого типа, циклонов и электрофильтров — транспорти-
руются на различных заводах с помощью гидрожелобов, вибро-
транспортеров или шнековых труб-транспортеров, пневмо- или
вакуумтранспортом. Ряд заводов для охлаждения огарка приме-
няет аэрохолодильники с кессонированными стенками. Расход
воздуха для псевдоожижения составляет 450—500 м3/ч.
С точки зрения аэродинамики холодильник является аппара-
том кипящего слоя, в котором высокий коэффициент теплопере-
дачи, присущий этому методу, использован для отвода тепла
водяными кессонами и воздухом. Происходит охлаждение,
вернее резкая закалка огарка от температур 900—1000 до
80—120° С.
Некоторые заводы применяют аэро- или гидросепарацию
огарков для выделения фракций крупнее +0,2 мм, которые подвер -
гают измельчению [1, 2, 14, 18].
На зарубежных цинкэлектролитных заводах обжиг цинковых
концентратов с влажностью 6—10% проводится в печах КС на
воздушном дутье с производительностью 100—700 т/сут. Наиболь-
шее распространение получили цилиндрические печи конструкции
западногерманской фирмы «Лурги». Последняя модификация
этих печей создана фирмой в сотрудничестве с франко-бельгий-
ской компанией «Вьей-Монтань».
В последние годы наметилась тенденция строить на заводах
одну-две печи большой единичной мощности, так как при этом
снижаются капитальные и эксплуатационные затраты и эконо-
мятся производственные площади. Так, на заводе «Коккола»
(Финляндия) [191 работает печь КС с площадью пода 72 м
2
й су-
точной производительностью 550—600 т. На заводе в Норденхаме
(ФРГ) [20] печь КС с площадью пода 90 м
2
имеет производитель-
ность 680 т/сут. На заводе «Трейл» (Канада), как указывалось
выше, работают две печи КС диаметром 13,7 м. Производительность
этих печей равна 500 т/сут, имеется возможность ее увеличения.
Сообщается о разработке фирмой «Лурги» печи КС производитель-
ностью 1000 т концентрата в сутки.
При эксплуатации на предприятии одной печи большой мощ-
ности создают буферный запас огарка в специальных емкостях
(силосах). Так, на заводе «Хикосима» (Япония) [21] предусмо-
трен буферный склад емкостью 15 тыс. т огарка; на заводе «Бюдел»
(Нидерланды) имеется два запасных бункера по 6 тыс. т огарка
каждый [22]; на заводе в Норденхаме (ФРГ) [20] — два бункера
16
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

вместительностью 4 тыс. т огарка каждый, что обеспечивает не-
прерывную работу предприятий в течение 10—16 сут.
Технология обжига при сухой загрузке концентратов на боль-
шинстве зарубежных заводов примерно одинакова: температура
кипящего слоя обычно составляет 900—1000° С, чаще всего 950—
970° С, расход воздуха равен 1900—2000 м3 на 1 т концентрата.
Иногда температуру обжига изменяют в зависимости от физико-
химических свойств перерабатываемого в данный момент сырья.
Так, на заводе «Коккола» температуру в слое в различные периоды
поддерживают от 890 до 1030° С. Различна удельная производи-
тельность печей КС по концентрату, определяющаяся в первую
очередь интенсивностью дутья на 1 м
8
пода. Так, если на печах
более старой конструкции удельная производительность состав-
ляет 6,0—6,5 т/(м2
*сут), то для современных печей она достигает
7,0—8,0 т/(м2
• сут) (табл. 3).
Таблица 3
Интенсивность дутья и удельная производительность при
обжиге цинковых концентратов в печах КС
Завод
Площад
ь
пода, м*
Количе-
ство
дутья,
тыс. м
3
/ч
Произво-
дитель-
ность,
т/сут
Удельный
расход
воздуха,
м*/(м**ч)
Удельная
произво-
дитель-
ность,
т/(м
2
- сут)
кКоккола» (Финляндия)
72 48,0
600
675
8,3
кБален» (Бельгия)
50 32,0
400
640
8,1
кНорденхам» (ФРГ)
90 55,0
680
610
7,5
кДаттельн» (ФРГ)
55 28,0
385
510
7,0
гЭйтерхейм» (Норвегия)
38 18,0
250
475
6,6
гПорто-Маргера» (Италия)
34 18,0
220
530
6,5
кВаллифильд» (Канада) .
34 16,0
200
470
5,9
Интенсификация воздушного дутья приводит к значительному
повышению скорости восходящего потока в кипяще,м слое (с 13—14
до 17—18,5 см/с) и, как следствие этого, несмотря на увеличен-
ный объем надслоевого пространства новых печей, к повышенному
пылевыносу. На примере четырех заводов (табл. 4) показано рас-
пределение твердых продуктов обжига, разгружаемых через
сливной порог или донный выпуск и из аппаратуры газоходного
тракта.
Однако несмотря на такую значительную интенсификацию
обжига и большой вынос пыли, качество продуктов обжи-
га остается высоким. В табл. 5 приведен состав огарков ряда за-
рубежных предприятий. Достижение высокой десульфуризации
объясняется непрерывным совершенствованием cxfeM подготовки
шихты, конструкции печей КС, отдельных их узлов, аппаратуры
для утилизации тепла и газоочистки. Для получения качествен-
ного огарка важное значение имеет усреднение химического со-
става шихты и предотвращение попадания в печь крупных конгло-
17
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица 10
Распределение твердых продуктов при обжиге цинковых концентратов
на интенсивном воздушном дутье, %
Завод
Сливнойпо-рогКотелутили-заторЦиклоныСухиеэле-ктрофильтры
Завод
Сливнойпо-рогКотелутили-заторЦиклоныСухиеэле-ктрофильтры
«Бален» (Бель-
«Хойл» (Кана-
гия)
3045205да)
1860202
«Коккола»
«Н орден хам»
25
(Финляндия)
4035223(ФРГ)
25 45
5
мератов, так как содержание сульфидной серы в крупных фрак-
циях огарка повышенное. Так, на заводе «Бален» шихтовку про-
изводят на сборной транспортерной ленте из бункеров с разными
концентратами при помощи тарельчатых питателей. Далее шихта
проходит грохочение через сито с размером ячеек 30 мм и оборотом
крупной фракции через дробилку 123].
Таблица 5
Содержание основных компонентов в огарках ряда зарубежных
цинкэлектролитных заводов, %
Завод
7л\
РЬ
Cd
s
Fe
сульфид-
ная
сульфат-
ная
«Коккола» (Финлян-
дия)
58—59,2 1,5
0,15— 0,2—0,31 1,57—1,9 9,9—11,9
0,23
«Даттельн» (ФРГ)
60,6
0,8
0,22 0,13
2,45
9,2
«Эйтерхейм» (Норве-
гия)
55,0
1,5
0,2 0,2
2,8
8,5
«Монсанто» (США)
62,9
0,79 0,47 0,3
2,25
6,51
Не менее важным фактором для получения качественного
огарка является конфигурация печи и ее конструктивные раз-
меры. Современные обжиговые печи КС фирмы «Лурги—Вьей-
Монтань» имеют большую высоту и увеличенный объем надслое-
вого пространства для создания условий полного окисления серы
в выносимой пыли за счет увеличения времени пребывания частиц
концентрата внутри печи.
В табл. 6 приведены некоторые конструктивные размеры печей
КС зарубежных цинкэлектролитных заводов. Обращает на себя
внимание тенденция возрастания на новых печах КС отношения
величины надслоевого объема (I/) к площади пода (S). Влияние
18
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

отношения V / S на пылевынос и качество огарка было отмечено
$ще при освоении обжига цинковых концентратов на заводе
«Электроцинк» [24]. Увеличение этого отношения с 2,57 до 8,6
позволило тогда снизить содержание в пылях сульфидной серы
и тем самым повысить растворимость цинка в них с 76,0 до 89,4%.
При реконструкции печей КС цинкэлектролитного завода в Кыр-
джали (НРБ) увеличение высоты печей с 7,74 до 11,84 м и кольце-
вая закладка их в зоне слоя позволили увеличить отношение
V / S с 7,8 до 13,54 и за счет этого снизить пылевынос с 50,1 до
31,6% [25].
Из табл. 6 следует, что в печах КС, построенных за последнее
время, указанное отношение возросло до 22—25, т. е. интенсифи-
кация производительности *печей КС за счет повышения удель-
ного расхода воздуха заставила конструкторов увеличить над-
слоевой объем. Однако практика показывает, что угол наклона
стен печи при расширении надслоевого пространства должен
составлять не более 20—30°, иначе на них образуются настыли,
препятствующие нормальной эксплуатации печи. Этим определи-
лась возможность увеличения отношения V / S в основном за счет
высоты печи. Таким образом, спор специалистов об оптимальной
высоте печи КС для обжига цинковых концентратов на воздушном
дутье решился в пользу высоких печей большой мощности, име-
ющих отношение V / S более 20.
Совершенствование отдельных узлов печей КС также направ-
лено на достижение максимальной производительности аппара-
туры при получении качественных продуктов обжига.
Повышение уровня кипящего слоя до 1,5 —2,0 м (принятый
везде уровень равен 1,0 —1,2 м) способствует улучшению ка-
чества огарка за счет лучшего массообмена в плотном, равномерно
псевдоожиженном слое. Так как в кипящем слое даже при высоких
вертикальных скоростях обжигается от 30 до 70% загружаемых
концентратов, вернее самых крупных фракций их, существенное
влияние на полноту десульфуризации оказывает время пребыва-
ния этих частиц в зоне максимального контакта со свежими пор-
циями подаваемого через распределительную решетку кислорода
воздуха. И если на печах КС старой конструкции этот контакт не
превышал 1,5 —2 ч, то на современных печах (например, печь КС
завода «Коккола») время пребывания материала в слое достигает
5 ч. Поэтому, несмотря на сравнительно низкую скорость диффу-
зионных процессов транспорта кислорода внутрь частицы кон-
центрата и обратного ему движения газообразных продуктов окис-
ления в современных печах КС, огарки редко содержат более
0,2—0,3% сульфидной серы. Следует отметить возможность изме-
нения высоты кипящего слоя в зависимости от физико-химических
свойств перерабатываемого сырья, использованную на печи КС
завода «Норденхам» (ФРГ). Регулируя высоту кипящего слоя
(а значит, и объем его), можно нивелировать изменяющуюся
порозность слоя, т. е. предотвратить перераспределение воздуха
19
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Конструктивные размеры и производительность
Завод
Тип печи КС
Произво-
дитель-
ность,
т/сут
Площад
ь
пода
S» м*
«X и косима» (Япония)
«Дорр-Оливер»
250
66
«Трепча» (СФРЮ)
«Дорр-Оливер»
150
31
«Эйтерхейм» (Норвегия)
«Лурги—Вьей-Монтань»
* 250
38
«Бален» (Бельгия»)
То же
400
50
«Монсанто» (США)
«Лурги—Турбулент Лэер»
220
31
«Валлифильд» (Канада)
То же
200
34
«Коккола» (Финляндия)
«Лурги—Вьей-Монтань»
600
72
«Хойл» (Канада)
То же
380
55
«Норденхам» (ФРГ)
»
680
90
по площади пода, образование поршневых проскоков и связанных
с этими явлениями повышенного пылевыноса и залегания ма-
териала.
На зарубежных заводах все большее распространение полу-
чают загрузочные устройства для подачи концентратов в печи КС.
Эти устройства включают скоростные ленточные забрасыватели,
которые позволяют разбрасывать шихту равномерно по поверх-
ности кипящего слоя 1231. Такой способ Загрузки позволяет
лучше использовать всю площадь пода печей КС, особенно при
увеличенных размерах печей (в таком случае применяют парал-
лельно два забрасывателя), улучшить качество огарка и отка-
заться от форкамеры. Однако и при загрузке забрасывателями
пылевынос довольно высок.
Снижение пылевыноса возможно достигнуть при загрузке
шихты внутрь кипящего слоя. Примером такой загрузки может
служить конструкция загрузочного устройства печи КС завода
«Джозефтаун» (США), где шихту подают в кипящий слой
сдвоенным шнеком на 300 мм ниже уровня разгрузочного
порога [26].
Конструкцию воздухораспределительной подины печи КС
стремятся сделать максимально простой. Так, подина печей типа
«Лурги—Вьей-Монтань» на заводе «Бален» бетонная с шахмат-
ным расположением чугунных сопел (шаг 50 мм), имеющих одно
отверстие диаметром 6 мм. При высоте кипящего слоя 1,3—1,4 м
упругость дутья составляет 1400—1700 мм вод. ст. Для выпуска
крупной фракции огарка, накапливающегося на подине, служит
автоматически регулируемая донная разгрузка с механической
шуровкой [23], расположенная в центре подины. Схемы охлажде-
ния огарка, его транспортировки, выделения крупных фракций
на разных заводах различны, но измельчение крупных частиц
огарка перед выщелачиванием является в настоящее время обяза-
20
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица 10
кечей КС зарубежных цинкэлектролитных заводов
Диаметр
печи
у подины, м
Диаметр
печи
в надслоевом
пространстве,
м
Высота
печи, м
Высота порога,
м
Объем
наделоевого
пространства
V, м*
Отношение
V/S
9,15
9,4
10,4
1,2 —1,5
600
9,0
6,3
7,5
9,5
1,5
330
10,5
7,0
10,3
11,0
1,6
720
19
8,0
11,5
13,5
1,3 —1,4
1 100
22
6,3
9,5
12,5
1,0
730
23,5
6,6
9,6
13,5
1,0 —1.1
800
23,5
9,6
12,8
17,0
1,0 -1,1
1800
25
8,4
11,3
—
—
—
—
10,5
—
—
1,8 —2,0
—
—
тельным условием высокого извлечения цинка при гидрометаллур-
гической переработке сырья.
Для охлаждения огарка применяют либо холодильники бара-
банного типа, охлаждаемые водой (завод «Бюдел») [22], либо
аэрохолодильники с кипящим слоем (завод «Коккола»).
Транспортировку огарка осуществляют цепными или шнеко-
выми водоохлаждаемыми конвейерами, пневмотранспортом или
после репульпации трубопроводами. Крупную фракцию (+40 —
75 мкм) выделяют в различного типа аэросепараторах или при
пульповой транспортировке в гидроциклонах и направляют со-
ответственно на сухое или мокрое измельчение. Иногда считают
целесообразным измельчить весь огарок без затрат на сепарацию
и транспортировку оборотов (завод «Бюдел») [22].
На современных печах КС имеет'место высокая степень ути-
лизации тепла отходящих газов с использованием котлов-утили-
заторов, а при обжиге сухих концентратов в их контур подклю-
чают змеевики отъема избыточного тепла кипящего слоя. В ка-
честве примера может служить схема системы охлаждения и ути-
лизации тепла отходящих газов, кипящего слоя и огарка завода
«Коккола» [3, 27].
Как следует из табл. 4, котел-утилизатор не только выполняет
функцию охлаждения газов перед пылеулавливающими аппара-
тами, но и сам практически является первым осадителем пыли.
Для очистки охлажденных обжиговых газов от пыли приме-
няют общепринятое пылеулавливающее оборудование — циклоны,
электрофильтры, скрубберы, рукавные фильтры. В рукавных
фильтрах широко используют новые синтетические ткани, стой-
кие до 250° С. При использовании электрофильтров применяют
кондиционирование температуры газов на входе, автоматическое
поддержание оптимального электрического режима и режима
встряхивания электродов и т. д . Следует отметить примененное
21
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

на электрофильтрах завода «Бален» автоматическое устройство,
поддерживающее рабочее напряжение максимально близким к про-
бойному.
Наиболее часто встречается следующая система расположения
аппаратуры газоходного тракта: котел-утилизатор, циклоны (одна
ступень) и сухие электрофильтры. При этом содержание пыли в га-
зах, направляемых на сернокислотное производство, не превы-
шает 120—200 мг/м
3
, а концентрация сернистого ангидрида на-
ходится обычно в пределах 7—9%.
На заводах «Коккола», «Рисдон» и др. в процессе доочистки
газов от пыли в промывном отделении извлекают ртуть и другие
ценные компоненты.
Обжиг пульп
Первые сообщения в зарубежной печати о внедрении обжига
цинковых концентратов в виде пульп на заводе «Алькан» (Канада)
были опубликованы в 1953 г. 1281. В дальнейшем этот способ,
разработанный фирмой «Дорр-Оливер», был внедрен на ряде
предприятий Европы («Трепча» и «Шабац» в Югославии) и США
(«Анаконда»), но наибольшее распространение получил на заво-
дах Японии. Основными преимуществами иульповой загрузки
сырья в печи КС являются: а) возможность переработки концен-
тратов любой влажности (отпадает необходимость в сушке, а при
близком расположении к заводу обогатительной фабрики и в филь-
трации); б) хорошее усреднение шихты при смешивании разных
концентратов; в) упрощение транспортирующих и загрузочных
устройств (часто при загрузке пульпы используют принцип само-
тека); г) равномерность загрузки, способствующая надежной
автоматической регулировке температуры обжига. Все эти пре-
имущества особенно выигрышны на японских предприятиях,
перерабатывающих в основном разнообразное импортное сырье.
Одним из первых такой способ обжига применил цинкэлектра-
литный завод «Акита» (Япония), имеющий в составе сырья около
70% привозных концентратов. Концентраты грейферными кра-
нами шихтуют в смесительных воронках и репульпируют оборот-
ной водой после промывки кеков. Пульпа, имеющая 75% твердого
и плотность 2,31 кг/л, окончательно усредняется в специальных
баках с мешалками [29]. Обжиг производят в двух печах КС:
одна —диаметром 10,4 м, высотой 7,5 м и производительностью
435 т/сут, вторая — диаметром 4,27 м, высотой 5,18 м и произво-
дительностью 70 т/сут. Высота кипящего слоя составляет 1100 мм.
Подачу пульпы регулируют по содержанию S02 в газах, а темпе-
ратуру в слое — автоматическим впрыском воды. Температура
обжига равна 930° С, коэффициент избытка воздуха 1,1. Огарок
с порога составляет 53,5% от твердых продуктов обжига.
Обжиговые газы из печи поступают в котел-утилизатор (съем
пара 0,85 т/т концентрата) и далее — в три циклона. К . п. д.
22
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

циклонов составляет 98,5%. На заводе «Акита» тонкое улавлива-
ние пылей проводят в скруббере «Пибоди» с тангенциальным вво-
дом газов. Очищенные газы, содержащие около 9% S02, направ-
ляют с помощью турбовоздуходувки на находящийся вблизи
сернокислотный завод.
Особенным разнообразием перерабатываемых концентратов
отличается завод «Хикосима», реконструированный в 1971 г.
с дистилляционного на гидрометаллургический способ получения
цинка [21]. Исходя из необходимости усреднения шихты был
принят обжиг пульпы в печи КС. Пульпу (78% твердого, плотность
2,41% кг/л) из бака-сборника емкостью, обеспечивающей суточ-
ную работу, перекачивают в питательный бак над печью. Далее
она самотеком поступает через 8 распылителей сверху в печь КС.
Печь имеет следующие размеры: площадь пода печи 65,8 м
2
;
диаметр пода 9,15 м, в надслоевом пространстве 9,38 м; высота
печи 10,4 м; высота порога 1,2 —1,5 м. Предусмотрена возможность
изменять высоту слоя в зависимости от качества перерабатывае-
мого сырья.
Технологический режим обжига: температура в слое 930° С;
расход воздуха 19 тыс. м
3
/ч; коэффициент избытка воздуха 1,15;
давление под подиной 3200 мм вод. ст.; разрежение под сводом
10 мм вод. ст.; вынос пыли 55% от твердых продуктов; концентра-
ция S02 на выходе из печи 10—11 %; производительность 250 т/сут.
Обжиговые газы охлаждают в котле-утилизаторе типа «Ля
Монт» и затем очищают от пыли в циклонах и сухом электро-
фильтре.
На заводе «Косака» (Япония) [1] для переработки коллектив-
ного медно-цинкового концентрата (8,7% Си; 15,4% Zn; 32,7% S)
продолжительное время применяли сульфатизирующий обжиг
в кипящем слое. Пульпу подавали в печь КС диаметром 6,1 м
и высотой 4,9 м самотеком.
Совершенствование технологии и аппаратуры при обжиге
пульп идет в направлениях, аналогичных развитию обжига сухих
концентратов: увеличивают единичные мощности агрегатов [на
заводе «Онахама» (Япония), например, работает печь с площадью
иода около 136 м2
, т. е. диаметр ее рабочей зоны равен 13,2 м]
[3, 30]; улучшают равномерность загрузки сырья в печь и для
лучшего использования кислорода воздуха стараются распреде-
лить ее по всей поверхности кипящего слоя и даже в надслоевом
объеме (так, фирма «Дорр-Оливер» предложила усовершенствован-
ное загрузочное устройство \ представляющее собой распредели-
тельный бак с днищем в виде множества воронок, через которые
с помощью форсунок пульпа подается в надслоевое пространство
печи на разных уровнях и перекрывает всю поверхность слоя);
варьируется в зависимости от качества перерабатываемого сырья
температура обжига (на заводах «Хосокура» и «Онахама») или
1
Пат. (США), М 3661558, 1970.
23
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

высота кипящего слоя (на заводе «Хикосима») и т. д. Внедрение
пульповой загрузки печей КС иногда дает улучшение технологи-
ческих показателей обжига по сравнению с применявшейся ранее
на данном предприятии переработкой сухих концентратов. Так,
на заводе «Хосокура» с внедрением обжига пульпы содержание
сульфидной серы в огарке снизилось с 1,1 до 0,5%, извлечение при
выщелачивании повысилось на 0,9% и увеличилось содержание
SO2 в отходящих газах.
Исходя из сказанного выше можно сделать вывод, что способ
обжига цинковых концентратов с подачей их в печь в виде пульпы
перспективен особенно на предприятиях, объединяющих в своем
составе горно-обогатительный и гидрометаллургический комплексы
и имеющих возможность подавать сгущенную пульпу на обжиг,
минуя стадии фильтрации и сушки.
Обжиг концентратов на дутье, обогащенном кислородом
Одним из основных способов интенсификации обжигового
процесса является повышение содержания кислорода в дутьевом
воздухе. Исследования процесса обжига цинковых концентратов
с увеличенной концентрацией кислорода в газовой среде свиде-
тельствуют о возможности увеличения скорости окисления суль-
фидов и за счет этого повышения производительности обжиговых
печей.
Впервые обогащение дутья техническим кислородом в про-
мышленном масштабе было осуществлено на заводе «Трейл»
в 1937 г. В печь для обжига цинковых концентратов во взвешенном
состоянии дополнительно подавали 9,9 м
3
/мин кислорода, что
позволило снизить содержание в огарке сульфидной серы с 1,9
до 0,3%. Для регулирования температуры обжига в пределах
950—1025° С в печь приходилось возвращать 15—20% предвари-
тельно охлажденного отходящего газа, содержащего 12—13% S02.
За счет этого вынужденного мероприятия концентрация S02
в газах, направляемых на серно-кислотное производство, была
повышена на 10—15% (отн.) [31].
На заводе в Рисдоне (Тасмания) также при обжиге цинковых
концентратов в многоподовых печах и печах обжига во взвешенном
состоянии применяли обогащение дутья кислородом. Подача
в многоподовую печь дополнительно 7,1 м
8
/мин кислорода позво-
лила повысить температуру на нижних подах и отказаться от
расхода топлива на их обогрев. Но повышение температуры в печи
привело к образованию настыли на подах, которую время от вре-
мени приходилось удалять.
Обогащение воздуха кислородом при обжиге во взвешенном
состоянии на этом заводе оказалось малоэффективным вследствие
того, что при обычном воздушном дутье огарки получались до-
статочно высококачественными. Так, подача 1,4 м
8
/мин кислорода
24
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

снизила содержание сульфидной серы в продуктах взвешенного
обжига всего на 0,06% [321.
Впоследствии на этих двух заводах обжиговые переделы пере-
вели на современные высокопроизводительные печи КС, что
объясняется в первую очередь преимуществом последних перед
устаревшим процессом обжига во взвешенном состоянии. Но до
настоящего времени в публикациях об этих или о других зарубеж-
ных цинкэлектролитных заводах не упоминается о промышленном
применении обогащенного кислородом дутья для обжига цинко-
вых концентратов в печах КС.
Обжиг на воздушно-кислородном дутье в промышленном мас-
штабе был впервые разработан и осуществлен в Советском Союзе.
Обогащение дутья в печах КС Усть-Каменогорского свинцово-
цинкового комбината (УКСЦК) до содержания 27—29,5% кисло-
рода позволило повысить температуру в слое до 970—980° С
и удельную производительность до 8,4 —8,8 т/(м2
*сут) (суточная
производительность печей КС возросла на 60—70%); сократить
количество отходящих газов, увеличив в них содержание S02
до 13—15%; снизить пылевынос и улучшить качество продуктов
обжига (растворимость цинка возросла на 2,0 —2,25%) [34].
В табл. 7 приведены показатели процесса обжига цинковых
концентратов при различной концентрации кислорода в дутье
[18, 33]. Показано, что при возросшей удельной производитель-
ности печей КС содержание сульфидной серы в продуктах обжига
заметно снизилось. Однако содержание кислорода в дутье печей
КС на УКСЦК не должно превышать 29—30%, так как раствори-
мость цинка и удельная производительность при дальнейшем
увеличении его концентрации растут незначительно, а исполь-
зование кислорода падает. Кроме того, при содержании кислорода
в-дутье свыше 30% убрать возрастающий избыток тепла в слое
применяемыми на печах трубчатыми кессонами трудно.
Обжиг цинковых концентратов в печах КС с обогащением
воздуха кислородом применен также на Лениногорском цинковом
заводе [34]. В условиях этого завода оказалось возможным кон-
центрацию кислорода в дутье поднять до 31,0 —31,8%, темпера-
туру в слое — до 970—990° С и удельную производительность
печей КС — до 10 т/(м2
*сут). Пылевынос из печей не превышает
40%. При указанных параметрах переход цинка в кислотораство-
римую форму возрос на 0,6 —0,8%. Содержание в смеси огарка
и пыли сульфатной серы составило 2%, а сульфидной — не более
0,3—0,4%. Концентрация S02 в газах на выходе из печи повы-
силась до 14,5%. Дальнейшему обогащению дутья кислородом на
этом заводе препятствует несовершенство теплоотъема кипящего
слоя.
Преимущество применения кислорода в качестве интенсифика-
тора при обжиге цинковых концентратов очевидно и поэтому
в Советском Союзе проводится дальнейшее распространение этого
метода обжига. Однако широкое внедрение кислорода в металлур-
25
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Показатели работы печи КС на воздушно-кислородном режиме
Содержа-
ние Ог
в
дутье,
%
КоличествочистогоОг,дополнительноподаваемоговпечь»м3/ч;Удельнаяпроизводи-тельность,т/(м*сут)
Содержание
в смеси
огарка
и пыли» %
Содержание цккха, %
ss
s
so4
общего кисло-
тораст-
воримого
в
том
числе
водораст-
воримого
кислото-
раствори
мого
от общего
24,5
730
8,20
0,45 1,9
64,3 60,9
2,6
94,0
27,0
1200
8,45
0,21 2,62 61,4 58,1
3,57
94,0
28,0
1460
8,44
0,20 2,70 60,6 56,8
3,9
94,6
29,0
1700
8,40
0,17 2,7
61,2 58,3
3,4
95,2
35,0
2950
8,35
0,06 3,15 61,4 58,8
4,3
95,7
21,0
—
5,2
0,25 2,10 60,1 55,9
3,40
93,0
гию цинка в настоящее время сдерживается еще высокой его себе-
стоимостью. Окупаемость расходов на сооружение и эксплуатацию
кислородных станций определяется стоимостью электроэнергии,
так как ее доля в себестоимости кислорода составляет 50—70%,
масштабом и эффективностью использования самого кислорода,
а также возможностью комплексного использования других
составляющих основного сырья для его получения — воздуха
(азота, аргона, криптона, ксенона, гелия) [35].
Комплексное использование компонентов воздуха возможно
при* широкой кооперации различных производств на одной про-
мышленной площадке, что является обычным явлением в социа-
листических странах и сравнительно редко встречается в капитали-
стических странах. Этим фактором, а также развивающимся энер-
гетическим кризисом при наличии высокопроизводительного обо-
рудования для обжига на воздушном дутье можно объяснить отказ
от применения кислорода на зарубежных цинкэлектролитных
заводах. Использование кислорода на заводах «Трейл» и «Рисдон»
было обусловлено тем, что кислород являлся попутной продук-
цией этих предприятий.
Высокотемпературный обжиг концентратов
Перспективной является возможность интенсификации про-
цесса обжига цинковых концентратов в печах КС за счет повыше-
ния температуры слоя. Работы в этом направлении ведутся в на-
шей стране и за рубежом. Разработка Гинцветметом совместно
с Беловским цинковым заводом процесса высокотемпературного
обжига негранулированных цинковых концентратов в печах КС
для пирометаллургии цинка [36, 37] позволила в эксперименталь-
26
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ном порядке опробовать по той же
методике обжиг и для последую-
щей гидрометаллургической пере-
работки огарка [1, 9J.
Исследования проводили на ук-
рупненно-лабораторной печи КС
с площадью пода 0,05 м2
. Пере-
рабатываемая смесь концентратов
содержала 49—50% Zn; 30—32%
S; 4—6% Fe и 3—4% Si02.
Технологический режим обжига:
температура 1090—1120° С, ско-
рость газового потока в слое 20—
21 см/с, коэффициент избытка воз-
духа 1,1—1,2, удельная произво-
дительность 9,5 —12 т/(м2
-сут).
Содержание Б02вгазах составило
10—12%. Пылевынос бла года ря
спеканию мелких частиц концен-
трата не превышал 25%, средний диаметр огарка составил 0,8 мм.
Продолжительность опытов в режимных условиях была 6—8 ч.
Химический анализ огарка показал, что содержание в нем
кислоторастворимого цинка составляло 95—96%, а кислоторас-
творимого железа 10—15%. Содержание растворимых форм крем-
незема в разных пробах колебалось от 50 до 95%.
Сравнительные опыты, проведенные в аналогичных условиях
при температуре обжига 950° С, дали следующие результаты:
удельная производительность 5,37 т/(м2
-сут), пылевынос 42,4%,
содержание в огарке цинка в кислоторастворимой форме 91,7%,
железа 4,7% и кремнезема 38,5%.
Сравнительные данные состава продуктов обжига промыш-
ленных печей КС завода «Укрцинк», работающих при 950° С,
и печи КС Беловского цинкового завода, работающей по высоко-
температурной технологии (1080—1120° С), приведены в табл. 8.
Как следует из данных химического анализа, повышение тем-
пературы обжига до 1080—1120° С приводит к существенному
увеличению содержания в огарке кислоторастворимого цинка,
но, к сожалению, сопровождается возрастанием растворимости
железа и кремнезема.
Приведенные ранее результаты исследований позволяют объ-
яснить рост растворимости цинка при высокотемпературном
обжиге образованием «обращенной» формы феррита цинка [91.
Известно также, что высокотемпературные кристаллохимические
превращения при медленном охлаждении обратимы, но могут быть
закреплены резкой закалкой. Была исследована возможность
сохранения повышенной растворимости цинка из продуктов вы-
сокотемпературного обжига их закалкой. В лабораторной печи КС
обжигали высокожелезистый цинковый концентрат, содержащий
27
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru
Таблица 10
цутья (16 тыс. м
3
/ч)
Фазовый состав огарка,
%
c
N
N
1,05
0,25
0,24
0,23
0,13
1,00
О
с
N
с
N
2,44
2,7
2,7
2,6
2,42
3,20
2,
3
1,
0
1,
6
1,
Содержани
е
в
отходящих
О
оо
12,
8
14,
0
14,
0
13,
3,
0
4,
6
6,
9
10

Таблица 10
Химичес кий анализ продуктов высокотемпературного обжига
Беловского цинкового завода и завода «Укрциик», %
Проба
1«?
СО
X
«о
Iо
*
О
со
N
X
U.
1
О
со
<0
fО8
с*
X
«t
О
N
ы
Си
и
&
U.
со
СО
со
Беловский цинковый завод
Шихта
50,65 —
1,33 0,201 6,81 —
28,60
—
4,16 —
Огарок
61,60 58,00 0,16 0,010 7,54 1,32 0,65 0,10 6,10 5,04
Пыль
камерная
54,90 48,30 1,48 0,260 10,30 0,92 5,10 1,40 4,41 2,62
циклонная
49,80 44,90 4,34 0,940 10,60 0,62 5,60 3,90 3,46 2,65
Завод «Укрцинк»
Шихта
50,90
—
1,50 0,470 6,93
—
30,70 —
2,52
—
Огарок
62,30 57,20 1,66 0,470 7,38 0,38 0,28 0,27 2,31 1,22
Пыль
55,80 49,58 1,53 0,500 5,80 0,82 4,88 4,45 1,87 0,80
46% Zn и 11,65% Fe. Параллельно проводили опыты при темпе-
ратуре слоя 950 и 1150° С. Каждый час из печи отбирали пробы
огарка, причем поочередно их либо охлаждали медленно на воз-
духе, либо резко закаливали в воде. Из всех проб огарка провели
выщелачивание цинка раствором серной кислоты начальной кон-
центрацией 120 г/л.
Исследование показало, что медленно охлажденные огарки
высокотемпературного обжига содержат почти на 2% (абс.)
больше кислоторастворимого цинка, чем закаленные огарки, по-
лученные при 950° С. Закаленные огарки высокотемпературного
обжига содержат кислоторастворимого цинка на 4,9% больше,
чем огарки низкотемпературного обжига. Установлено также, что
магнитная проницаемость закаленных огарков, полученных
4
при
температуре 1150° С, на 40% выше, чем у медленно охлажденных.
У огарков, полученных при 950° С, ферромагнетизм практически
отсутствует, что может служить подтверждением образования при
высокотемпературном обжиге «обращенной» структуры феррита
цинка. Резкая закалка огарка высокотемпературного обжига при
интенсивном охлаждении в аэрохолодильнике или при гидротранс-
порте оборотным раствором позволяет сохранить феррит в кисло-
торастворимой «обращенной» форме и тем самым повысить прямое
извлечение цинка при выщелачивании [9].
Исследования высокотемпературного обжига цинковых кон-
центратов в печах КС в промышленном масштабе были проведены
на заводе «Ла-Оройа» (Перу) [10]. Используя схему подготовки
шихты и обжига, ранее предназначавшуюся для подготовки цин-
кового сырья к злектроплавке, проверили возможность получения
28.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

продуктов обжига, пригодных для гидрометаллургической пере-
работки.
Перерабатывали концентраты следующего состава, %: 50,1 Zn;
J 1,3 Fe; 1,9 Pb; 33 S и 133 (г/т) Ag. Концентраты гранулировали,
сушили и выделяли грохочением фракцию—6,7+1,17 мм. Более
мелкую и более крупную фракции (последнюю после измельче-
ния) направляли в оборот. Обжиг проводили в прямоугольной
печи КС с площадью пода 6,2 м
2
.
Первоначальная высота печи
составляла 4,5 м, высота сливного порога 1,6 м. Позже высоту пе-
чей увеличили до 7,2 м. Стенки печи в зоне кипящего слоя были
сделаны наклонными с целью снижения пылевыноса из-за умень-
шения вертикальной скорости. Пылевынос за счет этого мероприя-
тия и укрупнения частиц пыли не превышал 30%.
Огарок после измельчения до крупности —0,42 мм вместе
с частью пыли отправляли на выщелачивание, а остальную пыль
использовали в качестве связующего при грануляции. Исследо-
вания проводили при следующем режиме обжига: температура
слоя — от 950 до 1150° С, вертикальная скорость газа в слое
(реальные условия)—от 350 до 380 м/с, расход воздуха 15—
18 тыс. м
3
/ч при давлении в воздушном коллекторе 3700 мм вод. ст.
Была достигнута удельная производительность обжига 20,6 —
22,9 т/(м2
«сут). Химический состав шихты и продуктов обжига
приведен в табл. 9.
При повышении температуры обжига с 950 до 1150° С раствори-
мость цинка увеличивалась, так как в продуктах обжига умень-
шалось количество нерастворимого феррита цинка, а также
сульфидной серы [10]. За счет этих факторов извлечение цинка
при выщелачивании на заводе «Ла-Оройа» возросло на 2—3%.
Одновременно отмечалось, что при высокотемпературном обжиге
наблюдалась отгонка из огарка свинца, кадмия и серебра и кон-
центрирование этих металлов в пыли.
Сообщается также [10], что при температуре 1150° С в огарке
примерно на 40% уменьшается содержание железа, переходящего
в пыль (это явление наблюдалось и на Беловском заводе, см.
табл. 8).
Высокотемпературный обжиг железистых цинковых концен-
тратов был в 1963 г. внедрен на заводе «Ла-Оройа». Три неболь-
шие печи КС общей производительностью около 350 т/сут эксплуа-
тируются до настоящего времени, хотя по последним сообщениям
для увеличения мощности обжигового передела на заводе построена
печь КС тина «Турбулент Лэер» с площадью пода 35 м2 и высотой
14,6 м. Производительность печи — около 220 т/сут [26].
Все сказанное дает основание считать высокотемпературный
обжиг для гидрометаллургического производства цинка перспек-
тивным, особенно для малокремнистых концентратов с высоким
содержанием железа, так как при обычно применяемом обжиге
такого сырья прямое извлечение цинка в раствор при выщелачи-
вании на многих заводах не превышает 90%. Повышение темпе-
29
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица 10
Химический анализ шихты и продуктов высокотемпературного обжига
на заводе «Ла-Оройа», %
Темпера-
тура, ° С
2п
общ
Zn
H3S04
Fe
Pb
Cd
S
S
s
so4
Шихта
951
48,50
—
10,30
2,10
0,160
28,95
1,90
1002
48,25
—
10,70
2,00
0,150
29,01
1,99
1044
48,35
—
10,90
1,85
0,140
28,39
1,91
1093
48,35
—
10,85
1,85
0,150
28,52
1,93
1147
46,90
—
11,80
2,00
0,150
29,17
1,93
Огарок с порога
951
60,71
52,84
12,90
2,40
0,174
0,43
0;46
1002
60,36
52,28
13,42
2,01
0,151
0,55
0,30
1044
61,25
53,81
13,35
1,41
0,115
0,53
0,29
1093
64,63
57,94
11,73
0,67
0,043
0,46
0,08
1147
69,78
65,29
8,31
0,11
0,012
0,41
0,03
Циклонная и газоходная пыли
951
56,06
49,07
11,43
2,42
0,153
1,23
2,60
1002
54,99
47,11
13,80
3,15
0,216
1,36
2,99
1044
55,15
47,86
12,48
3,65
0,319
0,88
2,86
1093
50,92
43,07
16,00
4,46
0,379
0,08
1,93
1147
40,94
30,67
22,80
5,62
0,318
0,12
1,84
П Ы Л Ь электрофильтров
951
44,20
38,70
11,00
1,90
0,160
(УМ
8,26
1002
39,60
34,90
10,00
2,40
0,170
0
10,40
1044
36,50
32,50
9,10
2,80
0,240
0,10
11,80
1093
37,60
34,30
7,30
3,80
0,380
0
11,90
1147
50,30
48,70
3,20
5,70
0,700
0
8,66
Смесь твердых продуктов обжига
951
57,23
49,61
12,08
2,35
0,164
0,71
2,27
1002
57,07
49,31
13,29
2,41
0,173
0,77
1,92
1044
57,75
50,57
12,81
2,21
0,188
0,61
1,83
1093
58,42
51,42
13,17
2,22
0,183
0,30
1,23
1147
57,50
50,85
13,81
2,54
0,164
0,28
1,13
ратуры обжига до 1050—1150° С позволяет увеличить извлечение
цинка в раствор на несколько процентов.
Необходимо отметить возможность повышения извлечения
ценных составляющих при раздельной переработке огарков,
обедненных по содержанию свинца, кадмия, сульфидной серы,
железа, редких металлов и небольшого количества пылей (20—30%
от твердых продуктов обжига), в которых сосредоточено большин-
ство сопутствующих металлов. Раздельную технологию гидро-
металлургической переработки огарков и вельц-возгонов (шлако-
возгонов) применяют на отечественных и зарубежных заводах.
30
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Так, на заводе «Трейл» благодаря раздельной переработке огарков
и шлаковозгонов удалось снизить расход цинковой пыли на
очистку растворов до 10 кг на 1 т катодного цинка и повысить ка-
чество цинка. На заводе «Эхейн» (Бельгия) при гидрометаллурги-
ческой переработке кеков на стадии нейтрализации избыточной
кислоты для осаждения ярозита используют огарок высокотем-
пературного обжига (агломерат со спекательных машин, получен-
ный при температуре выше 1000° С), обедненный по сульфидной
сере, свинцу и кадмию, что позволяет свести до минимума потери
цинка, свинца и кадмия с отвальным ярозитным продуктом [38].
Совершенствование обжига цинковых концентратов
на гидрометаллургических заводах
Возможности совершенствования технологии и аппаратурного
оформления обжига цинковых концентратов в кипящем слое на
гидрометаллургических заводах далеко не исчерпаны. Основным
направлением исследований остается создание агрегатов большой
единичной мощности при максимально возможном улучшении ка-
чественных показателей обжига. Принятое в настоящее время
конструктивное оформление обжигового процесса при удельном
расходе дутьевого воздуха 600—675 м3/м
2
площади пода и удельной
производительности 7—8 т/(м2
-сут) позволило с<эздать печи КС,
перерабатывающие 500—700 т/сут шихты, повысить экономичность
передела и улучшить условия труда.
Однако дальнейшая интенсификация низкотемпературного об-
жига за счет повышения удельной напряженности дутья пробле-
матична из-за чрезмерно высокого пылевыноса (см. табл. 4).
Исходя из сказанного выше можно считать, что наиболее
перспективными направлениями дальнейшего совершенствования
процесса обжига цинковых концентратов в кипящем слое яв-
ляются: а) применение интенсифицирующего воздействия на ско-
рость процесса температуры выше 1050° С и воздушно-кислород-
ного дутья; б) оптимизация аэродинамики псевдоожижения ма-
териала за счет создания высокого слоя с изменяемым уровнем
сливного порога или выпуском всего материала из слоя через
донную разгрузку с регулируемым затвором; в) снижение пыле-
выноса за счет создания наиболее рациональной формы аппарата
кипящего слоя с оптимальным соотношением объема надслоевого
пространства к площади пода, отказа от форкамеры путем приме-
нения ленточных забрасывателей или загрузки шихты ниже
уровня кипящего слоя, уменьшения всплесков путем создания
в верхней части кипящего слоя «успокоительной зоны» перемен-
ного сечения, укрупнения тонких фракций при повышении тем-
пературы обжига и уменьшения объема газов при обогащении
дутья кислородом; г) автоматическая стабилизация процесса
обжига; д) создание блока аппаратов одинаковой производитель-
ности, состоящего из печи КС, котла-утилизатора и двухсекцион-
31
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ного электрофильтра, в котором аппараты расположены на ми-
нимальном расстоянии друг от друга.
Все эти направления, каждый в отдельности или в некотором
сочетании, нашли промышленное применение, поэтому объедине-
ние их в едином аппаратурно-технологическом оформлении про-
цесса обжига цинковых концентратов обещает значительный
эффект 11, 3, 38, 39].
Выбор технологической схемы при строительстве нового цин-
кового завода должен определяться экономическими факторами
и составом перерабатываемого сырья. Так, например, целесо-
образно сосредоточить на.отдельных предприятиях богатые по
сопутствующим металлам железистые цинковые концентраты,
содержащие менее 2% Si02, и применить для их переработки вы-
сокотемпературный обжиг в печах КС с последующей раздельной
переработкой огарков и пылей; на заводах, расположенных на
одной площадке с крупными обогатительными фабриками, можно
направлять на обжиг пульпу после сгущения, минуя стадии филь-
трации и сушки и т. д . [40].
4. ОБЖИГ КОНЦЕНТРАТОВ
НА ПИРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ЦИНКОВЫХ ЗАВОДАХ
В настоящее время около 40% мирового производства цинка
получают на пирометаллургических предприятиях, на которых
вели и продолжают вести работу по совершенствованию технологии
всех переделов и оборудования. Поэтому целый ряд пирометал-
лургических заводов по своим технико-экономическим показате-
лям не уступает гидрометаллургическим.
Исследования и внедрение новой технологии проводили в двух
направлениях: обжиг в печах КС предварительно гранулирован-
ных и не гранулированных цинковых концентратов. В 1957 г.
в Гинцветмете была проведена укрупненно-лабораторная работа
по обжигу в кипящем слое гранулированного цинкового концен-
трата крупностью +0,4 —2,0 мм в две стадии. В первой стадии
при температуре 1050—1100°» С и недостатке воздуха (а = 0,8)
отгоняли свинец и кадмий, а также выжигали 60—70% серы; во
второй — огарок дожигали «намертво» при 1000° С и избытке
воздуха [36]. Удельная производительность процесса для обеих
стадий составила 15—17 т/(м2
-сут). При этом отгонка свинца,
рассчитанная по остатку в огарке, составила 85%, кадмия 90%.
Десульфуризация достигала 96%.
Для упрощения подготовки концентрата перед обжигом и
самого обжига в Гиццветмете на прямоугольной лабораторной
печи КС и далее на одной из промышленных печей КС Беловского
цинкового завода, имеющей прямоугольную форму с отношением
длины к ширине 6:1, была проведена работа по осуществлению
одностадийного обжига цинковых концентратов с отгонкой свинца
и кадмйя и укрупнением огарка в процессе обжига. При этом учи-
32
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

тывали то обстоятельство, что в зоне загрузки печей КС газовая
фаза практически не содержит кислорода, и поэтому при обжиге
цинковых концентратов в однокамерной печи КС свинец и кадмий
возгоняются в форме сульфидов, так как прямоугольная форма
печи способствует увеличению протяженности нейтральной зоны.
Печь КС БЦЗ имела следующие размеры: площадь пода 6,6 м
2
,
высота до свода 6,5 м, высота сливного порога 1,15 м. На высоту
0,8 м кладка — вертикальная, выше — выложены откосы под
углом
4
75—80°, что увеличивало объем надслоевого пространства.
Было установлено, что при увеличении скорости воздуха
в слое от 10—12 до 20—23 см/с можно вести обжиг с температурой
в слое 1100—1150° С при удельной производительности 11—
13 т/(м2
-сут). При этом происходило заметное укрупнение огарка
и сокращался пылевынос до 25—30% от количества твердых
продуктов обжига. Отгонка свинца и кадмия, рассчитанная по
остатку в огарке, составляла 80—90% [37].
Десульфуризация при обжиге составляла —96 —97%, содержа-
ние S02 на выходе из печи 9—11 %. Остаток свинца, кадмия и серы
в огарке вполне удовлетворял требованиям дальнейшего пере-
дела и давал возможность понизить их содержание в черновом
цинке. Однако из-за низкой температуры в пылеулавливающей
аппаратуре часть возгонов конденсировалось на улавливаемых
пылях, обогащая их по свинцу до 2—4% и по кадмию — до 0,3—
0,6%, поэтому, несмотря на хорошую отгонку из огарка, факти-
ческое извлечение в возгоны, улавливаемые в электрофильтре,
было недостаточным. Выход возгонов составлял 1,5 —2% от полу-
чаемых твердых продуктов обжига.
Были проведены исследования возможности переработки гра-
нулированных циклонных пылей, обогащенных свинцом и кад-
мием, путем возврата их на дообжиг в печь КС без предваритель-
ной сушки. Окатывание пылей на заводском чашевом грануляторе
диаметром 2000 мм показало, что при увлажнении до 14—16%,
скорости вращения чаши, равной 14 об/мин, и угле наклона 50°
полученные гранулы достаточно прочны и 95% их имеет размер
от —7 до +1 мм. Связующим служит сульфатная сера пылей.
При 1100—1150 С отгонка свинца и кадмия из таких гранул про-
ходит успешно. В заводских условиях была показана возможность
возврата с шихтой гранулированной пыли на дообжиг в печь КС
без нарушения технологического режима высокотемпературного
обжига, а количество возврата пыли определяется в основном
тепловым балансом конкретной печи. Испытана также возмож-
ность возврата негранулированной пыли в глубь кипящего слоя
инжектором. Получены положительные результаты,
В настоящее время на Беловском цинковом заводе эксплуати-
руется печь КС производительностью 120—140 т/сут, работающая
в технологическом режиме высокотемпературного обжига цинко-
вых концентратов с охлаждением огарка в аэрохолодильнике.
Основные технологические параметры работы печи: температура
2Д.Н.Клушии
33
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

в слое 1080—1120° С; удельный расход воздуха 850—900 м*/м
2
;
вертикальная скорость в слое 23—25 см/с; давление воздуха под
подиной 2200—2300 мм вод. ст. (высота слоя 1800 мм); удельная
производительность 13—15 т/(м2
-сут); пылевынос 25—30%. Газы
после воздухоохлаждаемых стояков очищаются от пыли в цикло-
нах и электрофильтре. Огарок укрупнен и имеет средневзвешен-
ный диаметр частиц 1,0—1,4 мм. Содержание в огарке свинца
равно 0,2—0,4%; кадмия 0,01—0,03%; серы 0,2 —0,4%. Часть
пыли возвращается на дообжиг.
Гинцветмет провел в лабораторном масштабе и на промышлен-
ной печи КС Беловского цинкового завода исследования процесса
высокотемпературного обжига цинковых концентратов с добавкой
6—10% известняка, необходимого для шлакообразования при
последующей электротермической плавке. Исследования пока-
зали возможность получения высокой степени десульфуризации
и возгонки свинца и кадмия. Были определены технологические
параметры процесса [41}.
На заводе «Нью Джерси Цинк Компани» (США) [42 ] в лабо-
раторном, полупромышленном и опытно-промышленном масштабах
были проведены опыты по обжигу предварительно гранулирован-
ных цинковых концентратов. Их гранулировали с добавкой в ка-
честве связующего бентонита, цинкового купороса или сернокис-
лого натрия. Годной для обжига считалась фракция +0,8 —7 мм.
Исследования по обжигу гранул в лабораторных условиях
проводили в интервале температур 850—1150° С. При высоком
содержании в шихте соединений свинца и меди температуру
обжига повышали только до 1050° С, так как более высокая тем-
пература приводила к спеканию слоя.
Обжиговая печь КС имела по высоте три зоны, не разграни-
ченные промежуточными решетками. Каждая вышерасположен-
ная зона имела больший диаметр. В печи был осуществлен проти-
воток воздуха и обжигаемого материала. Гранулы поступали
в верхнюю зону, где они нагревались, и сера частично окислялась.
В средней зоне, имеющей максимальнуютемпературу и турбулент-
ный режим псевдоожижения, происходил обжиг. Нижняя зона
служила для дожигания серы и охлаждения огарка.
Промышленные опыты на печи КС с площадью пода 1,86 м
2
подтвердили возможность получения высокой удельной произво-
дительности
при
обжиге
гранулированного
концентрата
(34 т/(м2
'сут). Обожженные гранулы измельчали, брикетировали
и перерабатывали в вертикальных ретортах. Результаты опытов
были не хуже, чем при дистилляции цинка из агломерата, полу-
ченного спеканием огарка печей взвешенного обжига. Поло-
жительные результаты получены и при плавке огарка в элек-
тропечи.
Дальнейшим развитием этих работ явилось внедрение высоко-
температурного обжига гранулированных цинковых концентра-
тов на заводах «Jla-Оройя» и «Порт-Мейтленд» (Канада).
34
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Выше была описана практика обжига цинковых концентратов
на заводе «Ла-Оройя» для последующей гидрометаллургической
переработки [8]. Однако первоначально этот процесс был разра-
ботан и освоен для подготовки концентратов к электротермиче-
ской плавке в дуговых печах с целью получения цинка марки
«Прайм Вестерн» (цинк с повышенным содержанием свинца).
Обжиговый завод «Порт-Мейтленд» поставляет огарок на цинк-
дистилляционный завод, расположенный в штате Западная Вирги-
ния (США) [43, 44]. Обжиг предварительно гранулированных
концентратов производят в печах КС. Длина печи 7,3 м, ширина
на уровне пода 0,79 м, ширина верхней части 3,04 м; стены до
1,2 м вертикальные, далее до высоты 3 м выложены откосы под
углом 50°, и затем снова вертикальные до свода; высота сливного
порога 2,13 м; на высоте 0,38 м от подины в боковых стенах рас-
положены фурмы для подачи вторичного воздуха или природного
газа. Под подиной имеется восемь воздушных секций. Подача
шихты осуществляется через вертикальную трубу в верхнюю часть
кипящего слоя.
В этой печи по высоте различают две зоны: нижняя, ограни-
ченная вертикальными стенами, зона турбулентного псевдоожи-
жения, верхняя — переменного сечения по высоте благодаря
ограничивающим ее откосам — зона «спокойного» псевдоожи-
жения.
Были проведены промышленные испытания высокотемператур-
ного обжига цинковых концентратов с возгонкой свинца и кадмия
по двум режимам. Обжиг проводили при температуре в слое
1080—1100° С. В первом случае при производительности печи
10 т/ч обжиг проходил почти автогенно (через фурмы добавляли
лишь 0,66 м
3
природного газа на 1 т шихты), во втором случае при
более низкой производительности (6 т/ч) приходилось добавлять
40 м3 газа на 1 т шихты. В обоих случаях возгонялись свинец
и кадмий, но при добавлении большого количества газа, когда
в верхней зоне печи КС, по утверждению исследователей, поддер-
живалась восстановительная среда, а в нижней — окислительная,
возгонка была более полной. Результаты химического анализа
шихт и продуктов обжига для обоих режимов обжига приведены
в табл. 10. Огарок содержит большое количество серы. В работах
[43, 44] отмечается, что в крупных гранулах содержание серы
достигало 10—14% при среднем содержании ее в огарке 2,2%.
При переработке шихты, содержащей 0,3 —0,4% свинца и
кадмия, концентрация этих металлов в пыли электрофильтра
повышалась примерно в 20 раз.
Был испытан обжиг, при котором природный газ заменили
элементарной серой, подаваемой с шихтой. Температура слоя
в районе загрузки поднялась в верхней зоне до 1200° С и в ниж-
ней — до 1100° С. Отгонка свинца и кадмия проходила успешно.
Однако газоходы быстро забивались липкой пылью, что заставило
отказаться от этого метода.
2*
35
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица 10
Результаты химического анализа шихт и продуктов обжига
завода «Порт-Мейтленд», %
Материал
Первый режим обжига
Второй режим обжига
Pb
Cd
s
Pb
Cd
S
Гранулированная
шихта .........................
Огарок
Пыли-
0,13
0,02
0,25
0,04
27,50
2,00
0,11
0,01
0,24
0,03
27,50
2,10
котла-утили-
затора
циклонов . .
0,14
0,34
0,22
0,58
1,71
2,61
0,09
0,24
0,26
0,60
1,76
3,08
электрофильт-
ров...
0,94
1,99
3,56
1,67
3,03
5,92
Завод «Миккайчи» (Япония), работающий по схеме дистилля-
ции цинка в электропечах, применяет двустадийный обжиг цин-
ковых концентратов. В первой стадии концентраты обжигают
намертво в пяти печах КС производительностью 40 и 120 т огарка
в сутки при температуре 1100° С. Газы, содержащие 7% SOa,
направляют на производство серной кислоты. Тепло отходящих
газов утилизируют с получением пара, который используют
для энергетических нужд. Работа обжигового и сернокислотного
переделов полностью автоматизирована. Во второй стадии произ-
водят спекание огарка и оборотных материалов на двух прямоли-
нейных машинах. Отходящие газы агломерации с запыленностью
3—5 г/м
3
и с 0,2% S02 очищают от пыли в скруббере и электро-
фильтрах и далее проводят нейтрализацию S02 известью (до
0,002%). Пыль направляют на производство кадмия. В ней со-
держатся также свинец, золото и серебро [3, 26, 45].
Завод «Оверпелт» (Бельгия) до перевода на гидрометаллурги-
ческую схему применял обжиг гранулированных цинковых кон-
центратов в печах КС при температуре 1050—1150° С [461. Огарок
перерабатывали на усовершенствованных дистилляционных печах
с горизонтальными ретортами, снабженных общим конденсатором.
Завод «Джозефтаун» [47] проводит подготовку шихты перед
дистилляцией цинка в электропечах в три стадии с целью полу-
чения агломерата с содержанием свинца не выше 0,06%. В первой
стадии в многоподовой печи при температуре 950° С проводится
частичный обжиг цинкового концентрата с возгонкой свинца.
Далее огарок, содержащий 18—22% S и 0,05—0,15% Pb, обжи-
гается в печах КС намертво и агломерируется на спекательной
машине.
36
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

5 ПРИМЕНЕНИЕ КИПЯЩЕГО СЛОЯ ДЛЯ РАЗЛИЧНЫХ
ПРОЦЕССОВ ЦИНКОВОГО ПРОИЗВОДСТВА
Сушка цинковых концентратов
На заводе «Порт-Мейтленд» [44] перед обжигом в печах КС
шихту окатывают на чашевом грануляторе и проводят упрочнение
гранул во вращающемся барабане. Готовые гранулы, имеющие
влажность 7—9%, поступают в сушилку КС фирмы «Линк Белт».
Сушку проводят воздухом, нагретым в паровом калорифере.
Подсушенные гранулы через порог разгружают на виброгрохот.
Крупную фракцию (+4,5 мм) дробят в молотковой дробилке,
смешивают с мелочью (—0,84 мм) и дополнительно сушат на лен-
точной сушилке практически до полного удаления влаги. Произ-
водительность сушильного отделения составляет 272 т/сут.
Сушка цинкового кека
с одновременным гранулированием продукта
Проведены лабораторные исследования сушки цинкового кека
в виде пульпы (40—45% Н20) в печи КС диаметром 150 мм с по-
лучением гранул [48]. Положительные результаты получены при
температуре дутьевого воздуха 500° С, температуре кипящего
слоя 110—180° С, скорости дутья в кипящем слое 1,3 —1,6 м/с,
высоте порога 500 мм и расходе теплоносителя 10 м3 на 1 т кека,
высушенного до влажности 0,5—3%. Производительность по вы-
сушенному продукту составляет 12,8 т/(м2
*сут), по упаренной
воде 10,5 т/(м2
-сут). Выход пыли при прямоточной подаче горя-
чего воздуха и пульпы равен 11—16%, при противотоке 21,5%.
Количество гранул крупностью —10 +1 мм в готовом продукте
составляет 93—95%.
Гидрометаллургическая переработка огарков
в кипящем слое
Гинцветмет совместно с рядом цинковых заводов разрабатывает
процессы нейтрального и кислого выщелачивания цинковых огар-
ков в кипящем слое, создаваемом восходящим потоком жидко-
сти [49].
Полупромышленные работы проведены на заводе «Укрциню».
Расход огарка был постоянным (100 г/л), а нужное значение рН
слива поддерживали изменением кислотности исходного раствора.
Производительность полупромышленного аппарата КС (рис. 5)
по раствору при нейтральном выщелачивании составляла 1,5 м
3
/ч,
что соответствовало линейной скорости в подине 0,25 м/ч, в ци-
линдрической части аппарата 0,013 м/ч и в отстойной зоне 0,006 м/ч,
время контакта раствора с твердым 6 мин, кислотность исходного
раствора не превышала 20 г/л.
37
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Установлено, что в аппаратах КС можно осуществить гидроли-
тическую очистку при большем, чем в стандартном процессе,
съеме осветленного раствора с единицы поверхности.
Проведены полупромышленные иссле-
дования кислого выщелачивания заводской
пульпы, содержавшей 400 г/л твердого и
12 % собственного кислоторастворимого
цинка. Цеховую сгущенную пульпу по-
давали в конус аппарата КС под подину.
Конечную кислотность поддерживали на
уровне 1—2 г/л. Средняя кислотность
слива составила 1,6 г/л, среднее содержа-
ние
собственного
кислоторастворимого
цинка 0,7%, что ниже содержания его в
цеховом сливе почти на 1%. Содержание
примесей в сливах аппарата КС и завод-
ского кислого сгустителя было примерно
одинаковым. Производительность аппара-
та КС составила 30—50 isi
3
сгущенной ней-
тральной пульпы в сутки.
Гиицветметом совместно с Челябин-
ским электроцинковым заводом были про-
ведены укрупненно-лабораторные иссле-
дования и опытно-промышленная проверка
процесса очистки раствора сульфата цин-
ка от примеси меди, кадмия, никеля и
кобальта в аппарате КС [50, 51]. Конст-
рукция аппарата КС в основном была
аналогична конструкции, показанной на
рис. 5.
Опытно-промышленная установка вклю-
чала два аппарата КС (объемом 12,5 м
3
),
изготовленных из стали Х18Н10Т без
футеровки, бункер с тарельчатым питате-
лем для цинковой пыли, насосы, комму-
никации и КИП. В аппарат первой стадии
непрерывно подавали раствор соли Шлип-
пе (Na3SbS4-9H20) из расчета соотноше-
ния кобальта и сурьмы 1 — 0,8 : 1. При
производительности установки 40 м3/ч
линейная скорость раствора изменялась
от 50 м/ч в нижней части аппарата до
6 м/ч — в верхней.
Было показано, что оптимальным является двустадийный пря-
моточный режим очистки раствбра с подачей 3 г/л цинковой пыли
(30 кг/т цинка) со следующим распределением: 2 г/л на первую
и 1 г/л — на вторую стадию. Производительность установки по
очищенному раствору составила 28 м3/сут с 1 м
3
аппарата КС,
38
Рис. 5 Аппарат для ней-
трального выщелачивания
цинковых огарков в кипя-
щем слое:
/ — загрузка огарка; 2 —
загрузочная труба; 3 — па-
трубки для
выпуска
освет-
ленного раствора; 4 — вы
пуск нейтральных илов; 5 —
выпуск
нейтральных
песков;
6 — подача исходного рас-
твора
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

trro в 5—6 раз больше производительности баков с механическим
перемешиванием при равных расходах цинковой пыли и одина-
ковой степени очистки.
Аппараты КС находят в гидрометаллургии цинка все большее
применение. Так, на заводе «Электроцинк» на промышленной
установке
производится очистка
растворов цинковой пылью в две
стадии: очистка от меди и части
кадмия в баках с механической
мешалкой и доочистка от кадмия
в аппарате КС.
На заводе «Хикосима» охлаж-
дение
очищенных
нейтральных
растворов и отработанного элект-
ролита проводят в 13 вертикаль-
ных воздушных охладителях ки-
пящего слоя. Охладители типа
контактных абсорберов имеют ре-
щетку и слой шаров из синтети-
ческих материалов, что позволяет
турбулизировать поток и благо-
даря этому иметь высокую произ-
водительность по раствору при
умеренном перепаде давления и
Эффективном охлаждении. Темпе-
ратура нейтрального раствора на
щоде в охладитель равна 45—55° С,
Отработанного электролита 38° С,
а смеси растворов, поступающей
на электролиз, 33° С.
Выпарка растворов сульфата
цинка с получением
гранулированного цинкового
купороса
Способ выпарки растворов цин-
кового купороса с получением
Гранул в кипящем слое, разра-
ботанный Всесоюзным
научно-
исследовательским институтом га-
яургии совместно с заводом «Ряз-
Цветмет», освоен в промышленном
масштабе УКСЦК и рядом других цинкэлектролитных заводов
страны [52].
Печь КС (рис. 6) разделена промежуточной газораспредели-
тельной решеткой на две камеры: нижнюю топочную и верхнюю
кипящего слоя. Топочная камера работает под давлением. На вы-
соте 1250 мм над подиной расположены форсунки для разбрызги-
Рис. 6 Печь КС для выпарки
творов сульфата цинка:
1—
камера кипения; 2 — форсунки
для
подачи
раствора; 3 — разгру-
зочная
течка;
4
—
беспровальная
подина;
5
—
газораспределительная
керамическая
решетка;
в
—
отвер-
стия
для
подвода
вторичного
воз-
духа; 7 —
топочная
камера; 8 —
форсунки для подачи топлива
0950
рас-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

вания раствора (высоту форсунки можно изменять); высота по-
рога для разгрузки гранул составляет 750 мм. Оптимальная тем-
пература газов под решеткой должна быть в пределах 850—950° С,
так как при более низкой температуре снижается производитель-
ность установки, а при более высокой — прогорает решетка.
Устойчивой работы кипящего слоя добились при температуре
220—260° С. Более низкая температура недопустима из-за образо-
вания многоводного сульфата, а при более высокой — ухудшается
качество купороса. На 1 м
2
пода подают 4000 м3/ч воздуха под
давлением 2000—2800 мм вод. ст. для преодоления сопротив-
ления подины, слоя и воздуховодов. Живое сечение подины
выбирают так, чтобы скорость на выходе из отверстий состав-
ляла 80—100 м/с. Разрежение под сводом обычно составляет
2—3 мм вод. ст.
Печь КС на УКСЦК с площадью пода 2 м
3
обеспечивает вы-
парку 70—80 м
8
раствора и выдает в сутки 27—30 т гранулиро-
ванного цинкового купороса крупностью 2—3 мм. ПьГлевынос
составляет 7—8% от готового продукта. Расход мазута равен
230 кг, электроэнергии 230 кВт»ч на 1 т купороса.
Сульфатизация цинковых кеков серной кислотой
ВНИИцветмет разработал и провел полупромышленную про-
верку способа переработки кеков путем сульфатизации их в печи
КС с последующим выщелачиванием цинка, меди и кадмия.
Получаемый при этом раствор направляли в основной цикл
гидрометаллургического цинкового производства, а свинцово-
железистый кек — в свинцовое производство [53].
Диаметр печи КС на уровне сливного порога составлял 1 м
2
,
в зоне максимального расширения надслоевого пространства
1,9 м
2
, высота печи 5,2 м. Нижняя часть печи — конусная с углом
раскрытия 60°. Площадь сечения рабочего пространства равна
0,8 м
2
.
Слой материала приводили в псевдоожиженное состояние
топочными газами, поступавшими в печь через кольцевой канал
из циклонной топки, в которой сжигался мазут.
Процесс вели в две стадии. В первой стадии репульпированный
слабым раствором серной кислоты (150 г/л) цинковый кек пода-
вали в аппарат КС для сушки с одновременной грануляцией при
температуре слоя 150—180° С и удельной производительности
7,0 т/(м2
*сут). Во второй стадии проводился сульфатизирующий
обжиг при температуре слоя 650° С и удельной производительности
7,0 т/(м2
• сут).
Выщелачивание водой смеси огарка и циклонной пыли пока-
зало, что извлечение цинка в раствор (рассчитанное по содержанию
в остатке) составляет 92%, меди 92%, кадмия 91,9%.
40
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Сульфатизация цинковых кеков сернистым ангидридом
Высокое содержание SOa в отходящих газах обжиговых пе-
**ей КС, особенно при обогащении дутья кислородом, позволяет
использовать их для сульфатизации цинковых кеков. Были про-
ведены лабораторные исследования по сульфатизирующему обжигу
|секов в печи КС смесью S02 и воздуха [54]. Концентрацию S02
В смеси изменяли от 3 до 12%, температуру обжига — от 600 до
800° С. Наибольшей степени сульфатизации кеков достигали при
содержании в газовой смеси 12% S02 и температуре 650° С.
Извлечение при выщелачивании составляло 91% по меди и 92%
по цинку.
Сульфатизирующий обжиг цинковых кеков в Рисдоне
(Тасмания)
В 1951 г. на заводе была смонтирована печь КС диаметром
1,63 м для обжига ферритсодержащих кеков, смешанных с кон-
центрированной серной кислотой, высушенных и измельченных
до —1 мм; производительность печи составляла 59 т/сут. При рас-
ширении завода в 1962 г. была построена вторая печь КС диаметром
Ф,05 м и производительностью 163,3 т/сут. Обжяг кека проводили
Зрячими газами от сжигания нефти с использованием кислорода,
получаемого на заводе в качестве попутного продукта производ-
ства сульфата аммония, при температуре в слое 650—655° С.
На большой печи КС при общем объеме газов 42,5 м
3
/мин добавка
кислорода составляла 19,8 м
3
/адин. Расход нефти составил 40 л
на 1 т сухого кека. Содержание растворимого цинка в продуктах
Обжига достигало 90% [55].
Сульфатизирующий обжиг цинковых кеков на заводе «Акита»
Перед сульфатизирующим обжигом из кеков флотацией выде-
ляют концентрат, содержащий 8 кг/т серебра и'21 г/т золота.
Обжиг проводят в двух печах КС с использованием добавки пирита
в качестве источника серы. Пирит и кек смешивают в соотноше-
нии 0,515 : 0,485; для активизации реакции сульфатообразования
в пульпу добавляют глауберову соль (0,5% от массы пирита).
Печи КС типа «Дорр-Оливер» с площадью пода 13,6 и 40 м2
Имеют производительность 70 и 180 т огарка в сутки. Высота
печей — около 7 м, высота порога 2,4 м. Пульпу впрыскивают
в слой на высоте 1,4 м от пода. Выход огарка составляет 95% от
твердого пульпы. В нем содержится 10,3% Zn; 38,4% Fe; 0,9% Си;
0,1% Cd и 6,4% S, из которой 6,3% водорастворимой серы. Сте-
пень сульфатизации металлов: 86,53% Zn; 86,87% Си; 89,71% Cd.
Оптимальная температура обжига составила 670° С, уже при
710° С скорость сульфатизации резко снижается. Газы печей КС
используют для производства серной кислоты [39].
41
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Совместная переработка сульфидных коллективных
концентратов с цинковыми кеками
Проведены полупромышленные исследования совместной пе-
реработки сульфидных медно-цинковых коллективных концен-
тратов и гранулированных кеков сульфатизирующим обжигом
при 650° С в печи КС [56]. Кеки перед смешиванием с концентра-
том репульпируют отработанным электролитом и при 180° С
в печи КС выпаривают влагу с одновременной грануляцией твер-
дого. Таким образом, в две стадии проводят подготовку и сульфа-
тизацию кека в кипящем слое с использованием серы концентрата
во второй стадии. Одновременно в сульфатную форму переводят
медь и цинк коллективного концентрата. При соотношении кон-
центрата и гранулированного кека 2 : 1 получена степень сульфа-
тизации металлов 91,5% Си и 85,4% Zn, при соотношении 1 : 1
92,0% Си и 85,5% Zn. Испытан одностадийный сульфатизиру-
ющий обжиг смеси коллективного концентрата с цинковым кеком
в виде пульпы или в сухом виде при подаче воздушного и воздушно-
кислородного дутья. Производительность печи КС соответственно
составила 4,9 и 9,3 т/(м2
*сут). Наиболее высокой сульфатизация
была при обжиге пульпы с возвратом циклонной пыли в слой:
82—88% цинка и 87—92% меди [57].
Прокаливание гранулированных вельц-окислов и пыли
шлаковозгоночной установки
Проведены лабораторные исследования прокалки предвари-
тельно гранулированных вельц- и шлаковозгонов в кипящем
слое для доокисления сульфидов и удаления примесей перед
выщелачиванием [58]. Грануляцию промпродуктов проводили на
лабораторном чашевом грануляторе диаметром 300 мм при угле
наклона чаши 40—50° и числе оборотов 35—40 в минуту. Расход
отработанного электролита, применяемого при грануляции, со -
ставил 12,8% от массы вельц-окислов, или 18% от массы пыли
шлаковозгоночной установки. Крупность гранул —8 +1,4 мм.
Прокаливание гранул проводили в лабораторном реакторе КС
диаметром 80 и высотой 430 мм при температуре 650° С.
Установлено, что хлор, фтор, таллий и селен при прокаливании
отгоняются более чем на 90%; металлы концентрируются в пыли
рукавного фильтра; растворимость цинка возрастает с 90 до 99%,
кадмия — с 50 до 95%.
Охлаждение запыленных газов вельц-печей
в аппарате КС
Гинцветметом совместно с ЧЭЦЗ разработан и проверен в по-
лупромышленном масштабе метод охлаждения газов в аппарате КС
с отводом избыточного тепла погруженными в кипящий слой инерт-
42
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

него материала водяными холодильниками [591. Установка
(рис. 7) включала реактор с подиной из свободнолежащих колос-
ников трехугольного сечения, периодически отряхиваемых с по-
мощью вибратора от налипающей вельц-окиси; питатель для по-
дачи инертного материала; шнеки для периодической разгрузки
Рис. 7 . Аппарат для охлаждения запыленных вельц-газов в кипящем слое
1 — питатель для инертного материала; 2 — газоход; 3 — дымосос; 4 — ап-
парат КС; 5 — водоохлаждаемый змеевик; 6 — колосниковая подина; 7 —
газораспределительный короб; 8 — нижний питатель для выгрузки про-
сыпи;9—-
вибратор; 10 — разгрузка крупной фракции
материала слоя и уловленной вельц-окиси из нижнего конуса;
водоохлаждаемые змеевики и КИП.
В качестве инертного материала слоя использовали рядовой
огарок обжиговых печей КС. Расход его для ч пополнения слоя
(истирание, вывод укрупнившейся части слоя, провал через
колосниковую решетку) составил 5,8 кг на 1000 м3
охлажденного
газа.
При производительности установки по газу 380 м3/ч, что со-
ответствовало удельной производительности 1350 м3/(м2
-ч), тем-
пература газов снижалась с 450 до 180° С. Расход воды на охла-
ждение составил 0,8—1,3 м
3
на 1000 м3 газа.
При проведении работы выяснилось, что часть вельц-окиси за-
держивается кипящим слоем, что приводит к снижению запылен-
ности газов с 63 до 22 г/м
3
на выходе из печи КС. Анализ показал,
что уловленная вельц-окись является товарной и может направ-
ляться непосредственно на переработку.
43
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Бессер А. Д . Применение кипящего слоя в цинковой и свинцоаой промыш*
ленности. М ., «Цветметинформация», 1969. 109 с. с ил.
2. Лакерник М. М .,
Пахомоеа Г. Я . Металлургия цинка и свинца. М .,
«Ме-
таллургия», 1969, 486 с. с ил.
3. Теслицкая М. В.,
Константинова Р. Производство свинца и цинка в ка-
питалистических и развивающихся странах. Ч . IV. М .,
«Цветметинформа -
ция», 1974. 114 с. с ил.
4. Лейзерович Р. Бабина Я. В .,
Серебренникова Э. Я . Обжиг цинковых кон-
центратов в кипящем слое. М ., Металлургиздат, 1959. 222 с. с ил.
5. Френц Г. С . Окисление сульфидов металлов. М ., «Наука», 1964. 190 с. с ил.
6. Агеенков В. Г ., Торопова Т. Р. — «Цветные металлы», 1956, No 5, с. 50—54 .
7. Бакарджиев #.,
Димитров Р.,
Л яков И. Рудо добив металлургия», 1964,
No11,с.22.
8. Roggero С. £ .
—
«Transactions of the Metallurgical Societu AJME», 1963,
v. 227, p. 106.
9. Клушин Д. Я .,
Бессер Л. Д .,
Бимбасов К♦ АЬ, Савина В.
—
«Научные
труды» (Гинцветмет). Сб. No 37. М . , «Металлургия», 1974, с. 133—141.
10. Anderson P. F. — «Phys. Rew.», 1956, v 102, p. 1008.
11. Hopkins D.W. Bulletin of the Institution of Mining and Metallurgy. 1949,
October, No 515, p. 1 —21 .
12. Маянц A. Д.
—
«Цветные металлы», 1948, No 6, с. 46—61; 1949, No 5, с. 43—
46.
13. Агеенков В. Р.,
Сериков 3. Л.
—
«Изв. вузов. Цветная металлургия», 1960,
No 5, с. 58—65.
14. Штейнгарт Р. М . Изучение и промышленное освоение обжига цинковых
концентратов в кипящем слое на заводе «Электроцинк». М .,
ЦИИН ЦМ,
1957. 96. с. с ил.
15. Бессер А. Д .,
Севрюков Н.Н.
—
«Цветная металлургия» (Бюл. ЦИИН ЦМ),
1964, No 3, с. 19—25 .
16. Кожахметов С. М., Пензимонж Я. Я ., Шуровский В. Р., Тумарбеков 3. Т.
—
«Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1965, No 10,
с. 23—25 .
17. Берлин 3. Л-, Дярев Я. В.,
Ивановский £. Л. а др.
—
«Цветная металлур-
гия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1972, No 6, с. 45 —49.
18. Кучин Р. М. Обжиг цинковых концентратов в кипящем слое М.,
«Метал-
лургия», 1966. 75 с. с ил.
19. «Mining Magazine», 1970, v. 123, No 4, p. 462.
20. «Erzmetall», 1972, No 6, S. 305.
21. Electrolytic Zinc plant at Hikoshima Smelter, Mitsai Mining and Smelting
Co Ltd, 1970, May, p. 5.
22. «Mining Magazine», 1974, v. 127, No 6, p. 416—429.
23. Теслицкая M. В.,
Портноян Д. K -,
Константинова Г. В .
—
«Цветная ме-
таллургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1975, No 6, с. 91 с ил.
24. Применение в СССР процессов обжига в кипящем слое. М .,
ЦИИН ЦМ,
1960. 496 с. с ил.
25. Димитров Д.,
Парущев Я.,
Висарионов В.,
Парапитев Ц-
—
«Рудодобив
и металлургия», 1964, No 2, с. 21 —26.
26. AJME World Symposium on Mining ang Metallurgy of Lead and Zinc, 1970,
v. 11, N—Y. 675 p.
27. Advances in extractive metallurgy and refining, 1972, p. 521 .
28. «Chemical Engineering Progress», 1955, v. 49, 10, p. 527 —532.
29. «Mining Engineering», 1969, v. 21, «No 5, p. 60 .
30. Цветная металлургия Японии. M., «Цветметинформация», 1970. 477 с. с ил.
31. «J. of Metals», 1964, Н> 8, р. 446—450; 1961, v. 13, No 10, р. 759—761.
32. Austr. Inst. Mining and Metallurgy, 1958, M> 188, p. 1 —10.
33. Вартанян Л. M
,
Мономарев В. Д .,
Цереков Г X.
—
«Цветные металлы»,
1962, No 8, с. 21—27.
лл
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

34. Чередник Я. Af.,
Ахматов Р. С .,
Кучин Р. М.
—
«Цветная металлургия»
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 19.70, No 13, с. 35—51 .
35. Клушин Д. Я .,
Резник Я. Д .,
Соболь С. Я . Применение кислорода в цвет-
ной металлурги. М ., «Металлургия», 1973. 239 с, с ил.
36. Бабина Я. В ., Бессер Л. Д . — «Цветные металлы», 1958, No 12, с. 20—24 .
37. Бабина Я. В .,
Бессер Л. Д.,
Алюшин В. Я. и др.
—
«Цветные металлы»,
1959, No 6, с. 27 —32.
38. Теслицкая Ж. В .,
Константинова Г. В . Новое в переработке основных
промпродуктов цинкоэлектролитного производства за рубежом. М .,
«Цвет-
метинформация», 1974. 91 с. с ил.
39. Слепое В. Я .,
Бессер Л. Д .,
Григорьева О. Л. — «Научные труды» (Гин-
цветмет). Сб. No 30. М -, «Металлургия», 1969, с. 9 —21 .
40. Клушин Д. Я ., Вессер Л. Д . — «Цветные металлы», 1971, No 3, с. 31—32.
41. Бессер А. Д.,
Бабина Я. В .
—
«Цветная металлургия» (Бюл. ЦИЙН ЦМ),
1964, Н2 4, с. 22 —26.
42. «J. of Metals», 1954, No 8, p. 900 .
43. Neider R. P.,
Bain W The Canadian Mining and Metallurgical Bulletin
of August, Montreal, 1967, p. 929.
44. Dayton Stenliy H. — «Metal Mining and Process», 1964, v. 1, No 1, p. 38 .
45. «Metal Bulletin», 1970, 10 march, p. 15 .
46. «Z. Erzbergbau ung Metallhuttenwesen», 1961, Bd. 14, No 2, S. 63 .
47. Цветная металлургия капиталистических стран. М .,
Металлургиздат, 1963.
475 с. с ил. Авт: Ф. М. Лоскутов, С. Я. Петкер, Б. Ш. Зайденберг, Ю. В. Ор-
ловский.
48. Огиенко Л. С . — «Цветные металлы», 1965, No 10, с. 36 —38 .
49. Буровой И. А*, Баротицкая Ф. Я ., Драчева Т. В ., Сандулова И. В .
—
«Цвет-
ная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1967, Кя 4, с. 25 —28.
50. Пахомова Р. Я .,
Маренкова Л. М .
—
«Цветная металлургия» (Бюл. ин -та
«Цветметинформация»), 1966, Ня 19, с. 24 —28.
51. Маренкова Л. М .,
Пахомова Р. Я .,
Пилипчук Я. Л» и др.
— «Цветные ме-
таллы», 1974, Mb 12, с. 15 —17 .
52. Бурдаков Ю. М .у Полупанов «Р. Р .
—
«Цветная металлургия» (Бюл. ин -та
«Цветметинформация», 1962, No 19, с. 29—33 .
53. Снурников Л. Я .,
Пусько Л. Р .,
Юренко В. М .
— «Цветная металлургия»
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1965, No 9, с. 29—34.
54. Бумажное Ф. Р.
—
«Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформа-
ция»), 1966, N° 19, с. 29—30 .
55. «British Chemical Engineering», 1961, No 4, p. 261.
56. Снурников Л. Я ., Михайлова Р. М ., Огиенко Л. С . — «Цветные металлы»,
- 1971,N24,с.12—15.
57. Юренко В. М .,
Огиенко Л. С .,
Ливкина Л. Д .,
Вихарев И- Г.
— «Цветная
металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1975, No 8, с. 46—49.
58. Воронин Я. С .,
Неверов Я. Я .,
Р#сар^Л. Л.,
Марчук Л. Л.
—
«Цветная ме-
таллургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1967, No 20, с. 24 —29.
59. Бессер Л. Д ., Popd<?« Р. М ., Яше Л. /(. и др. Авт. свид. Ш 308768.
—
Откры-
тия, изобретения, промышленные образцы, тов. знаки», 1971, No 22, с. 24 .
Глава II
СВИНЦОВАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
А
Основным свинцовым сырьем являются флотационные концен-
траты, которые в зависимости от качества исходных руд и приме-
няемых методов обогащения содержат 55—75% Pb; 3—8% Zn;
2—10% Fe; 15—18% S; 0,5 —4% Си; 1—3% Si02. Кроме этих
45
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

компонентов, в свинцовых концентратах обычно присутствуют
кадмий, сурьма, мышьяк, олово, золото и серебро. Концентраты
состоят из частиц, крупность которых в основном (70—90%)
составляет 0,074 мм.
1. ОБЖИГ СУЛЬФИДНЫХ СВИНЦОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
ВНИИцветмет совместно с Лениногорским свинцовым заводом
разработал и проверил в промышленных условиях способ полу-
чения свинца путем восстановительной электроплавки агломерата.
Для плавки в электропечи не нужно иметь крупнокусковый,
высокопрочный и дорогостоящий агломерат. Поэтому в укруп-
ненно-лабораторном масштабе исследовали возможность высоко-
температурного обжига в кипящем слое свинцовых концентратов
с получением укрупненного огарка и концентрированных по S02
газов с целью замены им спекательных машин с громоздкой си-
стемой охлаждения, дробления, грохочения и с транспортировкой
в оборот около 75% получаемого агломерата.
Обжиг свинцовых концентратов проводили при 700—900° С
в печи КС с площадью пода 0,05 м2
.
Основные трудности обжига
заключались в легкоплавкости концентратов при указанной тем-
пературе. Так, при 50% Pb в концентрате обжиг был возможен
при 900° С, а при увеличении его содержания до 66,8% — только
в пределах 800—830° С. В то же время в фильтрующем слое все
испытанные концентраты спекались уже при 600—650° С. Плавка
огарка
в
лабораторной
электропечи
производительностью
250 кг/сут без добавки флюсов и при расходе коксика око-
ло 6% показала возможнорть прямого извлечения свинца
на 88%.
Опубликованы результаты исследований обжига в кипящем
слое тонкодисперсного флотационного свинцового концентрата,
85% частиц которого имеют крупность менее 0,074 мм. Химический
состав концентрата, %: 68,0 Pb; 4,3 Си; 4,7 Zn; 3,3 Fe и 14,0 S.
Технологический режим обжига "характеризовался тем, что про-
цесс окисления вели при 650° С, т. е. выше температуры начала
спекания данного материала (525° С), а общее оплавление огарка
предотвращали повышением линейной скорости газа в слое до
91,5 см/с против необходимой для псевдоожижения 30,5 см/с.
При этом отмечалось существенное укрупнение огарка, характе-
ризующееся образованием агломерированных частиц
г
.
В работе [1] приведены результаты лабораторных исследова-
ний частичного обжига в кипящем слое при 600—700° С свинцо-
вых концентратов перед агломерацией с целью повышения про-
изводительности существующего агломерационного передела и
использования серы. Концентрат загружали непрерывно в псевдо-
ожиженный слой крупнодисперсного песка, а огарок, полностью
1
Пат. (США), N° 2819157, 1953.
46
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

выносимый из печи, улавливали в циклонах. Десульфуризация
составила 56,4% при остаточном содержании серы в огарке 15,6%
(указывается, что окислялся в основном пирит), удельная произ -
водительность обжига 42,7 т/(м3
• сут).
2. ВОЗГОНКА СВИНЦА ИЗ ТРУДНООБОГАТИЧЫХ РУД
Ряд месторождений свинцовых руд относится к разряду труд-
нообогатимых. Извлечение свинца из таких руд при использова-
нии гравитации, флотации и магнитной сепарации не превышает
20—60%, поэтому были проведены исследования по переработке
их методом воз гоночного обжига в печи КС [2].
Руда Ново-Акатуевского
месторождения содержала,
%:
5,50 Pb (1,82 — окисленного); 3,64 Zn; 8,2 Fe; 0,52 S; 20,7 Si02;
13,5 CaO; 8,5 MgO и т. д. Обжиг проводили в печи КС диаметром
100 и высотой 2200 мм, при 980—1100° С в окислительной, ней-
тральной и слабовосстановительной средах. Продукты обжига
распределялись в следующем порядке, %: 61—огарок, 36
—
циклонная пыль; 3 — возгоны. Установлено, что в окислительной
и нейтральной средах отгонка свинца идет неудовлетворительно,
а при обжиге с температурой в слое 1040—1060° С, концентрации
окиси углерода в газах 3%, что соответствует расходу топлива 60%
от массы руды, в огарках остается около 0,3% свинца; возгоны
содержат 37,6% свинца. При этом удельная производительность
печи достигла 9,5 т/(м2
-сут).
3. СУШКА ПУЛЬП СВИНЦОВЫХ ПЫЛЕЙ
Схема переработки свинцовых пылей плавильного цеха Чим-
кентского свинцового завода (ЧСЗ) состоит в сульфатизации их
крепкой серной кислотой и выщелачивании с последующим извле-
чением металлов. Так как улавливание пыли осуществляется
в системе мокрой пылеочистки, то перед дальнейшей переработ-
кой ее необходимо сгустить, отфильтровать и высушить. Обычно
в подобных случаях сушку производят в сушильных барабанах.
Разработанный в Гинцветмете метод сушки пульп свинцовых
пылей на ЧСЗ в печи КС с ванной из инертного материала (квар-
цевого песка крупностью 1—2 мм) [3] позволил Кавказгипроцвет-
мету запроектировать печи КС для сушки указанных пульп.
На рис. 8 приведена схема цепи аппаратов установки для сушки
пульп свинцовых пылей ЧСЗ [4]. Печь КС имеет диаметр подины
1800 мм и надслоевого пространства 2460 мм. Высота печи 4500 мм.
Снаружи она теплоизолирована слоем шлаковаты и асбоцемента.
Инертный материал — речной песок крупностью —5 мм подается
в печь из специального бункера сверху, а разгрузка его осуще-
ствляется с уровня пода. В топке с рабочим объемом камеры
2,75 м
3
сжигается природный газ под давлением 2000 мм вод. ст.
47
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Продукты сгорания являются теплоносителем с температурой под
подиной 600° С.
Сушку пульпы осуществляют следующим образом. На подину
насыпают песок слоем 400—450 мм и подают горячий газ. В нагре-
тый кипящий слой инертного материала через форсунку периоди-
чески подают пульпу. Подачу прекращают при понижении тем-
Рис. 8 Схема цепи аппаратов сушки пульпы свинцовых пылей в кипящем
слое.
1 — сгуститель; 2 — релульпатор для нижнего слива; 3 — питающий ре-
пульпатор; 4 — печь КС; 5 — топка под давлением; 6 — взрывной клапан;
7 — циклон СИОТ; 8 — бункер циклона; 9 — бункер для пыли; 10 — ру-
кавный фильтр; 11 — дымосос; 12 — шнек; 13 — бункер для инертного
материала; 14 — пульповый насос; 15 — течка для инертного материала
16 — воздуходувка; 17 — газостанция
пературы в слое до 120—125° С и вновь включают при ее повыше-
нии до 180—200° С. В период повышения температуры в слое
происходит интенсивная сушка и отряхивание пыли, осевшей
на частицах инертного материала, а также вынос ее в газоходную
систему. Соотношение ж : т в пульпе равно 1,8 : 1, так как более
густую пульпу не удавалось подать через форсунку. Скорость
воздуха в слое составляет 1,3—1,5 м/с.
Производительность печи КС составляет по твердому 7—8 и по
жидкому 15—18 т/(м2
*сут). При этом влажность полученного
продукта равна 0—2%. Продолжительность работы печи между
выгрузками инертного материала для его замены не превышает
20—30 ч. Рост сопротивления слоя в результате образования гра-
нул из пыли тем быстрее, чем больше растворимых сульфатов
48
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

в жидкой составляющей пульпы. Установлено, что количество
растворимого не должно превышать 5 г/дм
3
.
В настоящее время установка для сушки пульп свинцовых
пылей находится в эксплуатации.
4. СУЛЬФАТИЗАЦИЯ СВИНЦОВЫХ ПЫЛЕЙ
Опытно-промышленная установка для сульфатизации свинцо-
вых пылей на УКСЦК по разработанной ВНИИцветметом схеме
состояла из грануляции пыли в смеси с крепкой серной кислотой
на тарельчатом грануляторе, термической обработки гранул в печи
КС, улавливания пыли и возгонов с последующим извлечением
некоторых редких металлов и мышьяка и водного выщелачивания
с извлечением в раствор цинка, кадмия и редких металлов.
Перерабатывали свинцовую пыль следующего состава, %:
51 Pb; 13 Zn; 2,6 Cd; 0,32 Си; 0,5 Fe; 5—6 As; 2C1; 0,14 F. Грануля-
цию проводили на чашевом грануляторе с диаметром тарели
2000 мм, высотой борта 250 мм, углом наклона 55° и числом обо -
ротов 8,3 в минуту. Одновременно подавали сухую пыль и крепкую
серную кислоту в количестве 110—115% от теоретически необ-
ходимого для сульфатизации, что соответствует 55% от массы
пыли. 90% полученных гранул имели крупность —5 мм.
Готовые гранулы самотеком поступали в прямоугольную
печь КС с площадью пода 0,75 м. Высота печи 3200 мм, разгрузоч-
ный порог расположен на высоте 1000 мм. Подина, наклонная на
1° 30' в сторону разгрузки, представляла собой стальной лист
толщиной 8 мм с нарезанными в нем щелевыми отверстиями.
Кроме разгрузки, через порог можно выпускать материал слоя
с уровня пода. Вынос пыли составляет в среднем 10—12%.
Отходящие газы предварительно очищали в двух параллельно
расположенных циклонах диаметром 600 мм, затем охлаждали
в скруббере и направляли на тонкую очистку в центробежно-
пенный аппарат.
Теплоносителем являлся нагретый в двух теплообменниках
воздух, расход которого составлял 4—5 м
8
/кг пыли. Давление
воздуха под подиной составляло 2600—2700 мм вод. ст. При тем-
пературе в топке 700—800° С воздух нагревался до 500° С. Тем-
пература в слое составляла 250—370° С.
Установлено, что в процессе сульфатизации гранулированной
пыли свинец переходил в сульфатную форму на 98—100%, цинк —
на 95—98%, кадмий — на 96%. Рассеянные металлы практически
полностью оставались в сульфатном продукте и затем выщела-
чивались на 75—90%. Степень отгонки мышьяка составила 85—
90%, хлора и фтора —85—90%.
Позднее во ВНИИцветмете на лабораторной установке КС
была проведена работа по сульфатизации гранулированных
свинцовых пылей на воздушно-кислородном дутье [5]. Исходная
пыль содержала, %: 51,1 Pb; 13,6 Zn; 0,24 Se; 3,3 As. Грануля-
49
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

цию проводили при добавлении 60%-ной H2S04 и использовали
гранулы крупностью от 0,3 до 2 мм. Обжиг осуществляли при
350—400° С и расходе воздуха для псевдоожижения 5,5 м
3
на
1 кг гранул. Концентрацию кислорода изменяли от 21 до 30%.
При сульфатизации гранулированной пыли на воздушно-
кислородном дутье, содержащем 30% кислорода, степень отгонки
селена в среднем увеличивалась на 15%, а мышьяка — на 10%
по сравнению с обжигом на воздухе. Скорость и степень сульфа-
тизации цинка и кадмия также возрастали. Содержание селена
в шламах мокрых пылеуловителей возросло до 10—15%, а серы —
уменьшилось до 5%. Установлено также, что увеличение концен-
трации кислорода в дутье выше 30% нецелесообразно.
5. ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЦВЕТНЫХ И РЕДКИХ МЕТАЛЛОВ
ИЗ СВИНЦОВЫХ КЕКОВ
При гидрометаллургической переработке вельц-окислов и
шлаковозгонов одним из промпродуктов являются свинцовые
кеки. В них, кроме свинца, кадмия, цинка и меди, часто при-
сутствует значительное количество редких и рассеянных эле-
ментов. Как показали исследования [61, эффективным способом
извлечения ценных компонентов может быть сульфатизация
металлов при обжиге кеков, подаваемых в виде пульпы в кипя-
щий слой.
Сульфатизирующий обжиг проводили в лабораторной печи КС
при следующих условиях: температура под подиной 800° С;
в слое 170—200° С, расход воздуха 10—12 м
3
/кг кека, удельная,
производительность по пульпе 25, по кеку 12 т/(м2
-сут). Полу-
ченные гранулы совместно с пылью подвергали выщелачиванию.
Установлено, что в результате выщелачивания и последующего
осаждения индия из раствора при значениях рН 3—4 (предва-
рительно восстанавливается железо и выделяется медь) могут
быть извлечены: индий — на 88% в концентрат с содержанием
его больше 2%; медь — на 60% в медную губку; цинк — на 80%
и кадмий — на 68% в растворы.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Peper presented dt the 103 rd AIME Annual Meeting Dallas. Texas, Febru-
ary, 1974, p. 24 —28
2. Бенуни А. А у Селивохин П //. -- «Научные фуды» (Гинцветмет) Сб. No 23
М., «Металлургия», 1965, с. 106—114 .
3. Виноградова М. А , Забережный Я. И , Никитина И. С . — «Цветная ме-
таллурги я» (Бюл. ЦИИН ЦМ), 1962, No 16, с. 33 —35.
4. Малкин Я. 3 , Сухов В. П. — «Цветные металлы», 1965, Кя 6, с. 28—33.
5. Гецкин Л. С ., Савраев В. П — «Цветные металлы», 1961, Кя 11, с. 26—29.
6. Снурников А. П , Цыб П. #., Пусько Л. Г . и др. — «Цветные металлы», 1965,
Ня9,с.36—41.
50
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

* Глава III
МЕДНАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
А
Несмотря на интенсивное распространение комбинированных
автогенных процессов переработки медных концентратов (взве-
шенная плавка, непрерывные процессы получения черновой меди
по схеме Норанда и Митсубиси и др.), в некоторых случаях
применяют процесс окислительного обжига.
Частичный обжиг медных концентратов перед плавкой
используют как подготовку твердого продукта к дальней-
шей переработке и как процесс, обеспечивающий извлечение
серы.
Окислительный обжиг применяют также и в гидрометаллур-
гических процессах для извлечения меди и сопутствующих цен-
ных металлов. В этом случае обжиг ведут намертво при макси-
мальном окислении сульфидов.
Первые исследования частичного обжига медных концентра-
тов и шихты в кипящем слое, показавшие перспективность при-
менения этого процесса, были проведены в 1952 г. в Гинцвет-
мете [1]. Первую промышленную реализацию процесса осуще-
ствили в 1959 г. в НРБ на медеплавильном комбинате им. Дамя-
нова на печах с площадью пода 10 м2 по проекту Унипромеди [2].
Основанием для проектирования процесса послужили полупро-
мышленные исследования, проведенные Гинцветметом совместно
со Среднеуральским медеплавильным заводом [11. Это был пер-
вый в мировой практике промышленный опыт по частичному
обжигу в кипящем слое медной шихты. Затем процесс частичного
обжига нашел применение на заводе «Томпсон» в Канаде (1960 г.),
в США на заводе «Коппер-Хилл» (1961 г.) и позднее в Японии
(завод «Наосима»), Замбии (завод «Люаншиа») и др. В настоящее
время в Советском Союзе работают печи для обжига медных
концентратов и шихты в кипящем слое на Среднеуральском
медеплавильном заводе (СУМЗе) и Алавердском горно-метал-
лургическом комбинате (АГМК). На Норильском горно-ме-
таллургическом комбинате также введены в эксплуатацию пе-
чи КС.
В мировой практике обжигу подвергают —4% медных кон-
центратов, а в Советском Союзе—около 30%.
В Советском Союзе развитие процесса идет в направлении
повышения температуры до 880—920° С и обогащения дутья
кислородом с целью получения более крупного продукта для
плавки, снижения выноса пыли и увеличения интенсивности
обжига [31. За рубежом все печи работают при низких темпера-
турах (580—690° С) [41.
51
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

1. ОСНОВНЫЕ ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА
МЕДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ И ПРОДУКТОВ ОБЖИГА
Как правило, чистых сульфидных медных концентратов не
существует, так как медные минералы ассоциированы с сульфидами
Железа (—90% от общего количества) в виде халькопирита
(CuFeS2) и борнита (Cu5FeS4). В небольшом количестве встре-
чаются чистые минералы меди: халькозин (Cu^S) и ковеллин
(CuS).
Железо содержится в медных концентратах в виде пирита
(FeS2) или пирротина (Fe7S8). Пирит содержат практически все
медные концентраты. В норильских концентратах железо нахо-
дится в форме пирротина, в них же имеется никель в форме пент-
ландита [(FeNi)Sl. Уральские концентраты, как правило, содер-
жат сфалерит (ZnS).
В табл. 11 приведен химический состав концентратов и шихт,
перерабатываемых на некоторых заводах. Общим для всех кон-
центратов, подвергающихся обжигу, является относительно низ-
кое содержание меди и высокое серы.
Таблица 11
Химический состав концентратов и шихт на различных заводах, %
Завод
Си
Zn
Fe
S
Si02
CaO
н«о
АГМК*...
15—16
25—28 30-31 12—1
4
1,0
6-7
СУМЗ*...
12—15 2 —4 27 —29 30—31 14—1
8
1,3
6-7
Норильский ГМК .
22,5
—
38,0 34,2
1,0
—
7-8
Завод им. Дамянова
(НРБ) *
14—15
—
30—32 35—37 14—1
6
1,0
6-7
Завод «Коппер-Хилл»
35,7
(США)...
19,5 2,5 36,3
1,7
—
Пульпа
Завод «Бор» (Югосла-
вия)
21—23 --
27-28 34-35 7—10 —
9—10
* Шихта.
Концентраты после обогащения тонкодисперсны и содержат
90% и более фракции — 74 мкм; норильские медные концентраты
содержат 95% фракции — 44 мкм. Как правило обжигают концен-
траты в смеси с флюсами (кварцем и известняком). Подсушенные
концентраты окомкованы и при обжиге частично или полно-
стью разрушаются.
Флюсы имеют более крупный помол (табл. 12) и составляют
в основном ванну кипящего слоя, а мелкие частицы концентратов
выносятся из печи вместе с газами.
В табл. 13 приведена температура воспламенения сульфидов,
составляющих медные концентраты [5, 6]. Как следует из дан-
ных этой таблицы, температура воспламенения основных суль-
52
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

фидов (халькопирита, пирита, халькозина) отличается незна-
чительно.
По данным работы [5], температура воспламенения зависит
от влажности воздуха, поступающего на обжиг, обогащения
воздуха кислородом и сернистым газом, скорости нагрева, раз-
мера частиц и природы минерала.
Температура воспламенения сульфидов так же, как их удель-
ная поверхность, находится в гиперболической зависимости от
среднего размера частиц, что указывает на прямолинейную
связь между этими величинами.
Для некоторых сульфидов (пирита и сфалерита) температура
воспламенения не меняется в интервале крупности от 0,2 до 2 мм.
Это объясняется разрушением сульфидов при нагревании, что
приводит к увеличению удельной поверхности и снижению тем-
пературы воспламенения.
В работе [7] методом термического анализа определяли тем-
пературу воспламенения некоторых медных концентратов и шихт.
Изучали влияние на температуру воспламенения концентрации
Кислорода в газовой фазе, содержания кремнезема в шихте,
а также химического состава исходного продукта. Опыты про-
водили с пробами исходной дисперсности и с предварительно
гранулированными.
Температура воспламенения норильского концентрата, содер-
жащего 25,38% Си, составляла 288° С, красноуральского
• (13,73% Си), красноуральского с кварцем (13,23% Si02) 320° С,
золотушинского (21,71% Си; 10,90% Zn) 343° С.
В противоположность чистым сульфидам состав газовой фазы
(20—90% 02) не влияет на температуру воспламенения медных
сульфидных материалов, но влияет на интенсивность протека-
ния
процесса воспламенения.
Разубоживание
концентратов
; инертными добавками, а также наличие в них значительного
'количества сульфидов с высокой температур(?й начала воспла-
менения повышает температуру воспламенения (золотушинский
. концентрат).
Температура воспламенения гранулированного норильского
концентрата несколько выше, чем негранулированного, и соста-
вляет 293° С. Это обусловлено различной степенью контакта зерен
с газовой средой, подводом и отводом кислорода и продуктов
реакции к реакционной поверхности.
Таким образом, температуру воспламенения сульфидного мед-
ного концентрата можно определить по превалирующему мине-
ралу и ее можно считать равной 380—420° С для условий разо-
грева кипящего слоя. Действительно, при предварительном на-
греве кипящего слоя до 380—420° С дальнейшее повышение
температуры происходит автогенно.
Одним из основных параметров, влияющих на ход и резуль-
таты обжига, является температура плавления сульфидов и в осо-
бенности систем из сульфидов. В табл. 14 приведена температура
53
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Гранулометрический состав продуктов обжига при различных режимах об
Размер отверстий сит,
Температура
обжига, °С
+2|
+1
+0,84
+0,6
И,42
+0,31
+0,21 +0,15
+0,1
650-700
0,5
2,3
3,21 0,19
3,0 21,41 0,09
850—880
4,39
8,35 —
12,1 6,9
—
6,2
4,7 6,06
850—880
6,2
10,00
—
13,25
—
0,66 7,12 6,40 8,61
(до 30% 02)
593—649
0,63
—
3,75
—
—
5,08 4,27 1,38 1,78
(пульпа)
900—920
29,9 * 51,0
—
15,4
—
—
0,1 0,09 0,34
(огарок с пода)
5,5
Кварц
3,3
—
20,6
—
—
44,3
—
24,00
* 4,2% фракции + 4 мм; 3,3% фракции + 3 мм
Таблица 13
Температура воспламенения основных сульфидов, °С
Минерал
Крупность — 0,06 мм,
по данным работ [5, 6J
Крупность
-24-0мм
Кубик
с
ребром
7мм
воздух
82% 02
воздух
но данным работы
[б], воздух
Пирит
360
350
345
394 445
Халькопирит
—
380
335
360 497
Пирротин
—
—
419
—
—
Халькозин
435
380
.—
—
—
Сфалерит
675
555
605
620 651
Галенит
755
755
.—
700
780
Элементарная сера
290
250
—
—
—
Таблица 14
Температура плавления чистых сульфидов и сульфидных эвтектик
Сульфид
Температура
плавления,
°C
Система
Температура
плавления,
°C
FeS
1193
FeS—Fe (85% FeS)
985
Cu2S
1135
FeS—Cu2S (32,4% Cu.S)
995
ZnS
1670
FeS—ZnS (5,0% ZnS)"
1080
PbS
1120
FeS—PbS (30,0% FeS)
863
Ni3S2
787
Cu2S—PbS (51,0% Cu2S)
550
FeS2
1171
Cu2S—Ni3S2 (23,0 Cu2S)
728
54
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

плавления основных сульфидов, содер-
жащихся в медных концентратах, и
сульфидных эвтектик [8].
Смесь огарка с пылями после обжи-
га в кипящем слое представляет собой
тонкодисперсный продукт, содержащий
серу, с температурой 550—650° С.
На воздухе огарок продолжает окис-
ляться. Насыщенные газом горячие про-
дукты обжига легкотекучи, не имеют
практически угла естественного откоса,
что необходимо учитывать при транс-
портировке. Теплоемкость огарка со-
ставляет 0,18 ккал/(кг • град); насыпная
масса 1,1 г/см
2
; плотность 3,7 г/см
3
.
Гранулом
етрический
состав
огарка
зависит от физических свойств исход-
ного материала, минералогического со-
става, крупности помола флюсов, температуры процесса.
В табл. 12 приведены гранулометрические характеристики смеси
огарка с пылью двух заводов, работающих в разных режимах.
Дан также гранулометрический состав огарка, выгружаемого
с подины.
Фазовый состав огарка после обжига в кипящем слое изучали
в
Научно-исследовательском
институте
цветных
металлов
(НРБ) 19].
Исследование показало преимущественное влияние темпера-
туры процесса на изменение магнитных свойств огарка. Носите-
лями магнитных свойств являются Fe^S, Fe304, Y-Fe203 и
CuFeS2. Отмечено, что во всех режимах пирит и халькопирит
диссоциируют неполностью.
Наличие недиссоциированного пирита (около 10%) и халько-
пирита (до 5%) наблюдали и другие исследователи [10].
В Унипромеди изучали вещественный состав огарка, полу-
ченного при обжиге в КС медно-цинковой шихты СУМЗа [10].
Шихту, состоящую из 11,2% Си, 22,7% Fe, 2,5% Zn и 19,6% Si02,
обжигали при 650° С на воздушном дутье и дутье, обогащенном
кислородом, при десульфуризации 65%. Установлено, что основ-
ные сульфиды, составляющие шихту (пирит 86—92% от общего
количества железных минералов и халькопирит 60—70%
от общего количества медных минералов), претерпевали суще-
ственные изменения и окисление их протекало неравномерно.
Наряду с сильно окисленными зернами наблюдались слегка
измененные. Халькопирит окислялся с образованием борнита
с небольшим количеством меди или борнита и феррита окиси
меди; иногда вместо них присутствовал халькозин.
Количество феррита меди в огарке составляло примерно 20%
от всех медных минералов огарка. До 70% сульфидов железа
65
Таблица 12
жига (огарок пыли), %
мм
+0,074 +0,043
- 0,043
^ср. взв.
6.4
6.5
14,57
16,4
12,4
32,23
46,51
32,4
1,9
0,157
0,247
0,49
7,98 69,64 5,49
0,155
0,17 0,12
2,8
1,754
1,7 0,6
—
0,67
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

окислялось до магнетита. Сульфид цинка в количестве 70%
оставался без изменения, а остальная часть окислялась с обра-
зованием ферритов и окиси цинка.
В огарке встречались частично ошлакованные участки, состоя-
щие из ферритов и стекла, в особенности внутри крупных зерен
пирита и халькопирита в местах кварцевых включений.
При обогащении дутья кислородом вещественный состав
огарка практически не изменялся. Однако увеличивалось шлако-
образование, уменьшалось количество трехвалентного железа
за счет взаимодействия окислов железа с кремнеземом. Шлак
состоял из ферритов и железистого стекла. Доля пирита в огарке
уменьшалась до 5,8%.
Исследование [11] показало, что источниками магнетита при
плавке огарка КС в электропечи являются огарок (68,8%) и кон-
верторный шлак (25,7%). В шлаке и штейне магнетит растворяется
в количествах 38,36 и 24,41% соответственно от всего магнетита,
поступившего в плавку.
Фазовый анализ огарка от обжига медно-цинковой шихты
СУМЗа показал, что практически основная часть окисленной
меди и цинка находится в виде ферритов и количество их сильно
зависит от содержания серы в огарке [12]. Так, при содержании
серы в огарке 7,3 и 14,7% количество феррита меди снижается
с 31,4 до 5% соответственно, а феррита цинка — с 35,1 до 13,3%.
Температура процесса оказывает значительное влияние на
ферритообразование. Так, при температуре 600° С и продолжи-
тельности обжига 45 мин в,огарке содержится до 14,6% меди
в виде феррита, а при 900° С — до 44,2%. Такая же зависимость
установлена и для цинка (16,5 и 39,2% соответственно).
Физические свойства шихты обжига (негранулированной или
гранулированной) несущественно сказываются на образовании
ферритов в огарке. Однако в гранулированном огарке за счет
большего контакта зерен и увеличения твердофазного взаимодей-
ствия количество ферритов несколько больше [на —7% (абс.)].
2. КИНЕТИКА ОКИСЛЕНИЯ СУЛЬФИДОВ МЕДИ
И МЕДНОЙ ШИХТЫ В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
Скорость процесса обжига сульфидных материалов зависит
от скорости окисления отдельных сульфидов, входящих в состав
медных концентратов.
Кинетику окисления сульфидов тяжелых цветных металлов
и сопутствующих им редких металлов изучали в Уральском
политехническом институте [13]. Исследование проводили в ста-
ционарном и кипящем слоях. Из графиков (рис. 9) следует, что
при обжиге в стационарном слое при 700° С интенсивное окисле-
ние наблюдается у сульфидов меди и железа, значительно мед-
леннее окисляются сульфиды никеля и кобальта и сфалерит.
При обжиге в кипящем слое скорость окисления сульфидов
56
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

железа и меди возрастает в несколько раз:" пирита — в 2,2 раза,
халькопирита — в 3,2 раза, полусернистой меди—в 1,75 раза.
Скорость окисления в кипящем слое сульфидов цинка, никеля
и кобальта практически не изменяется. Это объясняется тем, что
при 700° С эти сульфиды окисляются в кинетическом и переход-
ном режимах, а сульфиды железа и меди окисляются в диффу-
зионном режиме, когда скорость процесса зависит от скорости
диффузии газообразных веществ к реагирующей поверхности.
Наличие турбулизации газового потока и непрерывное дви-
жение частиц в кипящем слое разрушает ламинарный газовый
too
I60
%
§
40
|
0ZЧ681012112468101214
т7мин
г,мин
Рис. 9 . Зависимость степени окисления сульфидов металлов от продолжительности об-
жига в стационарном слое при температуре 700° С (а) и в кипящем слое (б)
подслой и ускоряет диффузию кислорода к поверхности частиц.
При кинетических режимах окисления сульфидов разница в ско-
ростях процесса в стационарном и кипящем слоях невелика.
С повышением температуры обжига в кипящем слое интенсив-
ность окисления сульфидов увеличивается, в особенности для
сфалерита и редких металлов (рис. 10).
Большое влияние на скорость окисления сульфидов оказы-
вает содержание кислорода в дутье. С увеличением содержания
кислорода скорость окисления сульфидов растет прямо пропор-
ционально парциальному давлению кислорода (рис. 11). Зави-
симость скорости окисления сульфидов тяжелых цветных метал-
лов от содержания кислорода в дутье при 700° С можно выразить
следующими уравнениями [8,131: t>pes2 = 1170ро2; fcuFes,
=
= 860/?o2; Vcu2s = 172/?о2; *>zns = 38/?о2, (ро2 — парциальное
давление кислорода в дутье). ,
При окислительном обжиге в кипящем слое, когда материал
поступает сразу в зону высокой температуры, процесс почти
моментально переходит в диффузионную область.
Исследования кинетики десульфуризации чистых сульфи-
дов показали, что суммарная скорость десульфуризации ко-
веллина и халькозина при последовательном двустадийном осу-
ществлении процесса (диссоциация + окисление) меньше, чем
57
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

t'C
Рис. 10 . Зависимость условной ско-
рости окисления v сульфидов тяжелых
и редких металлов в кипящем слое от
температуры
В,
%
Гтах,»г$/мин
I
<
\/
ж'
ft?
Чг
1 Cu2!
jp$
1
rlfmi
МУЩЛ
<
Infaf
300
700
21
25
29 30
О ь°Ь
Рис. 11 . Зависимость скорости окис-
ления сульфидов цветных металлов и
железа v в кипящем слое ирн 700° С от
содержания кислорода в дутье
Рис 12. Зависимость степени десульфури-
зации D медно-цинковой шихты во времени
ъ кипящем слое от температуры ^р^ =
= 0,21 ат; S0 = 1992 см*/г):
/—600°С;2-700°С;3-300°С
58
50
'30
10\
.0 —o-I-
2
-и0-f
40
80
120
ЪС
Рис. 13 Зависимость степени десульфури-
зации D медно-цинковой шихты во времени
при обжиге в кипящем слое от парциаль-
ного давления кислорода в дутье (темпера-
тура обжига 700° С, S 0 = 1992 см
2
/г)
/— = 0,21ат;2—р =0,25ат;3—
Ua
'=0,3ат
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

при непосредственном окислении. При совместном протекании
термической диссоциации и окисления создаются, вероятно,
лучшие условия для протекания гетерогенной реакции десульфу-
ризации в связи с разрушением сульфидов. Изучение кинетики
десульфуризации медно-цинковой шихты СУМЗа состава, %:
10,94 Си; 3,4 Zn; 22,93 Fe; 28,5 S и 19^9 Si02 показало, что интен-
сивная десульфуризации отмечается в первые 5—10 с опыта
(рис. 12), когда наряду с непосредственным окислением сульфи-
дов имеет место термическая диссоциация высших сульфидов,
приводящая к образованию пористых продуктов диссоциации.
В последующем скорость выгорания серы снижается в связи
с завершением термической диссоциации, уменьшением реакци-
онной поверхности материала и возникновением диффузионных
сопротивлений [14—161.
Обогащение дутья кислородом увеличивает скорость выгора-
ния серы из медно-цинковой шихты (рис. 13).
Кинетические закономерности окисления сульфидов в КС
изучены при температуре процесса не выше 800° С на тонкодис-
персном материале. Представляет интерес изучение лимитиру-
ющих стадий десульфуризации при температуре выще 850° С,
когда начинают образовываться легкоплавкие эвтектики, оплав-
ляющие и укрупняющие зерна шихты, а также гранулирован-
ного материала. Как оказалось, в кипящем слое интенсивность
процесса лимитирует не скорость окисления сульфидов, а круп-
ность сульфидных образований и гидродинамика слоя. Особенно
это- относится к процессу частичной десульфуризации, приме-
няемой при обжиге медных материалов.
3. ОБЖИГ МЕДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
С УКРУПНЕНИЕМ ОГАРКА
Решение проблемы получения при обжиге в кипящем слое
более крупного огарка для плавки имеет большое значение для
снижения потерь меди, а также для улучшения режима работы
плавильных печей.
Исследование показало значительное преимущество плавки
гранулированной медной шихты по сравнению с негранулиро-
ванной [17]. Так, при плавке в электропечи гранулированной
медной шихты по сравнению с негранулированной выход пыли
снизился на 30%, а расход электроэнергии — на 15%. Прямое
извлечение меди в штейн повысилось на 1,5% (абс.). В работе [181
дается объяснение этому. При обжиге в печи КС на поверхности
негранулированного сульфидного зерна образуется переокислен-
ная пленка высших окислов железа. При попадании таких частиц
на поверхность шлаковой ванны поверхность их хорошо смачи-
вается жидким шлаком. Сульфидное ядро этих частиц очень
мало (30—40 мкм), а наличие на поверхности пленки из высших
окислов железа препятствует коалесценции сульфидных капель
59
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

до полного растворения оксидной пленки. В связи с этим при
плавке негранулированного огарка должны увеличиваться меха-
нические потери меди.
При обжиге гранулированного материала в связи с уменьше-
нием поверхности раздела твердое — газ снижается возможность
переокисления железа до трехвалентного, что должно обеспечить
лучшие условия для их коалесценции в процессе плавки.
Исследования по укрупнению огарка при обжиге в кипящем
слое проводили в следующих направлениях: а) предварительная
грануляция шихты со связующими добавками [19, 20]; б) укруп-
нение огарка в ванне кипящего слоя при подаче в шихту легко-
плавких добавок [21—23]; в) укрупнение огарка в ванне кипя-
щего слоя при повышенной температуре обжига за счет образо-
вания легкоплавких эвтектик из составляющих шихту [24—26].
Предварительная грануляция шихты
Исследования, полупромышленные и промышленные испыта-
ния грануляции медных концентратов и шихты проводили в Гин-
цветмете и на СУМЗе в 1952—1963 гг. Была разработана техно-
логическая схема грануляции для условий облшга гранул в ки-
пящем слое.
При увлажнении смеси медно-цинковых концентратов ураль-
ских месторождений и грануляции их на чашевом грануляторе
были получены прочные гранулы, не разрушающиеся при обжиге
в КС. Добавка к концентратам 5—10% тонких пылей от обжига
повысила прочность гранул. При переходе на шихту, состоящую
из медно-цинковых концентратов и флюсов, необходимо было
ввести связующую добавку — бентонит. Добавка сульфит-цел-
люлозного щелока обеспечивала прочность гранул после сушки,
но при обжиге происходило их разрушение в связи с выгоранием
сульфита при 800—850° С.
Бентонит в количестве 3—5% позволял получать прочные
гранулы, не разрушающиеся при обжиге. Вынос пыли из печи
при этом не превышал 20—30% вместо 90% при обжиге неграну-
лированной шихты, а огарок состоял из гранул размером
—3+0,5мм.
Однако при промышленном освоении процесса на СУМЗе
в связи с изменением состава концентратов (добавки сильно
разрушающегося при нагревании алмалыкского концентрата)
получить прочные для обжига в КС гранулы не удалось.
Исследования предварительной грануляции медного концен-
трата проводили в лаборатории Горного бюро (Минниеаполис,
штат Висконсин, США) [27, 28 ]. Концентрат, содержащий
31,6% Си, 4,2% Fe, 6,8% S, 33,7% Si02, гранулировали с 1 или
2% бентонита или сульфитного "щелока, сушили и обжигали
в печи КС. Полученный огарок * подвергали восстановлению
в печи кипящего слоя смесью 15% Н2"и 85% N2 при температуре
60
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В Гинцветмете, а затем на полупромышленной установке Ала-
вердского горно-металлургического комбината, а также в Унипро-
меди и на СУМЗе были проведены
исследования процесса обжига мед-
ной шихты с добавкой смеси суль-
фатов натрия и железа или меди
129]. Эти соли при смешении обра-
зуют легкоплавкие эвтектики при
температуре 550—650° С [301. Про-
веряли возможность обжига шихты,
смешанной с сульфатами без пред-
варительной грануляции. Из гра-
фика (рис. 14) следует, что связу-
ющая добавка снижала пылевынос
и увеличивала крупность огарка
(укрупненно-лабораторные
испыта-
ния). Повышение температуры об-
жига влияло на оба показателя во
всех случаях (при добавке и без
нее). Однако абсолютные показате-
ли были лучше в случае примене-
ния добавки.
Значительное влияние на степень
укрупнения шихты при добавке смеси сульфатов оказывала влага.
Наличие влаги позволило уменьшить количество добавки и по-
лучить более крупный огарок. В этом случае сульфаты лучше
усваивались шихтой за счет частичного растворения их в воде,
61
800—900° С, а затем плавке в индукционной электропечи мощ-
ностью 20 кВт и огневому рафинированию полученной меди.
Применяемый для исследований концентрат был очень мелким
(89,3% фракций <0,03 мм).
При обжиге гранулированного концентрата для получения
прочных гранул огарка необходимо было его обжигать в более
высоком слое. Исследования показали, что на прочность гранул при
обжиге влияет в основном количество связующего, а также высота
слоя. Скорость подачи воздуха играет незначительную роль.
Исследования проводили на укрупненно-лабораторной печи
диаметром 102 мм и высотой 2740 мм. Высота слоя составляла
305, 686 и 1040 мм. Наилучшие результаты получены при высоте
1040 мм. Восстановлению подвергали окатыши огарка размером
— 2+0,84 мм, содержащие 29,9% Си и 0,6% S и 30,2% Си и 1,1 % S.
При температуре 800—900° С медь восстанавливалась на 90%.
При плавке восстановленного огарка при температуре 1300° С
извлечение меди составило 97,9%.
Обжиг медной шихты с добавкой связующих солей
850900
t,°C
Рис.
И.
Зависимость
пылевыно-
са
п
и
значения
средневзвешен-
ного диаметра зерен
d огарка от
температуры
при
обжиге
шихты
без
связующих
добавок
(/)
и
с
7% связующего
(60% NaSO*,
40% FeSO* (2))
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

содержащейся в шихте. При этом образовавшиеся комки не сле-
живались и хорошо просеивались.
Промышленные испытания на одной из печей КС Средне-
уральского медеплавильного завода показали, что средняя запы-
ленность газов перед дымососами снизилась в 2 раза, выход
огарка через порог увеличился в 2,4 раза и общий огарок (смесь
огарка через порог с циклонными пылями) укрупнился в 1,72 раза,
причем за счет более интенсивного укрупнения пылей [311.
Однако способ в промышленность не внедрен, вероятно, из-за
необходимости дополнительного применения добавок.
Наличие сульфата натрия в огарке, по данным работы [32],
позволило бы получить при плавке более жидкие шлаки и, сле-
довательно, улучшить отстой штейна и шлака и снизить потери
меди.
Особенно целесообразно применять добавку смеси сульфатов
при предварительной грануляции концентратов или шихты.
В этом случае не потребуется сушка гранул.
В Гинцветмете проводили исследования процесса обжига
в кипящем слое медного концентрата в виде пульпы с добавками
различных солей для укрупнения огарка [23}. В качестве свя-
зующих в пульпу вводили от 1 до 5% NaOH, смесь Na2S04— Na2S,
Na2S04—FeS04 и отходы солей Запорожского коксохимического
завода, содержащих, %: 16 Na2S04, 54 NaCNS и 30 Na2S203.
Наиболее эффективной добавкой оказалась только щелочь,
позволяющая при температуре 600° С и расходе 3% от массы
шихты снизить пылевынос с 80—90 до 5—25% при обжиге кон-
центрата и до 24—33% при обжиге шихты.
Укрупнение огарка п р и повышенной температуре
Известны исследования и промышленная реализация про-
цесса обжига цинковых концентратов в кипящем слое при высо-
кой температуре (1100—1150° С вместо 950—1000° С) [33]. В этих
условиях удалось значительно укрупнить огарок, снизить пыле-
вынос и увеличить в два раза производительность печи.
Представляло интерес провести исследования по повышению
температуры при частичном обжиге в кипящем слое медных мате-
риалов.
Дилатометрические испытания усадки образцов медных кон-
центратов различных месторождений с добавкой флюсов пока-
зали, что каждый состав имеет свою температуру усадки, т. е.
размягчения зерен и их уплотнения. Эта температура для разных
образцов медного материала составляет 850—1000° С.
Первые испытания укрупнения огарка при частичном обжиге
медных концентратов и шихт, перерабатываемых на СУМЗе
и Алавердском горно-металлургическом комбинате, проводили
в 1962 г. в Гинцветмете. Как показали испытания, температура
процесса оказывает значительное влияние на пылевынос из печи
62
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

и это влияние различно для разных концентратов и шихты
(рис. 15) [24]. Шихта No 2 содержала больше кремнезема (23,5,
18,9%) и меньше серы, чем шихта No 1 (16,4; 28,6%). Более
низкий вынос пыли при обжиге шихты, содержащей больше крем-
незема, связан, как показали исследования Унипромеди 134],
с образованием железистого стекла
7
при взаимодействии кремне-
зема с окислами железа. В работе [25 J объясняют укрупнение
огарка наличием известняка.
На Среднеуральском медеплавильном заводе после проведе-
ния промышленных исследований внедрен обжиг медной шихты
при повышенных температурах. Ниже приведены технологиче-
ские показатели обжига при различной температуре процесса
125, 26]:
П
,°
!
20
600 650 900 950 1000
' t,°C
Рис. 15> Зависимость пылевыноса п от
температуры обжига:
/ — шихта Кя 1; 2 — коллективный
медно-цинковый концентрат; 3 — ших -
таN°2
660 °С 850—880° С
Удельная производител ь-
ность печи, т/(м
2
-сут):
пошихте,.
по выжигу серы
Скорость воздуха (рабо-
чая скорость рсевдоожи-
жсния), м/с
...
Десульфуризации,
%
Пылевынос из печи, %
от загрузки
Крупность общего огарка
мм ..............................
5
3,
1
0,4
1
57
—
59
94
55—6
0
8—10
0,44
50-5
2
80—87
0,213
ЧN
s
1
Ч
40
Увеличение среднего размера зерен позволяет повысить дутье,
что обеспечивает интенсификацию процесса и значительное сни-
жение выноса пыли. В работе [24] показано, что при обжиге
в КС медной шихты при температуре 950—980° С удается полу-
чить огарок со средневзвешенным диаметром зерна 1,2 мм при
пылевыносе до 12%. Однако в промышленной практике обжиг
ведут при температуре 850—880° С (Среднеуральский медепла-
вильный завод) и 830—850° С (Алавердский горно-металлурги-
ческий комбинат) вследствие разнородности сырья, поступающего
в процесс, и необходимости иметь температурный запас на слу-
чай нарушения какого-либо параметра. На Норильском горно-
металлургическом комбинате обжигают медные концентраты в КС
при 920—930° С.
4. ОБЖИГ МЕДНОЙ ШИХТЫ В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
НА ДУТЬЕ, ОБОГАЩЕННОМ КИСЛОРОДОМ
Характерными особенностями частичного обжига медьсодер-
жащего пиритного сырья являются высокая скорость диссоциа-
ции пирита и окисление сульфидных минералов при температуре
800—900° С при полном использовании кислорода. В связи с этим
63
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

производительность
печи
при
сохранении
постоянной
степени
десульфуризации зависит от количества подаваемого кислорода.
Однако увеличение подачи кислорода за счет воздушного дутья
лимитируется гранулометрическим составом кипящего слоя. При
обжиге медных концентратов вынос пыли составляет 90% от за-
грузки, что не позволяет интенсифицировать процесс увеличе-
нием количества дутья.
Использование при обжиге дутья, обогащенного кислородом,
позволяет, сохраняя постоянным объем дутья, увеличить по -
дачу кислорода в печь и тем самым повысить ее производи-
тельность.
На опытном заводе Унипромеди были проведены полупромыш-
ленные испытания обжига медной шихты в печи КС на дутье,
обогащенном кислородом [35 ].
Испытания показали, что произ-
водительность печи и концентра-
ция S02 в отходящих газах уве-
личивается пропорционально сте-
пени обогащения дутья кисло-
родом: при обогащении дутья на
23,5 и 43,5% (отн.) удельная
производительность печи по вы-
жигу
серы увеличивается
по
сравнению с воздушным дутьем
на 21 и 42%, а концентрация
сернистого ангидрида в газах по-
вышается на 19 и 47%.
Установлено влияние обогаще-
ния дутья кислородом на укрупнение огарка (рис. 16), что
привело в свою очередь к увеличению выхода огарка через
порог [35, 361.
После обжига медных шихт с частичной десульфуризацией
(50%) огарок состоит „из сульфидов, имеющих более низкую
температуру плавления, чем окислы. Наличие большего коли-
чества сульфидов в ванне печи при обогащении воздуха кислоро-
дом в связи с ростом производительности печи, вероятно, и
определяет увеличение крупности огарка.
На Среднеуральском медеплавильном заводе внедрен процесс
частичного обжига медной шихты в кипящем слое на обогащенном
кислородом дутье [37, 381. Кислород на смешение от кислород-
ной станции подается в обжиговые печи по схеме, приведенной
на рис. 17 . Смешение кислорода с воздухом производится в сме-
сителе.
На рис. 18 приведена зависимость производительности печи
и выжига серы от степени обогащения дутья кислородом, согласно
опытным данным.
Ниже приведен состав обжиговых газов, %, под сводом печи
в зависимости от концентрации кислорода в дутье (в %):
64
Рис 16 Зависимость укрупнения огар-
ка or концентрации кислорода в дутье
при обжиге медчо-цинковой шнхты в
кипящем слое
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

О* в дутье
sot
СО*
о*
20,8
13,2
1,51
0,25
22,4
14,2
1,20
0,37
24,5
15,4
1,55
0,35
25,8
16,2
1,73
0,3
27,0
17,0
2,09
0,13
Промышленная практика показала, что при повышении содер-
жания кислорода в дутье (>26%) возникают значительные труд-
ности, связанные с нарушением аэродинамики процесса (локаль-
Рис. 17 . Схема подачи кислорода в обжиговый цех:
I,3,5,7,10,21
—
манометры; 2 — вентиль подачи кислорода в обжиговый
и медеплавильный цехи; 4 —регулировочные вентили для подачи кисло-
рода в обжиговый цех; 6, 15, 16 — дроссели; 8 — регулятор давления; 9,
I I , 12, 17, 18, 22 — вентили кислородных магистралей; 13, 14» 24, 25 — из-
мерительные диафрагмы; 20 — вентиль продувочных свечей; 23 — обрат-
ный клапан; 26 — обжиговая печь
ное спекание сернистого огарка), а также~увеличивается корро-
зия сопел в связи с приближением факела горения к подине печи.
Минералогический анализ огарка показал, что при повышении
концентрации кислорода в дутье до 25% наблюдается шлакообра-
зование внутри зерен пирита и халькопирита, а также оплавление
отдельных зерен нерудных минералов.
На промышленной печи, так же как в полупромышленных
исследованиях, замечено укрупнение продукта обжига. Так,
в интервале температур 880—890° С и обогащении дутья кисло-
родом от 22,4 до 25,0% средний диаметр зерен продуктов обжига
^огарок через порог + пыли) изменился с 0,3 мм до +0,34—0,5 мм,
а выход огарка через порог увеличился с 10,8% на воздушном
дутье до 24,8% при обогащении дутья 02 до 24,4%.
оД.Н.Клушня
65
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В работе 1351 указывается на наличие в (Обжиговых газах
сероводорода в количестве от 1 до 4% и выше, что связано с нали-
чием паров воды, поступающих с шихтой и элементарной серой,
образованной при диссоциации пирита.
В связи с невозможностью увеличения концентрации кисло-
рода в дутье, поступающего под подину, выше 25—26% на СУМЗе
был испытан и внедрен способ надслоевой подачи кислорода
специальными устройствами. В этом случае общая концентрация
кислорода, вводимого в процесс, повысилась до 30% и, вероятно,
имеется возможность дальнейшего ее повышения [38].
Представляет интерес статистический анализ показателей
работы обжиговых печей СУМЗа при подаче кислорода под по-
дину и над слоем, выполненный
на ЭВМ М-222 [39]. Получен-
ные зависимости позволяют вы-
брать
оптимальный
вариант
распределения кислорода между
подиной и надслоевым простран-
ством печи.
Минералогический
состав
продуктов обжига при работе
на обогащенном дутье незначи-
тельно отличается от состава,
получаемого при обжиге на
воздушном дутье. Минералы меди присутствуют в основном в
виде недиссоциированного халькопирита с оторочками ковеллина
с халькозином. Наблюдается также замещение халькопирита
борнитом. Минералы железа представлены формами распада —
пирротином и окислами в виде гематита и магнетита. Сфалерит
на 70—80% остается без изменения, наблюдаются в небольшом
количестве ферриты цинка.
На зарубежных заводах обогащение дутья кислородом для
частичного обжига медной шихты не производят.
Проведены испытания по обогащению дутья на опытной уста-
новке медеплавильного завода им. Дамянова (НРБ) 136]. Полу-
чены аналогичные с СУМЗом результаты. Необходимо отметить,
что применение кислорода при обжиге должно быть обосновано
экономической целесообразностью.
Рис. 18 . Зависимость производительности
обжиговой печи по выгоранию серы от со-
держания кислорода в дутье.
5. ТЕХНОЛОГИЯ И АППАРАТУРНОЕ ОФОРМЛЕНИЕ
ПРОЦЕССА ОБЖИГА МЕДНЫХ МАТЕРИАЛОВ
В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
Обжиг медных материалов отличается от обжига цинковых
и пиритных концентратов необходимостью частичного окисления
сульфидов (десульфуризация при обжиге 50—55%) и добавки
флюсов (кварца и известняка) в количестве, необходимом для
бб
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

последующей плавки. Этими условиями определяется ведение
режима обжига в кипящем слое.
В отличие от обжига в многоподовых печах шихта для печей КС
должна быть специально подготовлена. Флюсы измельчают боль-
шей частью мокрым способом, что обеспечивает лучшие санитар-
ные условия и постоянство гранулометрического состава.
Схема измельчения флюсов состоит из следующих операций:
дробления в щековой и конусной дробилке, мокрого измельчения
в стержневых мельницах до содержания фракции +1 мм не менее
3%, фильтрации на вакуум-фильтрах и дозировки флюсов по
системе «Беддинг». Измельчение кварца и известняка осуще-
ствляют совместно, что улучшает условия фильтрации. На ряде
заводов дозировку и смешение концентратов с флюсами произво-
дят при помощи шихтоусреднительной машины.
На заводах, где имеются обогатительные фабрики, предложена
и испытана следующая схема подготовки шихты [40]. Известняк
измельчают в стержневых мельницах, работающих в замкнутом
цикле с классификаторами. Кварцевый флюс получают при
классификации в гидроциклонах. В зависимости от необходимой
крупности можно применить две схемы: с двумя параллельно
работающими гидроциклонами выход класса +0,3 мм в песках
гидроциклонов равен 40—43%, а при последовательной схеме
20—25%.
Медный концентрат и кварцевый флюс смешивают в приемном
зумпфе насосов 8ГР-8 и перекачивают в чан-смеситель, куда
поступает пульпа известняка. Смешанная шихта содержит 60—
65% твердого и отличается по фильтруемости от свойств каждого
компонента. Поэтому фильтрация такой шихты улучшается,
повышается производительность вакуум-фильтров и снижается
влажность кеков.
При автоматизации дозирования было обеспечено поддержа-
ние содержания Si02 в шихте в пределах =t6,0% (отн.).
При обжиге пульпы смешанная пульпа из чана-смесителя
может подаваться к печам КС.
Технологическая схема частичного обжига медных шихт в ки-
пящем слое, осуществленная в Советском Союзе, практически
одинакова на всех заводах и состоит из следующих операций:
загрузка подсушенной шихты (6—8% влаги) вфоркамеру обжи-
говой печи КС — обжиг в печи КС — выгрузка огарка через
порог — охлаждение запыленных серусодержащих обжиговых
газов в воздушном рекуператоре — очистка газов от грубой
пыли в двух ступенях циклонов — тонкая очистка газов в элек-
трофильтре — сернокислотное производство. Пыль вместе с огар-
*ком поступает на плавку.
Дымососы установлены перед электрофильтрами»
Зарубежные обжиговые печи оборудованы котлами-утилиза-
торами (за исключением завода «Бор» в Югославии), несмотря
на низкую температуру процесса (580—650° С). Высота печей
3*
6
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

5,5—8 м. Выгрузку огарка осуществляют с пода печи. На заводе
им. Дамяиова высота печи составляет 10 м.
Ниже дается краткая характеристика работы печей КС на
отдельных заводах.
Завод «Наосима» многоподовые печи заменил печами КС [41].
Сернокислотная установка, работающая по схеме двойного кон-
тактирования (с промежуточной абсорбцией) на сернистых газах,
образующихся при обжиге сульфидных медных концентратов
в печах КС и при конвертировании штейна, позволила извлечь
90% серы из газов. Флотационный медный концентрат вместе
с флюсами в виде пульпы в количестве 22 т/ч подают на обжиг
в печи КС системы «Дорр-Оливер». Температурный режим обжига
поддерживают автоматически и регулируют впрыскиванием в печь
промывной кислоты.
Установленная система пылеочистки позволяет получить на
выходе из электрофильтров запыленность газа 0,17 г/м
3
при коли-
честве газа 500 м3/мин концентрацией 11% S02 и температу-
рой 300° С.
Горячий огарок загружают в отражательную печь с помощью
пушки.
Необычной является система пылеулавливания. Несмотря на
низкую температуру процесса (600° С), газы сначала подвергают
очистке в двух ступенях циклонов (6 шт.), затем охлаждают
в котле-утилизаторе, после чего дополнительно очищают в цик-
лонах, а затем в электрофильтре. При такой системе очистки
и охлаждения газы перед электрофильтрами имеют температуру
300° С.
Вероятно, отсутствие подсосов и совершенная теплоизоляция
циклонов и газоходов позволяют экономично использовать тепло
отходящих газов при низкой температуре процесса.
Большое внимание на этом заводе уделяется тщательным пере-
мешиванию концентратов и составлению шихты.
На заводе «Онахама» осуществлена автоматизация шихтовки
с учетом системы «Беддинг» с применением вычислительной ма-
шины, что позволило резко снизить потери меди, точно рассчи-
тать шихту и получить штейн с отклонением содержания меди
на 1,5%.
На заводе «Люаншия» ранее практиковалась плавка только
сырого концентрата [42]. В настоящее время построена печь КС
и плавке в отражательной печи подвергают огарок в смеси с сы-
рой шихтой. Преимуществом плавки с добавкой горячего обож-
женного концентрата является сокращение расхода топлива,
получение более" богатого штейна и увеличение проплава.
Флотационный концентрат, содержащий —25 % серы, из
приемного бункера поступает по ленточному конвейеру в резер-
.вуары для репульпирования водой. Полученная пульпа прохо-
дит два вибрационных грохота и направляется в чаны с мешал-
ками, откуда закачивается насосами в распределительную ка-
68
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

меру, а затем при плотности 2,3 г/см
5
подается в обжиговую печь,
установленную на высоте 24 м над чаном для репульпирования.
Такое расположение печи обеспечивает загрузку горячего огарка
в отражательную печь самотеком.
Печь КС производства фирмы «Дорр-Оливер» (США) для об-
жига медного концентрата в количестве 1400 т/сут установлена
на заводе «Кеннекот Коппер Корпорейшен» (шт. Аризона) в 1969 г.
В результате обжига получают огарок, содержащий —18% серы,
направляемый затем в отражательную печь. Отходящие газы
с высоким содержанием S02 поступают на производство серной
кислоты [43].
На заводе «Бор» обжигают шихту, содержащую медные кон-
центраты двух обогатительных фабрик и до 7% кварца. Из шта-
бельного шихтарника шихта поступает в бункера, а затем пита-
телем и весовыми дозаторами в бункер печей КС. Интересна за-
грузка шихты и выгрузка огарка с пода печи [44—46]. Для
загрузки шихты имеется бункер с регулируемой щелью в днище.
Изменением величины щели поддерживают постоянство подачи
шихты. В связи с тем что печи работают под давлением
150 мм вод. ст., в бункере всегда поддерживается постоянная
высота сыпи. Для контроля этого параметра применена телеви-
зионная установка. Выгрузку огарка производят с пода печи при
помощи пароинжекции. Пар подают под избыточным давлением
6 ат. Температуру слоя поддерживают автоматически посред-
ством впрыскивания воды непосредственно в кипящий слой.
Отходящие газы поступают в циклоны, затем в воздушный
холодильник для охлаждения газов до 360—380° С, затем в скруб-
бер и в электрофильтр. Запыленность газов, поступающих в элек-
трофильтр, равна 50—100 г/м
8
.
Пылевынос из печи составляет
90%. Огарок в ванне содержит до 80% Si02. Крупность флюсов
в шихте обжига составляет —4 мм.
Печи КС расположены над отражательными печами. Огарок
транспортируется к ним по трубопроводам бщз доступа воздуха
под действием силы тяжести.
В отражательные печи загрузку огарка осуществляют при
помощи установки типа «Вегстеф». Продолжительность загрузки
огарка массой 9 т составляет 1—2 мин при скорости движения
его в загрузочной трубе, равной 2 м/с.
Загрузка огарка самотеком позволяет уменьшить потери,
улучшить санитарные условия, сократить в четыре раза числен-
ность обслуживающего персонала (два человека вместо восьми).
Аппаратурная схема завода «Бор» приведена на рис. 19.
На медеплавильном заводе им. Дамянова для утилизации
избыточного тепла из слоя были установлены тепловосприни-
мающие элементы, в которых получали пар.
На заводе «Хейден» (США) печи КС работают на подогретом
до 319° С дутье [471. Работа цечей КС на заводе «Коппер-Хилл»
подробно описана в работах [48, 49].
G9
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

tsr* one «Анаконда» пущены в эксплуатацию большие печи КС
«йметоом И»
5м
(^ощадь 103,8 м
2
) и производительностью
2410 т/сут. Шихту подают на обжиг в виде пульпы [50].
На Алавердском горно-металлургическом комбинате обжигу
подвергают концентраты пяти месторождений с различным грану-
лометрическим и химическим составом. Значительны колебания
по сере (от 19 до 39%) и кремнезему (от 1,1 до 15,5%) [49, 51].
Шихтовку производят шихтоусреднительной машиной или грей-
ферами. Всю шихту подвергают подсушке в сушильном барабане.
Обжиговые печи загружают шихтой с помощью ленточных пита-
Рис. 19 Аппаратурная схема обжига в кипящем слое на заводе «Бор»
1 — бункер для шихты емкостью 200 т; 2 — весоизмеритель; 3 — система затворов бун-
кера; 4 — печь КС; 5 — вентилятор; 6 — горелка; 7 — воздуходувка; 8 — расходо-
мер воздуха; 9 — вентиль пара для донной выгрузки огарка; 10 — газоход; // — цик-
лоны 1-й ступени; 12 — циклоны 2-й ступени; 13 — вибратор; 14 — двойной клапан;
15 — бункер огарка; 16 — радиационный холодильник; 17 — скуббер; 18 — форсунка»
19 — электрофильтр; 20 — барабанный питатель; 21 — шнек; 22 — скребковый транс-
портер; 23 — бункер для пыли
телей. Температуру слоя поддерживают автоматически измене-
нием высоты шибера, установленного на бункере. Система
автоматического регулирования поддерживает температурный ре-
жим в пределах ±:10°С.
Обжиговые печи характеризуются большим надслоевым про-
странством. Отношение площади к объему надслоевого простран-
ства равно 1 : 18. Вынос пыли составляет 25—30% от загрузки.
Ниже приведены сравнительные данные пылевыноса при раз-
ных температурах и постоянной рабочей скорости псевдоожи-
жения:
Температура слоя, °С
.
680—720
Запыленность газов, после циклонов,
т/м
3
74
775 800—820 850—860
58,4 48—50 32—39
Как следует из этих данных, повышение температуры обжига
улучшает работу циклонов, так как при этом изменяется фрак-
ционный состав пыли.
70
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

На Норильском горно-металлургическом комбинате обжиг
медных концентратов производится намертво. Особенностью про-
цесса является обжиг тонкодисперсных концентратов, содержащих
98% фракций меньше 0,04 мм. Обжиг в кипящем слое таких кон-
центратов вызывает определенные трудности, связанные с боль-
шим выносом пыли и неустойчивостью процесса псевдоожижения.
Стабильный процесс обжига в кипящем слое удалось обеспечить
за счет укрупнения частиц этих концентратов при 900—930° С.
Изменению крупности продуктов обжига концентрата с по-
вышением температуры сопутствует перераспределение меди и
железа между огарком и пылями (рис. 20). При этом при тем-
_______
________
_____ •
-------------------------------- ------------------
750
800
850S00750
800
850300
tfC
Рис 20. Зависимость крупности (а) и содержания железа и меди (б) в продуктах обжига
от температуры
/ — огарок, 2 — огарок -f пыли
пературе 860° С и выше происходит увеличение скорости роста
крупности продуктов обжига и перераспределение меди и же-
леза. Так, при 860° С йеди в огарке становится больше по сравне-
нию с пылью на 2,9%, а при 890° С на 7,0%.
Перераспределение железа происходит в меньшей степени,
и при 890° С разница в содержании железа в огарке и пылях'
уменьшается до 3,3%, причем содержание железа в пылях остается
большим, чем в огарке.
• Большее обогащение огарка медью по сравнению с железом,
вероятно, связано с более низкой температурой спекания мине-
ралов, связанных с медью.
Никель распределяется по продуктам обжига равномерно,
что, вероятно, указывает на отсутствие эвтектического соедине-
ния Cu2S—Ni2S3, плавящегося при 728° С, что обеспечивается
большой скоростью окисления сульфида никеля в кипящем слое
(табл. 15).
Выход огарка составляет 50—60%. Огарок выгружается с пода
печи.
Значительному укрупнению частиц способствует также свой-
ство тонкодисперсных концентратов при сушке в барабане ока-
тываться. Полученные окатыши при обжиге разрушаются непол-
71
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица 15
Химический состав продуктов обжига, %
Продукты обжига
Си
Ге
SiO*
S
o6uj
s
so4
Ni
Огарок через порог
Пыль циклонов
Пыл^ электрофильтра
30,0
24,5
19,0
36,3
42,5
37,5
4,5
1,0
1,0
0,2
2,3
5,0
0,07
1,9
4,9
2,3
2,3
2,2
ностью, и комочки при высокой температуре процесса опла-
вляются.
Образование более крупных частиц в кипящем слое позволило
значительно увеличить рабочую скорость псевдоожижения, что
дало возможность повысить удельную производительность печи
по выжигу серы до 6 т/(м2
-сут) при полном обжиге. Обычно при
обжиге цинковых концентратов при 1080° С выжиг серы не пре-
вышает 4 т/(м2
-сут), а при 950—980°С 2,5 т/(м2
-сут).
Таблица 16
Гранулометрический состав продуктов обжига, %
Размер отверстий сит, мм
Продукт
+2,5
+1,6 +1,25
+1,0
+0,63 +0,4
Огарок через порог
Огарок с пода
Пыль рекуператоров
Пыль циклона
Пыль группового циклона
Смесь огарка с пылью .
11,1
67,2
||И11
9,39
8,8
7,71
3,5
§2II11I
16,65
1,0
0
1,4
Размер отверстий сит, мм
Продукт
4-0,2
+0,1
+0,063 j -0,063
^сред взв
Огарок через порог
13,0
0,55
0,23
0,05
1,06
Огарок с пода
—
—
—
—
2,37
Пыль рекуператоров
27,15
59,49
12,93
0,43
0,28
Пыль циклона
0,47
0,9
88,6
8,72
0,09
Пыль группового циклона
0
1,61
* 81,39
17,0
0,08
Смесь огарка с пылью
—
—
—
—
0,49
Огарок с пода, несмотря на его крупность, значительно пре-
вышающую крупность пылей, полностью окислен (табл. 15, 16).
Продукты обжига после охлаждения смешиваются с сырым
концентратом и направляются на плавку.
72
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Обжиг намертво с низким содержанием серы в огарке может
самостоятельно применяться при гидрометаллургической пере-
работке медных концентратов или при окислительно-восстанови-
тельном обжиге с последующей плавкой восстановленного огарка
на черновую медь [27, 28].
В табл. 17 приведены данные о распределении металлов и
кремнезема по продуктам обжига шихты, свидетельствующие о том,
что ванна обогащается более крупным кварцем и известняком,
а металлы — медь, цинк, железо — концентрируются в пылях.
Такое распределение наблюдается при температуре процесса
ниже 850—880° С.
Таблица 17
Распределение металлов и кремнезема при обжиге медной
шихты на СУМЗе, %
Продукт
Си
S
Fe
Zn
SiOj
CaO
Слив через порог
6,6
5,2
12,8 2,8
34,0 12,1
Пыль циклонов*
I ступени
18,8 16,8 29,8 5,8
18,7 2,2
II-»
14,6 11,3 20,2 9,3
14,9 3,0
Пыль электрофильтров
14,2 12,6 20,8 8,6
9,8
3,2
Смесь огарка с пылью на плавку
14,4 14,6 26,8 5,0
19,1 3,7
В табл. 18 приведены основные размеры печей на разных
заводах и технологические параметры процесса обжига в кипя-
щем слое.
6. СУЛЬФАТИЗИРУЮЩИЙ ОБЖИГ МЕДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
Сульфатизирующий обжиг сульфидных материалов применяют
с целью получения огарка, в котором ценные металлы находятся
в форме растворимых в воде сульфатов, а железо — в форме
нерастворимых окислов. Выщелачивание такого огарка позво-
ляет отделить в виде твердого остатка большую часть присут-
ствующего в исходном сырье железа, а из растворов выделить
цветные металлы или их соединения.
Образование устойчивых сульфатов при сульфатизирующем
обжиге происходит через стадию образования окислов и они могут
существовать только после окисления основной части сульфидов
до состояния окислов.
Как известно, образование окислов и сульфатов идет по сле-
дующей схеме:
'
MeS
+
1,502
=
МеО
+
S02,
(
8)
2S02 + 0/^2S03;
(9)
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

24—27
'
0,405
—0,45
5
50,5—
51,7
1500-1
800
55—60
60,8
8—10
0,5—0,
6
6-7
Основные параметры печей и технологические показатели процес
Показатели
СССР
СУМЗ
воздушно
е
дутье
дутье,
обогащенное
до 30%
кислородом
АГМК
НГМК
Площадь печи общая, м
2
Площадь фор камеры, м
2
Диаметр печи, м:
в зоне кипящего слоя
в надслоевом простран-
стве .................................
Высота печи, м
Высота сливного порога, м
Живое сечение отверстий со-
пел,%*
Температура обжига, °С
Расход воздуха на печь,
тыс. м
3
/ч
Скорость воздуха на сечение
печи, м/с
Скорость воздуха на выходе
из отверстий сопел, м/с
Давление воздуха под поди-
ной, мм вод. ст.
Производительность печи по
сухой шихте, т/ч .
Удельная производитель-
ность по сухой шихте,
т/(м
2
*сут) . .
Удельная производитель-
ность по выжигу серы,
т/(м
2
-сут)
.
.
.
Удельный расход воздуха,
м
3
/кг
Влажность шихты, %
Пылевынос от загрузки, %
Содержание S02, %:
после печи
после
электрофильтров
Содержание серы в ших-
те,% .
Содержание серы в продук-
тах обжига, % .
Десульфуризации, %
16
,5
3,
0
4,6
4,6
9.6
1.7
16,5
3,0
4,6
4,6
9.6
1.7
0,8/0
,4
850—880
25—26
0,42—0,43
7
52,5—54,5
1500—180
0
65,8
12,6
0,5—0,6
6—7
75
17,6
13,4
26-28
15,1
50-52
22;
23,5
3,6—3,
9
4,2-4,6
7,5
11,0
1,7
1,1/0,4
—0,5
850—8
60
26—28
0,32-0,33
94—100
1800—200
0
45—50
У
45
7,4
0,56—
0,58
6—7
25-35
13,5-1
4,5
9—10
29—31
16,5;
20
3,0
4,2
5,0
5,5—
10
1,5
0,5
900
—92
0
20-25'
0,33
67—95
1500—
2000
13,3—1
5
18,8
6,0
1,5
7-8
50-60
12,0
6,0
32-28
* В числителе — форкамера, в знаменателе — рабочая часть.
74
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица \й
са обжига медной шихты 8 кипящем слое на различных заводах
США
Им Дамянова
(Болгария)
«Бор»
(Югосла-
вия)
«Коппер
Хилл»
«Морен-
си»
«Хейден»
«Люан-
шия*
(Замбия)
«Наосима»
(Япония)
20
18,1
10,5
35,3
18,8
29,0
26,3
5,05
4,8
3,66
6,71
4,9
6,1
5,8
10
1,2
5.2
5,5
1.3
4,57
5,0
1,2
—
6.7
5.8
1,2
8,0
0,61
720—750
3,2
620—630
0,4
620
593—6
49
500—700
—
600—630
/
13,3—14,8
22-25
6,8 —10,2
—
24,4—42,
5
17,0
18
0,18—0,20 0,34—0,3
8
0,18—0,27
—
0,36 -0,63
0,16
0,19
30—34
10,5 -12
45,4—68,2
—
—
—
"—
>
1700—1900
1700
2800—3000
—
—
—
1300
19,2
30,6—37,
5
8,3 —12,8
66,6 38,6 -67,1
20,8
19,5 -22
23
40,6
19-29
45,3 49,3—85,
7
17,2
17,5
2,5 -3,2
6,7
2,8 -4,5
—
—
2,6
2,5
0,7 —0,77
6—7
50—60
0,74—0,8
2
9-10
80
0,8 —0,82
Пульпа
80-85
—
0,633
8
0,82
Пульпа
0,92—0,82
Пульпа
(75%
тверд )
80
12-14
11,6—12
14
—
—
14—16
—
11,0
28—30
28-30
29—30
—
—
—
—
13—16
63,0
18
52,0
15,3
50—60
19,8
—
10
60
60
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru
75

MeO f S03^MeS04>
MeS04^ MeO + S03.
4»
(1
0)
Равновесие реакции (11) определяется парциальным давле-
нием S03. Эта реакция может проходить в ту или другую сторону
в зависимости от давления серного газа в окружающей среде
(psos) и при равновесии (psoj- Если p'sо3 > psо8> то идет реак-
ция образования сульфатов по уравнению (10), если pso3 < Pso,,
то идет диссоциация сульфатов по реакции (11).
На рис. 21 приведена зависимость давления диссоциаций
сульфатов разных металлов от температуры.
Сульфатизирующий обжиг проводят при температурах ниже
температур окислительного обжига с тем, чтобы предупредить
Рис. 21 Зависимость давления диссоциации сульфатов металлов от температуры
термическую диссоциацию сульфатов извлекаемых металлов.
Сульфаты железа достаточно полно разлагаются при температуре
около 550° С, сульфаты меди — при температуре выше 600° С.
Наименее стойкими являются сульфаты железа, которые
заметно диссоциируют уже при температурах' 480—520° С в атмо-
сфере воздуха. Сульфат меди более устойчив и начинает заметно
разлагаться при 600—650° С. В присутствии сульфидов других
металлов, окислов железа и кремнезема давление диссоциации
сульфатов значительно увеличивается.
Таким образом, при сульфатизирующем обжиге следует со-
блюдать следующие условия:
а) температура обжига должна быть ограничена. С повыше-
нием температуры давление диссоциации сульфата увеличивается
и он разрушается с образованием окисла;
300
500
700
900
1100
76
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

б) концентрация серного и сернистого ангидридов в газах
должна быть значительно больше, чем при окислительном обжиге.
Это обеспечивается небольшим избытком воздуха по отношению
к теоретическому. Скорость реакции сульфатизации окисла
сернистым ангидридом в присутствии кислорода пропорциональна
концентрации сернистого ангидрида в первой степени и концен-
трации кислорода в газах только в степени 0,5;
в) необходим хороший контакт сернистых газов с обжигае-
мым материалом, что определяется более длительным пребыва-
нием его в печи.
Вследствие более низкой температуры процесса, меньшего
избытка воздуха и более длительного пребывания огарка в печи
производительность печи при сульфатизирующем обжиге в не-
сколько раз меньше, чем при окислительном обжиге.
Применение воздуха, обогащенного кислородом, повышает
концентрацию сернистого ангидрида в газе, так как равновесие
реакции (например, реакции 2CuS04 ^ 2Cu0-S03 + S03 (S02, 02)
смещается в сторону большего выхода серного ангидрида, что
приводит к увеличению сульфатизации шихты, а повышение
концентрации кислорода за счет уменьшения содержания азота
в газах увеличивает скорость реакции сульфатизации окисла
сернистым ангидридом.
В кипящем слое благодаря меньшему избытку воздуха можно
иметь более высокую концентрацию S02 и S03. Поэтому суль-
фатизирующий обжиг можно вести при более высокой темпера-
туре, чем в неподвижном слое, что способствует увеличению
интенсивности процесса. Так, сульфатизирующий обжиг медно-
цинковых концентратов в кипящем слое проводят при 700—725° С,
а в многоподовых печах—при 625—650° С [8, 52].
Температурный и газовый режимы процесса в значительной
степени определяются химическим составом исходного сырья,
что хорошо видно из хода кривых (рис. 22).
Сульфатизирующий обжиг в кипящем слое является перспек-
тивным способом для комплексного извлечения ценных металлов
из сложных сульфидных руд и концентратов.
Широкое промышленное применение сульфатизирующего об-
жига началось с разработкой процессов в кипящем слое, обеспе-
чивающих точное поддержание заданного технологического ре-
жима и большую интенсивность процесса.
Сульфатизирующий обжиг в кипящем слое медных концентра-
тов внедрен на многих заводах за рубежом 14]. Так, на пред-
приятии «Багдад Копер» (США) производят сульфатизирующий
обжиг медных концентратов, содержащих 30—38% Си и 23% Fe.
Обжиг осуществляют в двух печах диаметром 6,7 м каждая.
Концентрат загружают в виде пульпы с содержанием твердого
80%. При температуре обжига 690° С огарок содержит 75%
сульфатной меди и около 22,5% окисной меди. Общее извлечение
меди составляет 97% от исходного содержания в концентрате [53 ]•
77
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

На медных заводах Замбии применяют сульфатизирующий
обжиг для полуокисленных и низкосортных концентратов [541.
Медно-кобальтовый концентрат на заводе «Чамбаши» обжигают
в виде пульпы (68% твердого) в печах КС площадью пода 37,2 м
2
(диаметр печи 6,9 м), высотой кипящего слоя 1,5 м, удельной
производительностью 5,8 т/(м2
-сут) при 680° С. Обжигу подвер-
гают смесь двух концентратов: медного (31 % Си, 24% Fe, 28% S)
в количестве 7,2 т/ч и низкосортного (12% Си, 6% Fe, 5% S)
500 600 700 500 600 700 500 600 700
tSC
РИС» 22 Сульфатизации меди, цинка и железа при обжиге сульфидных кон-
центратов в кииящем слое в зависимости от температуры обжига
а — концентрат I; б — концентрат II; в — концентрат III; / — Fe; 2 — Zn;
3 — Си, ------------- обжиг с загрузкой сухого концентрата, ---------------------------обжиг с за-
грузкой пульпы концентрата
в количестве 1,8 т/ч. Содержание меди в смеси составило 30%,
железа 21%, серы 24%.
На репульпацию, т. е. на приготовление пульпы для питания
обжиговой печи, используют растворы с высоким содержанием
железа, взятые из определенного места цикла выщелачивания.
Пульпа, поступающая в репульпатор, содержит 20% твердого.
Состав ее, г/л: 50 Си; 50 H2S04; 12 Feo6l4; 6 Fe
3+
.
Обожженный
продукт в количестве 11,7 т/ч содержит, %: 24 Си; 19 Fe
3+
;12S.
Извлечение меди в сульфатную форму составляет 97%, в том
числе в водорастворимую 92%.
Отмечено большое влияние температуры обжига на раствори-
мость меди в воде. Так, при температуре 680° С растворимость
меди в воде составляет 95%, а при 720° С 40%. Растворимость
ее в серной кислоте остается без изменения (98%).
Указывается, что избыточное количество серной кислоты
удается сбалансировать путем подачи раствора в обжиговую
печь для регулирования температуры обжига. Для этой цели ис-
пользуют раствор с высоким содержанием железа. При подаче
раствора в обжиговую печь основная часть железа переходит
в нерастворимую форму (Fe203), а медь остается в растворимой
78
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

форме. Это имеет также большое значение для регулирования
содержания железа в электролите.
Извлечение меди из концентрата до получения катодов соста-
вляет 94%, а кобальта — до получения гидроокиси 90%.
На предприятии «Нчанга» (Замбия) работает обжиговая
печь КС, в которой обжигают полуокисленные медные концен-
траты с содержанием меди от 9 до 15%. Концентрат после под-
сушки (с 10% влаги) и дробления на валковой дробилке загру-
жают в печь (диаметром 3,6 м) быстродействующим ленточным
забрасывателем. Производительность его равна 20 т/ч. Темпера-
тура обжига составляет 650—700° С. Получающийся огарок идет
на выщелачивание.
На заводе
«Шитуру» (Заир)
исследовали на печи диаметром
4,2 м процесс сульфатизирую-
щего обжига медно-кобальтовых
концентратов,
содержащих,
%:
46—49 Си; 1,92 Со; 12—15 S и
более 2 Fe.
В водорастворимую форму пе-
решло 94% Си и 89% Со 155].
При
обжиге
австралийского
медного концентрата в виде пуль-
пы при температуре 700—710° С
и скорости псевдоожижения 0,3—
0,32 м/с общее извлечение меди в
раствор составило 99% из огарка
и 98% — из пыли циклона при растворимости железа 0,4 —0,87%.
Обжигу подвергали концентраты, содержащие, %: 25 и 16,3 Си;
32,3 и 30 Fe; 36,3 и 34,3 S [56].
Изучение влияния температуры обжига на распределение
различных соединений меди в огарке показало, что при темпера-'
туре выше 730° С происходит резкое увеличение ферритообразо-
вания меди (рис. 23). Так же, как и на заводе в Замбии, возврат
отработанного электролита на обжиг явился эффективным мето-
дом вывода серной кислоты из цикла. В этом случае огарок обо-
гащался медью за счет содержания ее в электролите, а железо
переходило в нерастворимую форму.
Завод «Косака» (Япония) работал несколько лет по схеме
сульфатизирующего обжига в кипящем слое медно-цинковых
концентратов с последующим выщелачиванием огарка и с извле-
чением меди и цинка электролизом.
При температуре 700° С в водорастворимую форму перехо-
дило 95,3% Си; 94,6% Zn и 2,7% Fe.
Удельная производительность печей площадью пода 28,2 м
2
при обжиге пульпы составляла 2,85 т/(м2
-сут) (57].
В Гинцветмете, ВНИИцветмете и УПИ были проведены лабо-„
раторные и полупромышленные исследования сульфатизирующего
79
80
60
40
*0S
800
t'C
23 Влияние
температуры на
рас-
ределение меди в огарке-
/—CuS04;2—СиО;3—медьввиде
феррита и сульфида
О
ч,
—_—е —
/
/
3
[^ 9-
720
760
Рис
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

обжига медных, медно-цинковых и медно-свинцово-цинковых
концентратов и разработаны гидрометаллургические режим
ч
ы
переработки полученных продуктов обжига. Исследования пока-
зали перспективность применения этого метода для определенного
состава концентратов [49, 58—62].
Промышленное применение в Советском Союзе сульфатизи-
рующий обжиг медных концентратов пока не получил.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Лейзеровач Г. Бабина Я. В .,
Серебренникова Э.
— «Цветные металлы»,
1955, No 6, с. 12.
2. Геневски В. — «Рудодобив и металлургия», 1967, No 4, с. 37.
3. Пензимож Я. Я. «Цветные металлы», 1977, N° 2, с. 7 —16.
4. Теслицкая М. В.,
Смирнов Л. С .,
Константинова Г. Б.,
Пустыльник Г. Л.
Обжиг в печах с кипящим слоем в цветной металлургии за рубежом. М .,
«Цветметинформация», 1976. 80 с.
5. Пензимонж Я. Я . — «Цветные металлы», 1956, No 9, с. 54 .
6. Смирнов В. Я .,
Лбдсез М. Л.,
Худяков Я. Ф .,
Клюева Л. В .
—
«Цветные
металлы», 1953, No 6, с. 24.
7. Копылов Я. Я .,
Новоселова В. Я .,
Дюйсекин £. /С. — «Цветная металлургия»
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1972, No 13, с. 37.
8. Смирнов В Я.,
Тихонов Л. Я. Обжиг медных руд и концентратов. М .,
«Ме-
таллургия», 1966. 254 с. с ил.
9. Балевски /(.,
Исакова С.,
Спасов Я.
—
«Рудодобив металлургия», 1969, No 2,
с. 37.
10. Тихонов А. И.,
Лебедь Б. В .,
Верменичев С. Л.,
Молева И. С.
—
«Цветная
металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1968, No 17, с. 29.
11. Шопов Я.,
Харлампиев Г.,
Балевски /С.
— «Рудодобив и металлургия», 1970,
No7,с.44.
12. Пыжов В. С.,
Клушин Д Я.,
Дьячко Л. Г .
—
«Научные труды» (Гинцвет-
мет). Сб. Ш 30. М , «Металлургия», 1969, с. 61.
13. Бабенко Л. Р ., Смирнов В. Я .
—
«Научные труды» (УПИ им. С . М. Кирова).
Сб. No 73. М ., Металлургиздат, 1958, с. 268.
14. Тихонов Л. Я .,
Савин Я. В .,
Голдобин В. Я
—-
«Цветная металлургия»
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1967, JNb 3, с. 30.
15. Савин Я. В .,
Тихонов Л. Я .,
Смирнов В. Я.
— Изв. вуз. «Цветная метал-
лургия», 1964, No 1, с 57.
16. Савин Я. В.,
Тихонов Л. Я .,
Смирнов В. Я.
—
«Цветные металлы», 1968,
No3,с.26.
17. Кершанский И. Я. — «Цветная
металлургия» (Бюл.
ЦИИМ ЦМ), 1964,
No8,с.26.
18. Бакърджиев Я. Я ., Грозданов Я. С ., Докузанов Я. М . и др.
—
«Цветные ме-
таллы», 1968, No 4, с. 42 .
19. Серебренникова Э. Я . — «Цветные металлы», 1959, No 12, с. 23.
20. Орионов Л. Л., Пыжов В. С , Беркман Я. С. и др.
—
«Научные труды» (Гин-
цветмет). Сб. No \g. м., «Металлургия», 1961, с. 316, 321
21. Харитиди Г. Я .,
Лебедь В. В
,
Верменичев С. Л.,
Бовыкин В. С .
— «Цвет-
ная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1970, No 10, с. 27 .
22. Серебренникова Э. Я.,
Гульцева 3. Ф .,
Мелькес Т. Я.
—
«Цветные металлы»,
1966, No 9, с. 22.
23. Атбашьян £. М , Клушин Д. Я. — «Цветные металлы», 1973, No 3, с. 22.
24. Серебренникова Э. Гульцева 3. Ф . — «Цветная металлургия» (Бюл. ин -та
«Цветметинформация»), 1967, No 8, с. 26.
25. Мызенков ф. Л.,
Кашин Л. С, Сафронов Ю. Я. и др.
—
«Научные труды»
(Гинцветмет). Сб. No 30 М., «Металлургия», 1969, с. 49.
26. Пыжов В. С .,
Киселев Л. Я. Кашин Л. С. и др.
—
«Цветная металлургия
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1966, JSfe 11, с 29
27. «Mining and Metallurgy», 1970, j4s 4, p. 124
80
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

28. Fine M. M .t Schuiuter В. В .
—
«Mining Eng.» 1970, v. 22, N* 11, p 71—74
(Экспресс-информация. «Цветная металлургия», 1971, К» 11, с. 19)
29. Серебренникова Э, Я-* Бену ни A. A. f Мелькес Т, Я., Гульцева 3. Ф.
—
«На-
учные труды» (Гинцветмет). Сб. ЛГ« 30. М ., «Металлургия», 1969, с. 41.
30. Большаков К- Л.,
Федорова Я. Я .,
Ильина Я. Я .
—
ЖНХ, 1963, т. VIII,
вып. 11, с. 2577.
31. Лебедь В. В .,
Харитиди Г. Я. —
«Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цвет-
метинформация»), 1971, No 15, с. 20.
32. Аветисян X. К. Пирометаллургия меди. «Металлургия», 1957. 336 с. с ил.
33. Бабина Я. В .,
Бессер А. Д.,
Алюшин Е. Я.
—
«Цветные металлы», 1959,
Ко6,с.27.
34. Тихонов А. Я .,
Лебедь Б. В.,
Верменичев С. Л.
—
В кн.: Тезисы докладов
Всесоюзной межвузовской конференции по теории процессов в цветной
металлургии. Алма-Ата. Изд-во Каз. АН СССР, 1968, с. 31—32.
35. Тихонов Л. Я .,
Лебедь В. В .,
Верменичев С. Л. и др.
—
«Цветная метал-
лургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1967, No 17, с. 31.
36. Драганов Я.,
Шопов Я.,
Колее .Я.
—
«Цветная металлургия» (Бюл. ин -та
«Цветметинформация») 1973, No 7, с. 20.
37. Лебедь В. В .,
Харитиди Г. Я.,
Верменичев С. Л.
—
«Цветная металлургия»
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1971, No 16, с. 24 .
38. Мызенков Ф. Л.,
Тихонов Л. Я .,
Кашин Л. С. и др. «Цветная металлургия»
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), Г972, No 13, с. 34.
39. Харитиди Г. Я .,
Фиалко М. В.,
Халемский Л. М . и др.
—
«Цветная метал-
лургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация), 1976, No 8, с. 20.
4р. Рыскин М, Я-,
Пыжов В. С.,
Цветков Я. Г. и др.
—
«Цветные металлы»,
1971,No7,с.8.
41. Добросельская Я. Я.,
Васюков /0. Я. —
«Цветная металлургия» (Бюл. ин -та
«Цветметинформация»), 1973, No 13, с. 33 .
42. «Coaldcold and Base Miner of South. Afr,», 1970, v. 17, No 12, p. 33.
43. «American Metal Market», 1969, v. LXXV, Nfc 90, p. 10.
44 «Copper Jugoslavia», 1973, No 12, p. 48—51.
45. «Mining Magazine», 1973, v. 129, N2 U p. 77.
46. «Erzmetalb, 1973, Bd. 26, No 3, S. 120—129.
47. Enriich R. P. Copper metallurgical. N—Y, 1970.
48. BlairJ. — «J. Metals»,1966,v.18,No3,p.324—327.
49. Серебренникова Э. Я* Применение КС в медной, никелевой и кобальтовой
промышленности. М ., «Цветметинформация», 1969. 65. с.
50. «American Metal Market», 1975, v. 82, JSfe 93, p. 10.
51. Бессер Л. Д.,
Пыжов В. С.,
Покровская Г. М . и др.
—
«Цветная металлур-
гия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1975, No 19, с. 28.
52. Вольский Л. Я .,
Сергиевская В. М. Теория металлургических процессов. М.,
«Металлургия», 1968, 343 с. с ил.
53. «J. of Metals», 1959, No 5, p. 328.
54. Предприятия медного пояса Замбии. М.,
«Цветметинформация», 1971. 389
с. Авт.: В Н. Костин, Ю. Д. Бабич, Л. К - Давыдов, Н. К» Головачев.
55. «Min. World», 1957, v. 19, No 2, p. 61—64.
56. Whitehead A.,
Urie R. The Australian Institute of Mining and Metallurgy
Proceedings, 1961, No 199, p. 51 —85.
—
«Цветная металлургия», 1962, N° 18,
с. 51).
57. Kurushima Я., Tsunoda S. — «J. of Metals», 1955, v. 7, No 5, p. 634—638 .
58. Бабенко A. P., Смирнов В. Я .
—
«Бюл. ЦИИН ЦМ», 1958, N° 6, с. 23; No 22,
с. 24.
59. Лейзерович Г. Лонский Я. С.,
Чарный В. 3.
—
«Цветные металлы», 1957,
No9,с.19.
60. Атбашьян £. /И , Лейзерович Г. Лонский Я. С.,
Метелицина И. А .
—
«Цветная металлургия» (Бюл ЦИИН ЦМ), 1962, No 8, с. 25, 28.
61. Маянц Л. Д
,
Баротинская Ф. Я .
—
«Бюл. ЦИИН ЦМ», 1958, No 7 (108),
с. 21.
62. Баротицкая Ф. Я .,
Левина Л. /0, Маянц Л. Д .
—
«Цветная металлургия»
(Бюл. ЦИИН ЦМ), 1962, No 8, с. 28.
81
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Глава IV
НИКЕЛЕВАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
А
1. НЕКОТОРЫЕ СВЕДЕНИЯ О СВОЙСТВАХ
И ПОВЕДЕНИИ СУЛЬФИДА НИКЕЛЯ
ПРИ ОКИСЛИТЕЛЬНОМ ОБЖИГЕ
Сульфид никеля является основной составляющей частью нике-
левых файнштейнов и никелевых сульфидных концентратов,
получаемых от разделения файнштейна. Согласно литературным
данным, сульфид никеля в указанных материалах находится
в форме низшего сульфида типа Ni3S2, температура плавления
которого колеблется в пределах 778—790° С. Упругость диссо-
циации сульфида никеля lg Кр при температуре обжига в кипя-
щем слое 1100° С соответствует—3,6 ат [1, 2], средняя удельная
теплоемкость в интервале 16—700^ С равна 0,2992 кал/г.
Закись никеля как основной продукт окислительного обжига
плавится при 1660—2090° С, теплота образования составляет
58 400 кал/моль, плотность, по разным данным, колеблется от
4,85 до 7,45 г/см
3
.
Основная реакция окисления сульфида никеля, протекающая
с выделением тепла, достаточного для автогенного течения про-
цесса, имеет следующий вид:
Ni3S2 f 3,502 = 3NiO + 2S02.
(12)
При интенсивном окислении и высокой температуре процесса
(1000—1200° С) маловероятно образование сульфата никеля и
металла.
Важное значение при обжиге сульфидных никелевых концен-
тратов и файнштейна имеет температура воспламенения сульфида
никеля [3, 4] *.
И. Ф. Худяков, В. И. Смирнов и А. И. Тихонов [3, 51 изу-
чали температуру воспламенения сульфидов никеля с содержа-
нием серы от 14,5 до 33,6% при помощи термографического
метода. По их данным, температура воспламенения низшего суль-
фида никеля в стационарном слое для размера зерен от —0,075 мм
до 0,25 мм колеблется от 665 до 760° С, а по данным работы (61, •
в случае обжига файнштейна — от 750 до 820° С.
В работе 17] указывается, что при обжиге в кипящем слое,
характеризующемся высоким коэффициентом теплоотдачи по
сравнению со стационарными слоями, значения температуры
воспламенения будут несколько выше, чем в стационарном слое
материала.
* См. также: Пензимонж Я. Я . Изучение условий воспламенения сульфи-
дов металлов, Автореф. канд. дис. Алма-Ата, 1954.
82
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

юо
2. НЕКОТОРЫЕ КИНЕТИЧЕСКИЕ ЗАКОНОМЕРНОСТИ
ОКИСЛЕНИЯ СУЛЬФИДА НИКЕЛЯ В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
Кинетика десульфуризации низшего сульфида
Кинетические закономерности окисления сульфида никеля
в кипящем слое изучались А. И . Тихоновым, В. В. Клементье-
вым, А. Ф. Астафьевым и др. Так, в работе [8] описаны исследо -
вания кинетики окисления низшего сульфида никеля в кипящем
слое в интервале температур 760—920° С. Опыты показали, что
920° 900°0
8W°860^
830*
821£
^800\
780°
760*
0
80
60
40
20
О
20406080100120
Г,
мин
Рис. 24 . Зависимость степени десульфуризации D сульфида ни-
келя от температуры и продолжительности обжига х
при 500—550° С окисление сульфида никеля с выделением S02
не происходит. Заметное окисление сульфида никеля наблюдается
при температуре около 700° С.
На рис. 24 и 25 приведены зависимости степени десульфури-
зации сульфида никеля от температуры и продолжительности
опыта, а также от концентрации кислорода.
Обработка экспериментальных данных и вычисление кон-
станты скорости реакции окисления сульфида никеля показали,
что она меняется неравномерно в исследуемом интервале тем-
ператур.
На практике обжиг никелевых материалов в кипящем слое
производят при температуре 950—1200° С. Поэтому исследовали
кинетические закономерности окисления низшего сульфида
никеля в указанном интервале температур 19]. В этом
83
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

интервале температур сульфид никеля находится в жидком
состоянии (температура плавления Ni3S2 составляет 787° С).
Образующаяся при обжиге (и введенная в систему первоначально)
закись никеля представляет собой частицы твердых кристаллов,
распределенных в общей массе продукта. По мере увеличения
количества кристаллов закиси в процессе обжига общая реак-
* > * _______________________________________
4
J~o—
V1^
о-***
О
2040SO80ЮО120
Г, мин
Рис. 25 . Зависимость степени десульфуризации D сульфида ни-
келя при температуре 820° С н концентрации кислорода 10—
30% (/) и 830° С и концентрации кислорода 21% (2), 30% (3) и
35% (4) от продолжительности отжига т
ционная поверхность сульфида уменьшается, что и снижает ско-
рость выгорания серы.
Анализ выведенных уравнений показал, что увеличение удель-
ной поверхности сульфида, температуры и особенно содержания
кислорода в дутье являются эффективными факторами повыше-
ния производительности процесса обжига в кипящем слое. Полу-
ченный суммарный порядок реакции по кислороду (3,5) совпадает
с молекулярностью реакции окисления сульфида никеля соот-
ветствующей реакции (12).
Установлено *, что процесс окисления сульфида никеля идет
через образование сульфата при полиморфном превращении
сульфида при 530—560° С. Однако в присутствии сульфида суль-
фат никеля менее устойчив, чем изолированный сульфат.
* Худяков Я. Ф . О поведении сульфида никеля в металлургических процес-
сах. Автореф. канд. дис. Свердловск, 1950.
84
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Взаимодействие сульфида с закисью никеля
Представляло интерес изучение взаимодействия сульфида
никеля с закисью, так как в огарках после обжига был обнаружен
металлический никель, который образуется по реакции
Ni3S2 + 4NiO ^ 7Ni + 2S02.
(13)
Характерной особенностью этой реакции является то, что при
температуре выше 800° С сульфид находится в жидком состоянии
и растворяет образующийся металлический никель.
\>
3
£
<5 $20 808 680 760 840 920 1000 1080 1160 1240 ,1320 1400
Рис. 26 . Изменение скорости реакции от температуры
/ — производственный огарок, 2 — смесь сульфида и закиси никеля
Реакция (13) идет значительно медленнее основной реакции
окисления сульфида никеля, но резко возрастает при повыше-
нии температуры и интенсивном отводе газов, что хорошо осуще-
ствляется в кипящем слое 110—121 *. Максимальная скорость
реакции для огарка наблюдается при температуре около 1250° С,
для синтетической смеси — около этой температуры (рис.26).
Экспериментальные данные показали, что реакция между
сульфидом и закисью никеля без расплавления при избыточном
содержании кислорода начинается при температуре 640° С, выше
1000° С она идет со значительной скоростью, при 1260° С прохо-
дит полностью (содержание серы в конечном продукте 0,01%).
Необходимым условием глубокого протекания процесса яв-
ляется удаление сернистого газа из зоны реакции. Следует отме-
тить, что в первые 10 мин реакция протекает в несколько раз
быстрее, чем в последующие периоды. Однако реакция окисления
сульфида никеля идет со значительно большей скоростью, чем
реакция взаимодействия сульфида никеля с окислом.
* См. также Тихонов А♦ Я. Исследование окислительного обжига никеле-
вого файнштейиа и медно-цинковой сульфидной шихты в кипящем слое. Автореф.
докт. дис. Свердловск, 1968.
85
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

3. ИССЛЕДОВАНИЕ ОБЖИГА НИКЕЛЕВОГО ФАЙНШТЕЙНА
В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
Кинетика обжига никелевого файнштейна в кипящем слое
Освоение процесса обжига в кипящем слое никелевого файн-
штейна проходило с большими трудностями, связанными со спе-
канием и оплавлением материала. Это объясняется тем, что для
достаточно высокой скорости удаления серы требуется темпера-
тура выше 900° С, в то время как основная составляющая файн-
штейна — сульфид никеля — плавится при 790° С. Наличие
Рис. 27 . Зависимость степени десульфуризации D Рис. 28 Зависимость скорости де-
от крупности материала ири температуре 950° С сульфуризации v никелевого файн-
/- 0,074 + 0,063 мм; 2 - 0,11 + 0,074 мм; ^^^^^SS^^
09
3 — 0,147 + 0 II мм; 4 -------------------0,28 + 0,147 мм
во
*Р
емеии от
температуры.
I—900°С;2—950°С;3—1000°С
в файнштейне от 20 до 40% металлического никеля дает с сульфи-
дом никеля эвтектику, плавящуюся при 645° С.
Изучение поведения никелевого файнштейна при окислитель-
ном обжиге в кипящем слое на лабораторной установке, описан-
ной в работе [6], позволило найти ряд кинетических закономер-
ностей, необходимых для внедрения процесса. Исследование
показало, что устойчивый процесс обжига в кипящем слое проис-
ходит при температуре 900—950° С и содержании серы в слое
менее 6%. При повышении содержания серы материал спекается.
Это является необходимым условием устойчивости процесса
в кипящем слое при температуре обжига 900—950° С.
Обжиг файнштейна крупностью — 0,147 мм с получением
огарка, содержащего менее 3% серы, достигается за 2 ч при
температуре 950° С. Зависимость степени десульфуризации файн-
штейна от его крупности и продолжительности обжига при
950° С приведена на рис. 27 . Приемлемая степень десульфуриза-
86
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ции (~80%) достигается при обжиге в течение 80 мин для всех
фракций, что укладывается в режим обжига в кипящем слое.
Исключение составляют мелкие фракции, которые выносятся
из печи.
Исследования показали наибольшее влияние температуры на
десульфуризацию для крупных фракций. Так, за 2 ч для фрак-
ции —0,28 + 0,147 мм при повышении температуры с 830 до
90<У С степень десульфуризации повышается почти в 3 раза (с 30
до 80%), а для мелкой фракции (—0,074 + 0,06 мм) только
в 1,25 раза.
На
скорость
окисления
файнштейна преимуществен-
ное влияние оказывают тем-
пература обжига и крупность
измельчения, причем степень
десульфуризации имеет об-
ратную зависимость от сред-
него диаметра зерна в ин-
тервале
температур 800—
900° С. Исключение состав-
ляет начальный период об-
жига (—10—20 мин) при
800—830° С, когда степень
десульфуризации
обратно
пропорциональна
квадрату
диаметра зерна.
А. И . Тихонов и др. 112]
изучали кинетику десульфу-
ризации никелевого файнш-
тейна в интервале темпера-
тур 900—1000° С на установке, описанной в работах [13—15].
Скорость выгорания серы на воздушном дутье при температурах
900, 950 и 1000° С в первые 15—30 с резко возрастает независимо
от температуры, а затем быстро снижается (рис. 28, 29). Такое
изменение скорости реакции, вероятно, свидетельствует о нали-
чии на поверхности исходного материала большого количества
центров с повышенной реакционной способностью, которая за-
тем быстро исчезает.
Исследование показало, что десульфуризация файнштейна
во многом аналогична окислению низшего сульфида никеля 19].
Кинетика глубокого обжига никелевого огарка,
полученного от обжига файнштейна
В настоящее время обжиг никелевого файнштейна произво-
дят в две стадии: первая стадия — частичный обжиг в печах КС
до содержания серы в огарке 6% при 900° С; вторая стадия —
дожигание серы в трубчатых печах при 1200° С. Такая техноло-
87
Рис
29. Зависимость
степени
десульфуриза-
ции D во времени при обжиге в кипящем слое
^Sо - 800 см*/г, Pq — 0,21 ат) от темпе-
ратуры
1—900°С;2—950°С;3—1000°С
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

гия двустадийного обжига связана со спекаемостью файнштейна
при высокой температуре, что не позволяет обжигать его в одну
стадию, а при температуре процесса 900° С не удается полностью
выжечь серу.
В работах [16, 171 предлагается вести обжиг в две стадии
в кипящем слое, заменив им трубчатые печи во второй стадии»
Осуществление второй стадии обжига в кипящем слое позволяет
вести процесс при 1200° С и выше на огарках более сернистых,
чем в трубчатых печах, что очень важно для теплового баланса
печи.
Изученные кинетические закономерности десульфуризации по-
луобожженного огарка были проверены [171 на Уфалейском нике-
левом комбинате на полупромышленной установке КС с пло-
щадью пода 2,2 м*. Обжигу подвергали закись никеля, содержа-
щую 5,03% серы, полученную в первой стадии обжига в печи КС.
Полученная закись никеля по своим физическим свойствам не
уступала продукту трубчатых печей. Исследования показали,
что можно обжигать файнштейн в печи КС до содержания серы
0,0132%. Производительность при этом составит 4,95 т/(м2
-
сут)
со скоростью выжига серы 22,5 кг/ч.
На основании исследования предложено обжигать файнштейн
в печи КС в две стадии: первичный обжиг осуществлять до содер-
жания 6% серы в огарке при температуре 900° С, а затем горячий
огарок передавать в другую каскадно расположенную печь КС
и процесс обжига проводить при 1200° С, дожигая остаточную
серу на подогретом отходящими газами воздухе или в одной
печи КС, разделенной перегородкой.
Вероятно, при обогащении дутья кислородом обжиг огарка,
содержащего 6% серы, будет проходить без или с незначительным
подогревом дутья.
Влияние температуры, обогащения дутья кислородом
и крупности помола на показатели обжига
никелевого файнштейна в кипящем слое
На основании полученных теоретических закономерностей,
выявленных при изучении кинетики десульфуризации никеле-
вого файнштейна 112], были проведены исследования на промыш-
ленной и полупромышленной печах Уфалейского никелевого
комбината [18] * на реальном сырье.
Исследования показали, что повышение температуры (рис» 30)
с 900 до 1000° С при прочих равных условиях увеличивает произ-
водительность обжиговой печи по файнштейну в 1,25 раза, а по
выжигу серы — в 1,33 раза, при этом изменяется крупность
огарка. Если при 900° С степень укрупнения огарка (отношение
разности между средним размером зерна огарка и файнштейна
* См. также сноску на с. 85.
88
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

к среднему размеру зерна последнего) составляет 66,7%, то при
1000° С она возрастает до 99,2% (рис. 31). Однако это не отра-
жается, как следует из графика (см. рис. 30), на скорости вы-
жига серы из материала.
При обогащении дутья кислородом до 23,7% производитель-
ность печи по файнштейну повышается на 12,6%, а по выжигу
серы — на 18%. Это удовлетворительно согласуется с данными
кинетических исследований, согласно которым скорость выгора-
Рис. 30 . Зависимость показателей обжига
никелевого файнштейна в кипящем слое
от температуры процесса
Рис
31.
Влияние
температуры
жига на укрупнеиие огарка
ния серы из файнштейна пропорциональна парциальному давле-
нию кислорода pol [12].
Характерным для обжига файнштейна тонкого помола яв-
ляется значительное укрупнение огарка, причем крупность огарка
увеличивается почти в 2 раза по сравнению с крупностью исход-
ного материала. Однако при этом степень десульфуризации выше,
чем при обжиге файнштейна более крупного помола (76,9 вместо
75%).
Очевидно, процессы окисления предшествуют спеканию
огарка.
Подача воды в слой позволяет при температуре обжига 900° С
увеличить производительность печи на 40%. Это, вероятно,
объясняется тем, что при терморегулировании температуры
появляется возможность вести процесс с меньшим избытком
воздуха.
4. КИНЕТИКА ДЕСУЛЬФУРИЗАЦИИ
ОКАТАННОГО НИКЕЛЕВОГО КОНЦЕНТРАТА
Окатывание тонкодисперсных концентратов перед обжигом
позволяет значительно уменьшить количество пыли, увеличить
производительность печи.
В работе [191 описано исследование, проведенное с окатан-
ным никелевым концентратом и шихтой, состоящей из концен-
89
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

трата и 15—33% обожженной пыли. Средний размер окатышей
составил —1,5 мм. По данным исследования, изменение размера
окатышей от 0,8 до 5 мм не влияет на характер кинетических
кривых.
Установлено, что в интервале 900—1200° С исследованные
материалы окисляются довольно энергично на воздушном дутье
при содержании серы в исходной шихте 18%. Десульфуризации
(50%) происходит при 900° С за 3 мин, при 1000° С — за 2 мин,
при1100°С—за 1,3мин,апри1200°С —за 1мин.
Повышение концентрации кислорода существенно интенси-
фицирует процесс окисления окатышей.
Сравнение интенсивности окисления окатанного и неокатан-
ного никелевого концентрата показывает, что начальный момент
окисления неокатанного концентрата протекает в 2,2 —2,4 раза
быстрее, чем окатанного. Однако затем скорости их сравниваются
из-за диффузионного торможения при обжиге неокатанного кон-
центрата. Так, при 900° С на воздушном дутье полная десульфу-
ризация окатышей достигается при 900° С за 1,5 ч, а при 1100° С —
за 1 ч, а неокатанного в этих же условиях — за 1 ч 40 мин.
При обжиге в кипящем слое крупнагя фракция находится
в слое до 5 ч, что указывает на преимущества обжига
окатанного материала, обеспечивающего небольшой вынос пыли
и высокую производительность печи.
5. ИССЛЕДОВАНИЕ ПРОЦЕССА УКРУПНЕНИЯ ЗАКИСИ
НИКЕЛЯ ПРИ ОБЖИГЕ НИКЕЛЕВОГО КОНЦЕНТРАТА
При обжиге никелевого концентрата в кипящем слое при
температуре выше 1000° С происходит укрупнение зерен закиси
никеля. Получаемая закись никеля по крупности на^ порядок
выше исходного концентрата и не является постоянной величи-
ной, а зависит от условий обжига.
' Характер укрупнения и влияния разных факторов на этот
процесс изучали Ф. Т . Бумажное и А. Ф . Астафьев [20—22] *.
Они указывают, что конечная крупность закиси никеля зависит
от интенсивности основных параметров, обусловливающих кипя-
щий слой, и от развития процессов спекания с повышением тем-
пературы.
На рис. 32 приведена зависимость крупности закиси никеля
от температуры и влажности концентрата. До 1000° С крупность
закиси никеля увеличивается незначительно. Резкое увеличение
крупности закиси никеля имеет место при температуре выше
1000° С, процесс спекания закиси никеля протекает интенсивно
в первые 5—10 мин, после чего скорость спекания резко падает,
* См. также Астафьев Л. Ф . Исследование закономерностей высокотем-
пературного обжига
никелевого
концентрата от разделения медно-никелевого
файнштейна в кипящем слое. Автореф. канд. дис. Ленинград, 1972.
90
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

с(3)мм
0,36
80 Cfv%
центрата и шихты при скорости воздушного дутья 0,142 м/с
получены следующие данные:
Cs, доли
0,18
<?э> мм. при
t°О
900
0,215
1000
0,239
1IC0
0,£96
Из этих данных следует, что для увеличения крупности закиси
никеля необходимо уменьшить подачу в печь инертных оборот-
ных материалов (пылей), которые разобщают сульфидные частицы,
препятствуя созданию сульфидных капель, «склеивающих» мел-
кие частицы закиси.
Повышение скорости дутья (г;д) увеличивает выход мелких
фракций закиси никеля и пылевынос. Это объясняется механиче-
ским самоизмельчением частиц закиси никеля, которое возра-
стает с увеличением турбулентности кипящего слоя:
м/с
0,142 0,284 0,426
(h. мм
0,263 0,243 0,233
91
что указывает на укрупнение материала при обжиге в начальный
период процесса.
Исследования показали также, что с увеличением содержания
кислорода (Со2) в газовой фазе крупность закиси никеля умень-
шается (рис. 33). Вероятно, это объясняется окислением суль-
фида никеля до температуры, при которой происходит его расплав-
ление (875° С). Образованная закись никеля имеет более высокую
температуру плавления.
С увеличением содержания серы в шихте эквивалентный диа-
метр зерен dB возрастает. При обжиге окатышей влажного кон-
0,28
0,20
2
__
_
1
40
Рис 32. Зависимость крупности за-
киси никеля аэ от температуры об
жига и влажности концентрата
/, 2 — неокатанный; 3—4
—
ока
тайный; 1 — 3
—
сухой; 2, 4 — влаж-
ный
Рис. 33 Влияние концентрации кислорода
в дутье на крупность частиц закиси никеля
при темиературе обжига
/-900°С;2-1000°С;3—1100°С
0,21
0,22
0
0,25
0
0,24
0,22
4
0,26
3
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Изученные параметры можно выразить следующим уравне-
нием:
+ 1,13-105 (Со,)'""
37
*^)
1
'
7
ехр (— 16000/Г).
(14)
б. ПРАКТИКА ОБЖИГА НИКЕЛЕВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
Технологический режим обжига
В настоящее время в Советском Союзе обжиг никелевых кон-
центратов в печи КС производят Норильский горно-металлурги-
ческий комбинат, заводы «Североникель», «Южуралникель», Уфа-
лейский и Буруктальский никелевые заводы. За рубежом обжиг
гранулированного концентрата производит канадский завод «Коп-
пер-Клифф». Никелевые концентраты получают при переработке
медно-никелевых файнштейнов, являющихся промежуточными
продуктами пирометаллургического передела сульфидных медно-
никелевых руд.
В 1967 г. в Японии введен в эксплуатацию завод «Мацусало»,
на котором подвергают обжигу в кипящем слое флотационный
никелевый концентрат, поступающий с завода «Коппер-Клифф»
[23]. В Канаде на заводе «Томпсон» обжигу подвергают медно-
никелевые высокосернистые концентраты с целью частичного
выжига серы перед электроплавкой. На Южу рал никеле и Уфа-
лейском никелевом заводе обжигают файнштейн, а на Бурук-
тальском никелевом заводе — концентрат, получаемый автоклав-
ным способом.
Показатели обжига приведены в табл. 19.
Никелевый концентрат, получаемый от флотации файнштейна,
имеет высокую дисперсность, средний диаметр зерна составляет
0,028 мм. После фильтрации на вакуум-фильтрах никелевый
концентрат содержит 6,5 —8,0% влаги, насыпная масса его при
этой влажности составляет 2 т/м
3
,
угол естественного откоса
37,5 —42°. Измельченный файнштейн имеет средний диаметр зерна
0,086 мм.
По химическому составу концентраты разных заводов близки
друг другу. Химический состав никелевых концентратов колеб-
лется в следующих пределах, %: 68—70 Ni; 2—4 Си; 1,0 —1,3 Со;
0,5—3,5 Fe; 22—24 S; химический состав файнштейна, %: 77—
81 Ni; 0,5—1,0 Си; 0,3 —0,5 Со; 0,2—0,6 Fe; 15—19 S.
Обжиг концентратов ведут намертво, так как серу трудно
удалить при последующих восстановительных процессах и элек-
тролитическом рафинировании никеля. Содержание серы в огарке
после обжига составляет 0,01—0,05%.
Обжиг в кипящем слое никелевого файнштейна ведут до содер-
жания остаточной серы в огарке 1,5 —2,5%.
92
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица 19
Характеристика печей КС для обжига никелевых концентратов и файнштейна и основные показатели процесса
Заводы
«Томпсон»
Наименование показателей
«Юж-
урални-
кель»
«Коппер-Клифф»
ча-
«Северо-
никель»
Нориль-
ский
ГМК
Уфалей-
ский
Бурук -
тальский
воз-
душное
дутье
дутье,
обогащенное
кислородом
стич-
ный
обжиг
старый
завод
новый
завод
Размеры печи
внутренний
диаметр
пе-
чи, м ................................ .....
5,35
4,9
3,15
__
3,9
3,9
5,5
3,7
5,5
высота печи, м
.
.
.
9,5
9,0
6,0
10,5
10,2
10,5
10,5 7,9
5,0
7,5
площадь пода, м
2
..
22,5
19,5
7,90 6,0
13,5
12,0
12,0 23,8
10,5
23,8
высота
загрузочной
ка-
меры, м ................................ .
3,8
2,0
2,0
__
—
_
Высота кипящего слоя,
2,0
1,8
_
__
5,0
5,0
1,2
1,22
2,2
Количество
воздухорас-
пределительных
сопел
на
1м
2
пода, шт .............................
44
51
108
/
24
24
24
Скорость воздуха из от-
верстий сопел, м/с . .
93
10,5
_
__
__
_
80,95
77,7
_
Живое сечение отверстий
сопел, % ................................ .....
0,35
1,74
0,81 __
__
__
_
0,6
0,65
_
Количество секций в воз-
душной коробке, шт.
7
9
5
__
__
_
__
... .
_
Температура,
в слое.....................................
1100—1150 ЛЮО
970 —
—
1090
1230 650
570—670
593—6
60
под сводом ............................
1050—1080
1050
900 —
—
—
—
—
-—
—

Продолжение табл. 19
Заводы
«Томпсон»
Наименование показателей
«Юж-
«Коппер-Клифф»
ча-
«Север о-
Нориль-
Уфа лей -
Бурук -
дутье,
обогащенное
стич-
старый
новый
иикель»
ский ГМК
ский
ура л ни-
кель»
тальский
воз
душное
ный
обжиг
завод '
завод
дутье
кислородом
Расход воздуха на печь,
тыс. м
3
/ч .....................................
26,0
13,0
4,0 3,4
7,5 —8,0 18,6
17,0 40,8
19,0
—
Скорость воздуха в слое,
м/с: ............................................
0,32
0,16
0,15 0,16
0,13—0,16 0,4
—
0,48
0,5
—
Давление воздуха под по-
диной, ати ..................................
0,53
0,23
0,19—0,2 0,3
0,22—0,25
—
—
0,3
0,3
0,43
Пылевынос от массы
шихты, % ................................ ..
23
30
30
15-20
—
—
—
75
80—90
80—90
Содержание серы, %:
28,0
в концентрате ....
—
—
—
—
—
—
—
—
—
в шихте .................................
21,5—22,5 21—22 17 —19 —
—
—.
—
—
27—28
—
в пыли ...................................
2—3
2,6
6,0
—
—
—
—
—
—
_
в огарке .................................
0,1 —0,17
0,5
—
—
—
0,2
0,05 10—12
18,5
18,5
Содержание в отходящих
газах S02, % ............................... 9,5 —10,5
5,5
—
—
—
—
—
12
—
_
Производительность пе-
чи, т/ч:
8,5 —9,0
по
концентрату
.
.
.
» шихте
—
—
—
—
—
—
—
—
—
12,5—13,0
—
—
—
—
12,5
—
56,25
29,6 -38,4
60,4
Удельная производи-
тельность печи,
т/(м
2
-сут):
9,5 —10,0
по концентрату . . .
4,7
—
—
—
25
—
—
—
—
» шихте ................................
13—15
5,5
—
—
—
—
—
56,95
68—89
60,9
»выжигусеры...
3—4
1,1
5,7 —10,6

Целесообразно вести двухступенчатый обжиг файнштейна:
в первой стадии снижают содержание серы до 6—7%, с после-
дующим дообжигом огарка в отдельной печи КС или в печи КС
с перегородкой.
В лабораторной печи был получен огарок, содержащий
4—6% серы; после вторичного обжига в огарке осталось
0,0132% серы
1
.
После обжига никелевого концентрата получают порошок тех-
нической закиси никеля следующего состава, %: 69—71% Ni;
3,5—4% Си; 1,0—1,3% Со; 0,01—0,5% S. Обожженный файн-
штейн после предварительной очистки от примесей подвергают
плавке в электропечах для получения товарного никеля.
Закись никеля, получаемая после обжига, содержит неболь-
шое количество металлического никеля и значительно крупнее
исходного концентрата. Средний диаметр зерна закиси никеля
завода «Североникель» равен 0,27 мм, Норильского ГМКа 0,23 мм,
Уфалейского завода при обжиге файнштейна 0,34 мм, завода
«Коппер-Клифф» при обжиге гранулированного концентрата
— 0,46 мм.
Несмотря на то что окатыши при обжиге разрушаются, пред-
варительное окатывание позволяет получить более крупную
закись.
Большая крупность закиси никеля завода «Североникель»
объясняется более высокой температурой процесса, а Уфалей-
ского завода — более крупным помолом файнштейна по сравне-
нию с крупностью никелевого концентрата.
Закись, полученная обжигом в кипящем слое, имеет хорошо
развитую поверхность, что определяет высокую активность в про-
цессах последующего передела, значительно отличающуюся от
закиси, получаемой при обжиге в многоподовых печах и при агло-
мерирующем обжи!*е на спекательных машинах.
При обжиге в кипящем слое примерно 20—30% пыли выно-
сится из печи. Пыль содержит 3—6% So6m и 0,5—0,8% SSo4
и имеет тонкодисперсную характеристику. На заводах практи-
куется возвращать получаемую пыль на дообжиг в смеси с сырым
концентратом. Добавка пыли также снижает общее содержание
серы, что делает процесс менее опасным для спекания.
Обжиг в кипящем слое никелевого концентрата и файнштейна
при содержании серы 15—22% идет автогенно без избыточного
тепла. При обжиге концентрата, получаемого в автоклавах и
содержащего значительное количество влаги и сульфатов, про-
цесс автогенен только при использовании обогащенного кисло-
родом воздуха.
Концентрация S02 в обжиговых газах зависит от избытка
воздуха, на заводе «Североникель» содержание S02 в газах после
печи составляет 8—11% и газы используются в производстве
1
См. сноску на стр. 85.
95

серной кислоты. Обжиговые газы Норильского ГМК содержат
4—7% S02, что указывает на 40%-ный избыток воздуха от теоре-
тически необходимого.
Обжиг файнштейна ведут при значительном избытке воздуха
и обжиговые газы содержа? 5—8% S02. При обжиге стремятся
наиболее полно выжечь серу, так как наличие серы в закиси
никеля ухудшает его качество. Кроме того, появляется опасность
спекания слоя в связи с наличием легкоплавкого сульфида ни-
келя. Наличие сульфидов в ванне слоя настолько опасно, что
на практике производят периодическое отключение загрузки для
того, чтобы убедиться в их отсутствии (снижение температуры
слоя при отключении загрузки).
Физико-химические и минералогические свойства пылей, выно-
симых из печи КС при обжиге никелевого концентрата на комби-
нате «Североникель» при температуре 1000—1100° С со скоростью
0,8—1,1 м/с при а = 1,1-5 -1,3, приведены в табл. 20 (241.
Пыль по ходу движения газов несколько обедняется никелем и
обогащается серой, в особенности сульфатной. Содержание As
по сравнению с исходным концентратом возрастает в 2 раза,
свинца — в 5 раз и селена — в 7 раз. Как следует из данных
табл. 20, выносимая из печи пыль при обжиге никелевого кон-
центрата в кипящем слое является некондиционным продуктом
и ее возвращают вместе с сырым концентратом на дообжиг.
Таблица 20
Характеристика пылей
Продукт
Насыпнаямас-са»г/смаПлотность,г/см3
Химический состав, %
Гр анулометрически й
состав,
%,
при
размере фракции, мм
Z
$с/5
ссульфата
+0,02
+0,01
- 0,01
Пыль из газохода до
циклона ....
1,8 —
—
68—69 2,3 - 0,25— 3 — 1,8 — 78—95
2,37
3,7
0,5
6,3
15
Пыль циклона .
1,9 —
—
67,5— 1,5— 0,4— 2,5- 1,0- 85-97
2,2
68,5
2,5
1,0
3,5
12,0
Пыль электрофильтра
1,3 -
5,7— 66,0— 1,9— 1,0— 0,6— 1,7— 93 —97
U4
6,1 66,6
2,9
1,6
0,8
5
Никелевый концен-
трат.....ч
..
2,0 -
5,6 67,5
24,0
—
1,5
1,5 97,0
2,5
1
Десульфуризация пыли идет с большой скоростью даже при
низких температурах и низкой концентрации кислорода. С уве-
личением температуры и концентрации кислорода скорость де-
сульфуризации увеличивается. Так, при концентрации кислорода
в газе 4% и температуре 1100° С сера выгорает на 50% за 2 мин,
96
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

при повышении только температуры до 1200' С сера выгорает на
80% за такое же время.
Кинетические исследования и испытания на промышленной
печи показали, что время пребывания пыли в надслоевом про-
странстве печи необходимо увеличивать. Об этом свидетельствует
отбор пыли из газового потока при выходе газов в районе
загрузки и в центре печи. Так, в газах, взятых из центра печи,
где время пребывания пыли больше, содержание серы было
меньше.
На рис. 34 приведена зависимость содержания серы в пы-
лях от температуры слоя при разном отводе газов из печи.
Влияние концентрации кисло-
рода в газах на содержание
9,0
серы в пылях проверяли в про-
мышленной печи КС при надслое-
вой подаче воздуха. Приведенные
3
>
5
ниже данные характеризуют это
влияние.
2,5
Содержание кислорода в
отходящих газах, % .
1,5 2,0 3,9
Содержание серы в иы- '
ли, %
. 5,1 5,0 3,6
Таким образом, центральный
отвод газа со стороны выгрузки,
подача надслоевого воздуха и Рис 34 влияние температуры слоя на
повышение температуры газов ПО- содержание серы в пыли газового по-
fJг
тока из печи КС при боковом {/) и цен-
ЗВОЛЯЮТ интенсифицировать про-
тральном (2) отводе газов
цесс обжига [251.
Промышленные испытания на заводе «Североникель» пока-
зали, что при повышении температуры обжига с 950—1050 до
1100—1150° С увеличивается производительность печи в 1,5 раза
[с 6—6,7 до 9,5 т/(м2
• сут) ] при снижении пылевыноса с 38,5 до 23,5
%.
Уменьшение пылевыноса определяется укрупнением огарка в печи
при повышении температуры, что позволило в свою очередь
увеличить скорость дутья с 0,6 до 0,9 м/с. Исследования пока-
зали, что для получения огарка с содержанием серы меньше 0,5%
избыток воздуха против теоретического должен составлять
13% [261.
Ниже приведены данные, характеризующие зависимость пыле-
выноса от температуры обжига.
Температура, °С .
950—105
0
1060 1070
1080 1100 1120 1130
Пылевынос, % от массы
шихты ... .
38,5
37,0 32,2
31,5
25,4 23,5 23,4
Скорость воздуха, м/с .
. 0,6
0,73 0,79
0,75
0,96 0,87 0,94
Удельная
производитель-
ность печи, т/(м
2
-сут) ♦ .
б—6,7
—
—
—
—
9,5
—
Содержание S в закиси, %
0,3 —0,7
—
—
0,1 -0,3
—
—
—
4Д.Н.Клушин
'
97
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Конструктивные элементы и узлы печей КС
К настоящему времени определилась конструкция печей КС
и их отдельных узлов. На разных заводах имеются различия
в отдельных деталях конструкций.
Общим для всех печей следует считать цилиндрическую форму,
футеровку — из шамотного кирпича и высоту печей 9—10 м.
Некоторые печи имеют расширение в надслоевом пространстве.
Расширение стенок производится плавно под углом 7—8° к своду
печи. Если переход осуществляется от самой подины, то увели-
чение объема в слоевой части позволяет уменьшить скорость газа
и снизить поршневые выбросы,
что обеспечивает более спокой-
ную поверхность слоя и способ-
ствует уменьшению пылевыно-
са. Однако большая часть пе-
чей имеет вертикальные стенки
в объеме кипящего слоя, так
как уменьшение скорости при-
водит к оседанию крупных
фракций на подине печи. Осо-
бенно опасно оседание при вы-
грузке огарка через порог и
при отсутствии какой-либо под-
готовки шихты перед обжигом.
Исследования, проведенные
при освоении режима обжига
никелевого концентрата в ки-
пящем слое на Норильском ГМК и «Североникеле», подробно
освещены в работе [271.
На рис. 35 показаны две основные формы печей КС, приме-
няемые в промышленности. Печь типа II имеет специальную
форкамеру для загрузки концентрата. Загрузку печей осуще-
ствляют на слой ленточными питателями, простыми в обслужи-
вании. Установка регулируемого при помощи исполнительного
механизма шибера на бункере концентрата обеспечивает постоян-
ство подачи его в печь, что определяет устойчивость температур-
ного режима. Недостатком ленточных питателей является невоз-
можность герметизировать узел загрузки. В связи с этим при
положительном давлении в печи наблюдаются большие выбросы
газа и пыли.
Очень перспективна загрузка материала во внутрь слоя,
позволяющая наиболее полно использовать реакционную способ-
ность кипящего слоя. Обработка тонкодисперсных зерен в этом
случае будет проходить полнее, чем в надслоевом пространстве,
где обжиг осуществляется во взвешенном состоянии. При повы-
шенных температурах процесса мелкие зерна, попадая в зону
высокой температуры, будут укрупняться, что приведет к зна-
98
Рис. 35 . Схемы печей обжига никеле-
вых концентратов и файнштейна (/,
// — типы печей)
/—загрузка;2—вода;3—газ;4—
мазут; 5 — воздух; 6 — выгрузка
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

чительному снижению пылевыноса. При этом увеличение ко-
личества мелких частиц в ванне способствует лучшему образо-
ванию самого псевдоожиженного слоя — уменьшается его по-
розность, что обеспечивает более равномерное псевдоожижение
без больших пузырей и выбросов.
Конструкция питателей для загрузки в слой влажных кон-
центратов не разработана. Попытка использовать шнековый пита-
тель не увенчалась успехом, так как выход из шнека запекался
расплавленной шихтой из-за малой скорости подачи и плохого
распределения шихты у стенок печи. Загрузка шихты при помощи
инжектора не дала^положительного решения из-за большой влаж-
ности шихты и наличия в ней крупных инородных предметов.
Опущенные в слой трубы быстро обгорали, что приводило к боль-
шим выбросам газа в цех в случае уменьшения разрежения в печи.
Основным узлом в конструкции печей КС является подина,
/через которую поступает воздух или газ, обеспечивающий псевдо-
,<Ожижение и протекание физико-химических реакций. Конструк-
ция подины должна обеспечивать равномерное псевдоожижение
без застойных зон, жаростойкость, удобство монтажа и ремонта.
В настоящее время все подины выполнены из жароупЬрного
бетона с гнездами для воздухораспределительных сопел. Каче-
ство псевдоожижения зависит от распределения сопел в подине
н живого сечения отверстий в них.
Различие в конструкции подин печей КС состоит главным
образом в использовании разных конструкций головок и воздухо-
распределительных сопел, в разной расстановке их по подине
и разном живом сечении отверстий в соплах.
Обычно на 1 м
2
пода устанавливают 40—60 сопел. Сечение всех
отверстий в соплах колеблется в широких пределах (табл. 19): от 0,4
до 1,74% (скорость воздуха в отверстиях 10,5 м/с) на Норильском
ГМК до 0,35% (скорость 93 м/с) на заводе «Североникель», хотя
эти заводы практически перерабатывают концентраты, однотипные
по химическому и гранулометрическому составу.
Небольшое живое сечение и большую скорость воздуха, посту-
пающего из отверстий сопел, применяют при обжиге легкоспека-
ющихся материалов (медных и никелевых концентратов), а живое
сечение больше 1 % — в основном в процессах сушки, обжига
пирита и т. д.
Конструкция головок сопел различна. В каждом конкретном
случае используется опыт других заводов с некоторой модифика-
цией конструкции
г
.
Специальных исследований для определения оптимальных
скоростей газа на выходе из сопла, не проводилось. Известно, что
1
На химических заводах принята единая конструкция сопел. Это объяс-
няется тем, что печи КС цветной металлургии проектируют различные проект-
ные организации («Гипроцветмет», «Кавказ гипроцветмет», «Казгипроцветмет»,
«Норильскпроект» и др.), а в химической промышленности головным проект-
ным институтом является «Гипрохим».
4*
99
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

уменьшение живого сечения отверстий в соплах улучшает псевдо-
ожижение крупных фракций, которые способны к выпаданию на
подину. Вероятно, при относительно однородном по гранулометри-
ческому составу слое нецелесообразно значительно уменьшать
живое сечение, так как это приводит к большому перерасходу
электроэнергии.
Оптимальное живое сечение устанавлидается в зависимости
от гранулометрического состава огарка, из которого образована
ванна, что в свою очередь определяется свойствами исходной
шихты и температурой обжига.
Исследования, относящиеся к выбору живого сечения и шага
между соплами, а также характеристики отдельных конструк-
ций, описаны в работах [28, 29].
При обжиге никелевых концентратов сопла, выполненные из
стали Х12Н10Т, эксплуатируются не более 4 месяцев, что опре-
деляет срок компании процесса от запуска печи до выгреба слоя.
На Норильском ГМК испытаны сопла из железистокремниевого
сплава следующего состава, %: 1,9—2,1 С; 0,7—0,8 Мп; 1,0 —
1,5 Si; 20—22 Сг. Результаты промышленных испытаний показали,
что сопла из этого сплава после 8 месяцев эксплуатации остались
в хорошем состоянии и были пригодны к дальнейшей эксплуатации.
Сопла из стали 40X9C2JI полностью сгорели, а в соплах из
стали Х18СЮ произошло значительное истирание в местах вы-
хода газа из отверстий и на поверхности головки образовалась
сильная газовая коррозия [30].
На НГМК и Североникеле применяют секционирование- воз-
душной камеры. Как следует из опыта эксплуатации, секциониро-
вание с регулируемым распределением воздуха по камерам помо-
гает в аварийных случаях избежать полного спекания слоя.
В случае залегания материала на одной из камер, о чем указы-
вает снижение сопротивления на этой камере, в нее подается
на какое-то время
4
повышенное количество воздуха при снижении
количества воздуха, подаваемого на другие камеры. В этом случае
удается предотвратить спекание, после чего количество воздуха
на камеру устанавливается прежним.
Все печи оборудованы донными разгрузками, конструкция
которых отличается своими деталями. Регулирование выгрузки
огарка осуществляется по сопротивлению слоя автоматически:
на «Североникеле» регулированием щели на секторных затворах
при помощи пневмоцилиндров, на НГМК — числом оборотов
барабана-восстановителя.
Пылеулавливающая система на всех заводах различна, но
в основном она состоит из циклонов для грубой очистки и электро-
фильтров для тонкой очистки газов.
На заводе «Североникель» на печах установлены котлы утили-
заторы, работающие успешно. Они позволяют получать около
0,6 т/т концентрата пара давлением 40 ат. На Норильском ГМКе
все печи реконструированы из многоподовых.
100
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Отдельные конструктивные элементы печей описаны в работе
[31] .
Процесс обжига на обоих заводах протекает устойчиво.
На заводе «Североникель» температура обжига выше, чем
на НГМК.
Контроль и автоматика
Для контроля хода процесса обжига на всех заводах приме-
няют стандартные схемы. Температуру процесса поддерживают
загрузкой шихты.
На Североникеле совместно с Московским институтом стали
и сплавов разработана новая система регулирования процесса
[32] .
На основании
проведенных,
основанных
на
исследовании
физико-химических закономерностей процесса, расчетов
4
и экспе-
риментов показано, что устойчивое регулирование температуры
чслоя возможно только на основе синтеза самоприспосабливаю-
щихся систем КС. Установлена аналоговая машина, разработанная
СКВ «Цветметавтоматики» совместно с МИСиС. Линейные
регуляторы для этого процесса неприменимы.
Суммарное сопротивление слоя и подины служит импульсом
для автоматической разгрузки огарка с пода печи.
Температура контролируется термопарами, расположенными
в слое. Для увеличения срока службы чехлов термопар, установ-
ленных в агрессивной и абразивной средах, при высокой темпе-
ратуре процесса применяют утолщенные блоки из стали Х12Н10Т
диаметром 150 мм.
Исследованиями показано, что термопара, установленная над
слоем на высоте 2780 мм от подины при толщине слоя около 2000 мм
(в спокойном состоянии), отражает истинную температуру слоя
и достаточно чувствительна к небольшим возмущениям по за-
грузке. При этом срок службы чехла термопары увеличивается
при выводе чехла, изготовленного их нержавеющих сталей 1X18Н9Т
и Х25Т со специальной наплавкой КБХ45, из зоны эрозии кипя-
щего слоя.
Эта термопара подключена к системе автоматического конт-
роля процесса.
Обжиг сульфидного никелевого концентрата,
полученного автоклавным методом
На Буруктальском никелевом заводе производят обжиг в ки-
пящем слое никелевого концентрата влажностью от 10 до 25%
и со значительным содержанием сульфатов. Химический состав
концентрата, %: 47—53 Ni; 4—5 Со; 0,9 —1,3 Zn; 28—35 S.
-Для предупреждения спекания материала в печи КС в шихту
обжига подают дробленые выломки автоклавов, пыль газоходов
и т. д . В связи с тем что физические и химические свойства
материалов все время меняются, печь работает по периодиче-
10
1
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ской схеме: загрузка порции—обжиг—выгрузка, после чего цикл
повторяется.
С целью стабилизации теплового баланса печи и возможности
-перехода на непрерывный процесс были проведены испытания по
обогащению дутья кислородом до 23,5 и 25,4% [331. Обогащение
дутья кислородом приводит к росту производительности печи,
а также к более значительному укрупнению огарка и снижению
при этом пылевыноса. С увеличением обогащения дутья умень-
шается перепад температур в периоды обжига и загрузки, что
делает возможным йереход на непрерывный процесс.
Обжиг производят в речи площадью пода 14 м
2
при площади
надслоевого пространства 30 м
2
и высотой 10,2 м. В форкамере
печи размером 1,07x0,886 м установлена провальная подина,
состоящая из четырех коробов с 48 соплами. Выгрузку огарка
осуществляют на уровне пода в конце печи периодически в зави-
симости от изменения давления слоя.
Обжиг никелевого концентрата, содержащего 0,6% Си,
на заводе «Коппер-Клифф»
На заводе «Коппер-Клифф» осуществлен режим обжига никеле-
вых концентратов, содержащих 0,6% меди, в четырех последо-
вательно работающих печах КС. На рис. 36 приведена техноло-
гическая схема обжига [23].
Для обжига гранулированного никелевого концентрата, со -
держащего до 0,6% меди, используют две пе4и КС диаметром
в области пода 3,2 м с расширением кверху до 5 м и высотой
10,5 м. Обжиг ведут при температуре около 1100° С. При
этом получают огарок с 0,2% серы крупностью в среднем
0,8 мм.
Огарок охлаждают в аэрохолодильнике кипящего слоя. Для
охлаждения огарка под подину подают воздух и разбрызгивают
воду со свода.
В третьей печи производят обжиг концентрата, содержащего
0,6% меди, при температуре 1230° С на дутье, обогащенном кисло-
родом. Содержание серы в огарке снижается до 0,05%. Получен-
ная окись никеля пригодна для подшихтовки при плавке леги-
рованных сталей. Ее можно перерабатывать во втором реакторе
КС до содержания серы 0,01% с последующим хлорирующим
обжигом в третьем реакторе КС для снижения содержания меди
до 0,25%. Затем при восстановительном обжиге в КС в атмосфере
водорода из нее удаляют свыше 75% кислорода, получая продукт
с содержанием около 90% никеля и менее 0,005% серы, также
используемый в производстве легированных сталей.
102
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

НикелебыйСульфидный
Рис 36 Технологическая схема обжига в кипящем слое для производства за-
киси никеля на заводе «Коппер-Кли<Ь»
<
/—чандляпульпы;2—напорныйбак;3—-
барабанный фильтр; 4 — сгу-
ститель; 5 — чашевый гранудотор; 6 — электрофильтр; 7 — подовая плита с со-
плами; 8 — циклон; 9 — печь кипящего слоя; 10 — чан для репульпации пыли;
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

7. ПЕРЕРАБОТКА НИКЕЛЕВЫХ ШТЕЙНОВ
С ПРИМЕНЕНИЕМ ПЕЧЕЙ КС
Фирмой «Фальконбридж» (Канада) разработан интересный
способ переработки кристаллов хлористого никеля (NiCl2*6H20),
полученного от выщелачивания и очистки измельченного файн-
штейна, для производства окиси никеля [34]. Окись никеля полу-
чают в реакторе кипящего слоя в виде гранул (8—10 меш) округ-
ленной формы с гладкой поверхностью.
В реакторе КС происходит окисление гидратированного хло-
ристого никеля (—10% влаги) воздухом, обогащенным кислоро-
дом, при температуре 800—900° С с образованием закиси никеля
и хлористого водорода, который возвращается в процесс кристал-
лизации хлористого никеля.
Для проведения эндотермического процесса был разработан
метод безопасного сжигания взрывчатой смеси газов (хлористый
водород и воздух, обогащенный кислородом) в объеме кипящего
слоя.
Смесь подают в реактор по наружному трубопроводу. Каждая
трубка, соединяющая трубопровод с камерой кипящего слоя,
имеет в нижней части сужение, в котором скорость движения газов
превышает скорость распространения взрыва. Это сужение исклю-
чает возможность взрывов смеси в трубопроводе.
Взрывчатая смесь содержит стехиометрическое количество
кислорода, требуемое для полного сжигания топлива. Газовая
среда в реакторе нейтральна. Пылевынос составляет 7—10% NiO.
Контроль процесса несложен. Производительность процесса
является функцией температуры кипящего слоя.
8. ВОССТАНОВЛЕНИЕ НИКЕЛЕВЫХ ПРОДУКТОВ
В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
Восстановление закиси никеля
С целью улучшения качества восстанавливаемого никеля,
уменьшения его потерь и увеличения производительности агре-
гата проведены исследования по замене трубчатых и дуговых
электропечей печами КС.
Проведены также исследования процесса восстановления тех-
нической закиси никеля коксовым газом, содержащим, %: 2,5 СО;
58 N2; 18СН4 И 4,2 С02 [351.
В опытах в реакторе с беспровальной подиной встретились
с трудностями, связанными со спеканием восстановленной закиси
никеля в застойных зонах. Поэтому был сконструирован и испы-
тан реактор без подины (рис. 37). Нижняя часть реактора имела
диаметр 340 мм. В таком реакторе процесс осуществлялся устой-
чиво, особенно при температуре 500—650° С, при этом степень
восстановления составляла 93%. При повышении температуры
до 700° С и степени восстановления выше 93% материал спекался
104
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

и процесс расстраивался. При температуре ниже 500° С степень
восстановления уменьшалась и падала производительность.
На основании опытных работ для проектирования опытно-
промышленной печи КС приняты следующие показатели процесса:
Температура в слое, °С .
. 600 —650
Расход газа, м
3
/т огарка
. 500
Скорость газов на выходе
. из слоя, см/с .
6—8
Степень восстановления, %
90—92
Пылевынос, %
10—15
Высрта слоя, мм
1200
Проведены
теоретические
и
укрупненные исследования по
восстановлению закиси никеля
природным газом и продуктами
его конверсии [36,37]. Кинети-
ческие исследования [36] пока-
зали, что восстановление заки-
си никеля газообразными вос-
становителями в кипящем слое
протекает достаточно полно и
быстро. При этом скорость вос-
становления природным газом
примерно в два раза выше, чем
водородом и окисью углерода.
Это объясняется, вероятно, тем,
что восстановление закиси ни-
келя природным газом можно
рассматривать как своеобраз-
ное каталитическое окисление
метана кислородом окисла, га-
зообразные продукты которо-
го сами являются весьма эффективными восстановителями.
Исследования показали также, что скорость восстановления
закиси никеля по мере протекания процесса непрерывно умень-
шается. Это связано с уменьшением реакционной поверхности
й увеличением диффузионного сопротивления по ходу восста-
новления.
Для проверки результатов кинетических исследований были
проведены укрупненно-лабораторные балансовые опыты восста-
новления заводской закиси никеля природным газом в КС на
установке с кварцевым реактором диаметром 70 мм. Опыты под-
твердили результаты кинетических исследований и показали, что
за 4 мин при 1000° С и концентрации природного газа в дутье
50% материал восстанавливается полностью. Содержание угле-
рода в продукте восстановления не превышает 1—1,5%.
Наличие углерода в восстановленной закиси никеля снижает
его кондицию, что неизбежно при использовании для восстановле-
105
киси никеля в кипящем слое
1 — крышка; 2 — патрубок для отвода га-
зов; 3 — термопары, 4
—
горелка; 5 —
коллектор; 6 — патрубок для отбора проб;
7 — шамотная" футеровка; 8 — загрузоч-
ная труба; 9 — смотровое окно; 10 — фур-
мы; 11 — порошковый затвор
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ния сырого природного газа, так как при термическом разложе-
нии метана выделяется небольшое количество сажистого углерода.
Предложено [37] восстанавливать закись никеля природным
газом в кипящем слое при одновременной его конверсии, с учетом
того, что закись никеля и металлический никель являются хоро-
шими катализаторами реакции конверсии природного газа.
Лабораторные опыты и полупромышленная проверка свидетель-
ствуют о возможности получения марочного никеля (Н4) при
соблюдении следующего режима: температура в восстановитель-
ной зоне 820—850° С, конверсия газа при сжигании его в горелке
с коэффициентом расхода воздуха «=0,4 и температуре 1000—
1100° С.
При максимально достигнутой степени восстановления мате-
риала (содержание суммы никеля и кобальта в восстановленном
продукте составляло 98,02%) удельная производительность печи
по закиси никеля составила 14,4 т/(м2
*сут). Содержание углерода
в восстановленном материале изменялось от 0,03 до 0,07%. Пы-
левынос составил 5—7% от массы закиси никеля. Расход природ-
ного газа 134 м8/т закиси никеля. В процессе восстановления вос-
становленный никель укрупнялся.
Предполагают, что показатели процесса могут быть улуч-
шены и что в промышленной печи можно будет получить никель
Н-3, что позволит отказаться от восстановительной электро-
плавки никеля на огневой никель.
Проводились также лабораторные исследования восстановле-
ния закиси никеля жидкими углеводородами в кипящем слое
[38]. Применяли дизельное топливо, керосин и мазут. Ожижа-
ющими агентами служили азот с различным содержанием кисло-
рода и воздух. На основании полученных данных рекомендован
следующий режим восстановления на мазуте: дутье—воздух,
температура 800—850° С, продолжительность восстановления 15—
30 мин, удельный расход мазута 13%.
Тепловые расчеты показали, что процесс не требует дополни-
тельных источников тепла при использовании горячей закиси
никеля (1100° С) после обжига никелевого концентрата в кипящем
слое. Получаемые порошки с высокой цементирующей способ-
ностью (до 70%) могут быть использованы для очистки никелевого
электролита от меди.
Исследование процесса восстановления закиси никеля про-
пано-воздушной смесью показало возможность получения нике-
левых порошков с активностью 75—80% при температуре 800° С
и содержании углерода не более 0,2%. При этом удельная про-
изводительность печи, рассчитанная по лабораторным данным,
может составлять 29 т/(м2
»сут) [39].
Таким образом, восстановление закиси никеля в кипящем
слое различными восстановителями дает возможность получить
высококачественный продукт при значительно большей произво-
дительности, чем в трубчатых печах и дуговых электропечах.
106
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ВосстаноШние окисленной никелевой руды
в кипящем слое
Исследование процесса восстановительного обжига никелевой
руды в кипящем слое проводили на пробе руд, содержащих 1,55%
Ni, 49,6% Fe и 3,5% Si02 (Куба). В качестве восстановителя
применяли смесь газов от неполного сгорания бутан-пропана
и генераторного газа.
В установку КС диаметром 300 мм непосредственно в слой по-
давали газ и измельченную до 1 мм руду [401. При непрерывной
работе печи был установлен оптимальный режим восстановления
руды и получены огарки, содержащие 90,7 —91,3% раствори-
мого никеля и 53,2—68,0% растворимого кобальта при удельной
производительности по руде 2,8—6,6 т/(м2
-
сут), -температуре
650—712° С, содержании 18% СО, отношении С02/С0 = 0,56 и
скорости псевдоожижения 72—76 см/с.
Исследование показало, что процесс необходимо осуществлять
в двухкамерном аппарате, так как в одном слое (250 мм) низ-
кое использование восстановительной способности газа, в связи
с чем ^тепловой баланс процесса является неблагоприятным.
В верхней камере должны сгорать газы, содержащие СО и Н2,
и нагревать руду.
Ранее в Гинцветмете были проведены укрупненно-лаборатор-
ные исследования процесса восстановительного обжига никелевой
железистой руды Буруктальского месторождения, содержащей
0,7—0,9% Ni, 26—30% Fe и 29—42% Si02, в двухкамерной
печи КС [41 ]. Восстановление производили конверсированным
газом, содержащим 30—35% Н2 и 16—18% СО. При температуре
660—680° С в нижней камере и 550—570° С в верхней камере
растворимость никеля составляла 56—65% при удельной произ-
водительности печи 9,65 т/(м2
*сут).
Сравнительно низкая растворимость никеля может быть объяс-
нена неблагоприятным соотношением в руде железа и кремнезема,
так как восстановление никеля падает при снижении содержания
в руде железа и повышении кремнезема. Это видно по результатам
опытов, проведенных на кубинских рудах.
Частичный
окислительный
обжиг
ни-
келевых концентратов. Для удаления части серы
перед плавкой в Канаде на заводах «Томпсон» и «Коппер-Клифф»
применяют частичный обжиг в кипящем слое никелевых концен-
тратов, содержащих в %: 5—9 Ni; 0,25—2 Си; 39—42 Fe; 27—
32 S [42].
В табл. 19 приведены характеристики печей и показатели
процесса.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Вольский Л. Я. Основы теории металлургических плавок. М .,
Металлург*
издат, 1943. 219 с. с ил.
2. Кубашевский О.,
Эванс 3. Термохимия в металлургии. Пер. с англ. М .,
ИЛ,
1954. 424 с с ил.
3. Худяков Я. Ф., Смирнов В. Я . — «Цветные металлы», 1952, No 4. с. 22.
4. Смирнов В. Я.,
Авдеев М. Л.,
Худяков И Ф.,
Клюева А. В .
—
«Цветные
металлы», 1953, No 6, с. 24.
5. Смирнов В. ИТихонов А. Я. Обжиг медных руд и концентратов М.,
Ме-
таллургиздат, 1958. 282 с. с ил.
6. Клементьев В. В . — «Научные труды» (Гипроникель). Сб. No 26. 1966, с. 3 .
7. Бабенко Л. Р., Смирнов В. Я .
—
«Научные труды» (УПИ). Сб. No 134. М.,
«Металлургия», 1963, с. 58.
8. Бумажное Ф. 7\ — «Изв. вузов. Цветная металлургия», 1966, JSfe 1, с. 25.
9. Тихонов Л. Я ., Чучмарев С. К ., Смирнов В. Я .
—
ДАН СССР, 1965, т. 163,
No3,с.686.
10. Клементьев В. В .
—
«Научные труды» (Гипроникель). Вып. 13. М .,
«Ме-
таллургия», 1962, с. 110.
11. Тихонов А. Я., Чучмарев С. /(., Смирнов В. Я., Рыбников В. Я .
—
ДАН СССР,
1968, т. 178, No 3, с. 650.
12. Тихонов Л. Я., Чучмарев С. /С., Смирнов В. Я .
—
ДАН СССР, 1966, т. 168,
No4,с.867.
13. Чучмарев С. /С, Тихонов Л. Я .,
Смирнов В. Я .,
Рыбников В. Я.
—
«Изв.
вузов. Цветная металлургия», 1967, No 6, с. 32.
14. Савин Я. В .,
Тихонов Л. Я., Смирнов В. Я .
—
«Изв. вузов. Цветная метал-
лургия», 1964, No 1, с. 57 —60.
15. Пискунов ДО. Я . — «Изв. вузов. Цветная металлургия», 1960, No 1, с. 133.
16. Харитиди Г. Я .,
Тихонов Л. Я .,
Смирнов В. Я .
—
«Цветные металлы»,
1968, К> 4, с. 46.
17. Тихонов А Я.,
Харитиди Г. П.,Дудин Р. Я. и др.
— «Цветная металлур-
гия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1968, Ks 4, с. 30.
18. Тихонов Л. Я .,
Пименов Л. Я .,
Голунов Г. Л и др.
—
«Цветная металлур-
гия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1966, No 23, с. 26.
19. Бумажное Ф. Г . — «Цветные металлы», 1973, No 5, с. 21 .
20. Астафьев Л. Ф. — «Цветные металлы», 1974, No 8, с. 14 .
21. Бумажное Ф. Г ., Астафьев А.Ф . —«Цветные металлы», 1974, No 1, с. 24 .
22. Гегузин Д. £ . Физика спекания. М ., «Наука», 1967. 386 с. с ил.
23. Производсгво никеля. Пер. с англ. М .,
«Цветметинформация», 1969. 350
с.сил.
24. Соловов Я. Я ., Астафьев Л. Ф. — «Цветные металлы», 1970, No 2, с. 22.
25. Астафьев Л. Ф. — «Цветные металлы», 1973, No 8, с. И.
26. Астафьев Л. Ф. — «Цветные металлы», 1966, No 5, с. 34.
27. Алексеев Ю. В., Астафьев Л. Ф . Обжиг никелевых концентратов в кипящем
слое. М ., «Металлургия», 1967, 105 с. с ил.
28. Алексеев Ю. В. — «Цветные металлы», 1970, JSfe 10, с. 14 .
29. Псевдоожижение. Пер. с англ. Под ред. И. Ф. Дэвидсона и Д. Харрисона.
М., «Химия», 1974. 724 с. с ил.
30. Травничек Я. Л., Давыдов Я. Г . — «Цветные металлы», 1975, Ks 4, с. 46.
31. Серебренникова Э. Применение кипящего слоя в медной, никелевой и
кобальтовой промышленности. М., «Цветметинформация», 1969. 44 с.
32. Штеренберг Е, Я., Буровой Я. Л. —«Цветные металлы», 1971, No 8, с. 4
33. Митцер С. Г., Ермаков Г, Я., Тимофеев Г. А .
—
«Цветные металлы», 1973,
No1,с.16.
34. «Canad. Chem. Progress», 1971, v. 55, К» 2, p. 21. (Экспресс-информация
«Цветная металлургия» Ks 25, 1971, с. 1).
35.ЛысцовА.И .,
Брындин В. 7\ — «Цветная металлургия» (Бюл. ЦИИН ЦМ),
1961, No 13, с. 32; «Цветные металлы», 1961, К§ 12, с. 16.
36. Бабушкин В. Я., Тихонов Л. Я., Смирнов В. Я .
—
«Цветные металлы», 1971,
Ко7,с.12.
108
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

37. Бабушкин В. // .,
Тихонов А. Смирнов В. Я.
—
«Цветная металлургия
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1972, No 2, с. 24.
38. Егоров Ю. С , Астафьев А. Ф. — «Цветные металлы», 1974, Кя 4, с. 18.
39. Егоров Ю. С, Шевцов В. М. — «Цветные металлы», 1975, No 3, с. 36.
40. Освальдо Гранда Ибарра —«Цветные металлы», 1975, No5, с. 21 .
41. Зак Af. С.,
Лейзерович Г.
—
«Научные труды» (Гинцветмет). Сб. No 30.
М., «Металлургия», 1969, с. 152 .
42. Обжиг в печах с кипящим слоем в цветной металлургии за рубежом. М .,
«Цветметинформация», 1976. 50 с. Авт.: М. В . Теслицкая Л. С . Смирнова,
7\ Б. Константинова у Г. Л. Пустыльник.
Глава V
КОБАЛЬТОВАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
А
Исходное сырье для получения кобальта очень многообразно по своему характеру
и составу и в основном является сложным и комплексным.
Это прежде всего окисленные, сульфидные и смешанные медно-кобальтовые
руды, мышьяксодержащие кобальтовые руды, сульфидные и окисленные ни-
келевые руды, железо-никелевые руды, кобальтсодержащие пириты, кобальт-
содержащие цинковые концентраты и т. д. Наряду с медью и кобальтом руды
часто содержат свинец, цинк, никель, золото, серебро, платину, уран и радий.
Наиболее богатые участки месторождений отдельных руд содержат до 10,5—
11% Со [1].
Мышьяксодержащие руды обычно богаты кобальтом. Кобальт в зависимости
от характера этих руд (окисленные, сульфидные или смешанные) находится
или в форме окисленных соединений — асболана (Со02*Мп02*4Н20), гетеро-
генита и сферокобальтита (СсС03), или в сульфидной форме — линнеита (CogS^,
кобальтита (CoAsS), карролита (CuS-Co2S3), смальтита (CoAsS2).
В Советском Союзе соотношение различных типов руд с промышленным
содержанием кобальта примерно характеризуется следующими данными [1, 2]:
57%—медно-никелевые сульфидные, 26% —никелевые силикатные, 5,6%—медно-
кобальтовые пиритные, 5,0%
—
магнезитовые с кобальтсодержащим пири-
том, 6,4% — прочие Основное количество кобальта извлекается в насто-
ящее время попутно при переработке медно-никелевых сульфидных и никеле-
вых окисленных руд и только примерно 20% кобальта извлекается из медистых
пиритов, мышьяково-кобальтовых руд и других материалов.
В промышленных условиях кипящий слой в металлургии кобальта нашел
применение в процессе сульфатизирующего обжига п и ри тн о-кобальтовых и
медно-кобальтовых концентратов, где печи КС заменили ранее использовавшиеся
механические многоподовые печи, а также в процессе обжига роштейна.
1. СУЛЬФАТИЗИРУЮЩИЙ ОБЖИГ ПИРИТНО-КОБАЛЬТОВЫХ
И МЕДНО-КОБАЛЬТОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
Медь в медно-кобальтовых и пиритно-кобальтовых концентра-
тах в основном представлена халькозином (Cu2S), халькопиритом
(Cu2S-Fe2S3), борнитом (3Cu2S- Fe2S3), карролитом и меньше —
линеитом.
Режим сульфатизирующего обжига этих концентратов должен
быть таким, чтобы обеспечить максимальный перевод меди и ко-
109
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

бальта в сульфатную форму, растворимую, в воде или слабой
кислоте при минимальном растворении железа.
В процессе сульфатизирующего обжига могут иметь место
следующие, выраженные в общем виде, реакции:
MeS+202—MeS04;
(15)
MeS+3MeS044MeO+4SOa;
(16)
S02-hl/202^S03;
(17)
Me О + S03^MeS04.
(18)
Образование сульфатов будет происходить в том случае, если
парциальное давление серного ангидрида в печных газах будет
больше упругости диссоциации сульфата.
Как показали исследования [31, в процессе обжига карролит
разлагается по реакции:
CuS •Co2S3~> Cu2S + Co9S8 -f S,
(19)
а образующиеся при этом полусернистая медь и сульфид кобальта
окисляются до сульфата.
Образование сульфата кобальта (CoS04) начинается при 300° С
и идет с максимальной скоростью при 450° С.
При 470° С начинается взаимодействие между сульфидом и
образовавшимся сульфатом по реакции
3CoS04 + CoS 4СоО + 4S02.
(20)
Образующаяся окись кобальта в дальнейшем переходит в Со304,
устойчивую, как показали исследования [2], до 950° С.
При 550° С начинается сульфатизация окиси кобальта серным
ангидридом (максимальная скорость этой реакции наблюдается
при 650° С) с образованием CoS04.
Разложение сульфата кобальта начинается при 725° С по
реакции
3CoS04-* СоА + 3S02 + 02.
(21)
При обжиге халькопирита и борнита медь, входящая в их
состав, легко образует при температуре выше 700° С ферриты,
нерастворимые ни в воде, ни в слабокислых средах.
Исследования сульфатизирующего обжига пиритно-кобальто-
вого концентрата в печах КС были в Советском Союзе впервые
начаты в Гинцветмете в лабораторных условиях в 1956—1957 гг.
[4 ]. Был испытан пышминский концентрат, содержащий, %:
0,57 Со; 0,17 Ni; 0,68 Си; 0,41 Zn; 34,28 Fe; 39,54 So 6 m .
Опыты проводили в укрупненно-лабораторной печи, представ-
ляющей собой трубчатый реактор, изготовленный из цельнотянутой
стальной трубы (сталь марки Х18Н9Т) высотой 3000 мм, внутрен-
ним диаметром 127 мм и толщиной стенок 7 мм. Реактор имел три
сливных патрубка для выгрузки огарка на высоте 500, 1000
110
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

и 1500 мм от подины. Четвертый патрубок на высоте 300 мм от
подины предназначался для установки термопары.
В верхней крышке реактора имелись отверстия для замеров
разрежения под сводом, для отбора газов на анализ, установки
термопары. Разогрев реактора перед опытом и регулирование тем-
пературы во время опыта осуществляли с помощью силитовых
нагревателей.
Обжиговые газы отводили из печи по трубе диаметром 38 мм
в циклон для очистки от пыли. Тонкую очистку осуществляли
в рукавном фильтре.
Подачу материала в реактор производили снизу через беспро-
вальную подину с помощью воздуха, необходимого для осуще-
ствления процесса окисления материала в слое.
Исследования позволили установить основные параметры про-
цесса сульфатизирующего обжига пышминского пиритно-кобаль-
тового концентрата: температура обжига 600 ± 10° С, линейная
скорость воздуха 10 см/с, избыток воздуха 80%, удельная про-
изводительность по концентрату 3,9 т(м
2
-сут), высота слоя 1,5 м,
содержание сернистого ангидрида в обжиговых газах 7—11%.
Общее извлечение из огарка и пыли составило, %: 86,7 Со;
54,0 Си; 88,6 Zn; 31,1 Ni; 0,9 Fe; 81 S. Извлечение кобальта при
этом было на 28—30% выше, чем при обжиге в многоподовых
печах.
Высокое извлечение в раствор, кроме кобальта, меди и цинка
позволило получить после выщелачивания материал, пригодный
для последующего использования его в черной металлургии
в качестве железной руды для доменной плавки.
На основании полученных данных по проекту Гипроникеля,
на одном из отечественных заводов в конце 1963 г. была построена
промышленная установка с печью КС для сульфатизирующего
обжига пиритно-кобальтового концентрата. Установка состояла
из печи КС цилиндрической формы системы питателей для за-
грузки концентрата в печь и пылеулавливающей аппаратуры для
очистки отходящих газов. Подина печи имела семь независимых
секций. Высота печного пространства составляла 9,6 м, высота
слоя 1,5 м. На уровне подины у переливного спуска был уста-
новлен шнек для удаления крупных фракций огарка. Для за-
грузки в печь огарка перед пуском печи был установлен специаль-
ный бункер.
Для отъема избыточного тепла из кипящего слоя служили
четыре змеевиковых элемента.
Газы из печи отводились двумя параллельными нитками,
каждая из которых имела стояк, циклон и четыре батарейных
циклона; перед двумя электрофильтрами типа ОГ-3 -8 обе системы
соединялись. За электрофильтрами были расположены два дымо-
соса производительностью по 25 000 м8/ч.
Очищенные в электрофильтрах газы поступали в сернокислот-
ный цех,
Ш
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Концентрат поступал в печь через течку с помощью тарель-
чатого питателя. Огарок, пыль из стояков и циклонов выгружали
в шнек-гаситель и далее транспортером — в отделение перколяции.
В 1964 г. печь была пущена в промышленную эксплуатацию
с обеспечением следующих режимов работы и технологических
показателей: температура в слое 590—600° С, производительность
55—60 т/сут, коэффициент избытка воздуха а = 2,1.
Отходящие газы содержали 6,5% S02 и 10,8% 02. Средняя
запыленность газов составляла 23 г/м
3
до электрофильтра и 0,05 г/м
3
после электрофильтра.
Извлечение кобальта из всех продуктов обжига составляло
74%, что примерно на 25% больше, чем на многоподовых печах,
при этом извлечение из огарка составляло 79,6%, а из пылей
электрофильтров 73,7%. Содержание водорастворимого железа
в огарке составляло 0,2%, в пылях электрофильтров 2,5%. Содер-
жание сульфидной серы в огарке было 0,6%; в пылях электро-
фильтров 4,85%.
По мнению исследователей, указанные показатели были полу-
чены в условиях переработки концентратов не предусмотренной
проектом крупности и при аварийной загрузке их на поверхность
кипящего слоя.
При переходе на загрузку концентратов под слой количество
водорастворимого железа и сульфидной серы в пылях сократится,
а степень сульфатизации кобальта в пылях повысится.
Внедрение процесса обжига пиритно-кобальтового концентрата
в печи КС позволило заменить ею пять ранее работавших много-
подовых печей. В последующем на этой печи был осуществлен
сульфатизирующий обжиг при 600° С смеси выщелоченных после
первого сульфатизирующего обжига огарков с колчеданом [61.
Опыты показали, что при обжиге пиритно-кобальтового концен-
трата в две стадии с промежуточным выщелачиванием огарка
можно на 20—20,5% повысить степень перевода кобальта в суль-
фатную форму.
Сульфатизирующий обжиг пиритного концентрата, содержа-
щего никель, медь и кобальт, в печах КС производится на заводе
«Фальконбридж» [6, 7]. На этом заводе с 1955 г. работает про -
мышленная установка, перерабатывающая 182 т/сут концентра-
тов в виде пульпы (70% твердого), причем для более полного пере-
вода никеля, меди и кобальта в сульфатную форму в пульпу до-
бавляют до 5% сульфата натрия. При этом получают перевод
в водорастворимую форму 90% Ni, 90% Си, 75% Со и 2% Fe.
Обжиг ведут при температуре в слое 677° С и высоте слоя
1,53 м. Избыток воздуха равен 100%. Огарок из печи по трубе
перетекает в холодильник, работающий по принципу печи КС,
размерами 5,22x1, 22x3,1 м и такими же воздушными соплами,
как у печи. В холодильнике огарок охлаждают до 230° С.
Газы, пройдя последовательно очистку в двух циклонах и
скруббере (в скруббере газы охлаждаются с 566 до 79° С), выбра-
112
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

сываются через трубу высотой 92 м в атмосферу. Пыль, уловлен-
ная в циклонах, шнеком возвращается в слой, а пульпа скруббера
добавляется к пульпе концентрата и возвращается в печь.
Сульфатизирующий обжиг богатого кобальтом (1,4% Со)
пиритного концентрата в печах КС осуществляется на металлурги-
ческом заводе «Спарроус Пойнт» (США) [1, 8]. Установка для
процесса обжига состоит из механической мешалки для репуль-
пации концентрата водой, печи КС диаметром 5,5 м, двух после-
довательно расположенных циклонов, мокрого скруббера и хо-
лодильника для огарка и циклонной пыли.
Пульпу (75% твердого) пропускают через грохот и затем
вдувают в печь. Туда же вводят кальцинированную соду из
расчета 5 кг/т концентрата. Температуру в слое 600° С поддержи-
вают автоматически путем добавления воды. Расход воздуха
равен 130 м3/ч. Десульфуризации превышает 93%. Газы, содер-
жащие 8,3% S02, 1,3% S03 и 7,2% 02, идут на производство
серной кислоты.
Унос пыли из печей при обжиге составляет 75%. Производи-
тельность печи по концентрату равна 2,1 —Зт/(м2
-сут). Кек от
выщелачивания, содержащий 66% Fe, 0,25% Со и 0,17% S
направляют на агломерацию и затем — на доменную плавку.
В Финляндии на химико-металлургическом комбинате «Кок-
кола» по технологии, разработанной компанией «Оутокумпу»,
с 1967 г. организовано производство кобальта 19—121 . Пере-
рабатываемый концентрат имеет следующий состав, %: 0,6 —
0,7 Со; 0,2 Си; 0,3 —0,35 Ni; 0,2 Zn; 50 Fe; 40 S; 6—7 Si02.
Часть сырья на комбинат поступает в виде огарка с целлю-
лозных заводов. Оптимальное соотношение в шихте обжиге:
65—70% огарка и 30—35% концентрата. В связи с этим часть
концентрата перед поступлением на кобальтовый завод подвер-
гают окислительному обжигу в печах КС сернокислотного завода.
Сульфатизирующий обжиг проводят в двух печах прямоуголь-
ной формы высотой 7,5 м и общей площадью 63 м
2
; печи разделены
на четыре секции. Огарок с добавлением сульфата натрия загру-
жают в первую секцию и затем он проходит вдоль всей печи через
отверстия в стенах между секциями. Высота кипящего слоя со-
ставляет 2—2,5 м. Воздух в печь подается в каждую секцию
отдельно.
Для поддержания необходимых температуры в печи (680° С)
и состава газов (4% S02; 0,5 —0,6 S03 и 12—13% 02) в каждую
секцию добавляют определенное количество концентрата.
Указанные температурные условия и состав газов обеспечи-
вают, по данным комбината, максимальный переход кобальта
в водорастворимое состояние. Разделение печи на секции обеспе-
чивает более длительное пребывание огарка в печи и, следова-
тельно, более высокие степени перехода кобальта в сульфатную
форму. При производительности печи по переработке шихты,
равной 15 т/ч, огарок находится в печи около 8 ч. Огарок охлаж-
113
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

дают до 100—110° С в специальном охладителе, работающем по
принципу кипящего слоя.
Быстрое охлаждение огарка предотвращает образование суль-
фидов железа. Затем огарок направляют на магнитную сепарацию
при напряжении поля 1200 Гс. Магнитную часть материала воз-
вращают во вторую секцию обжиговой печи, а немагнитную часть
направляют на выщелачивание.
В процессе обжига 55—60%
материала от всей загрузки уно-
сится с газами. Обжиговые га-
зы поступают в циклоны, а за-
тем в котел-утилизатор, где
охлаждаются до 300° С с полу-
чением 4 т/ч пара при давлении
65 ат. После очистки от пыли в
электрофильтрах газы направ-
ляют на извлечение серы. Пыль
из циклонов, котла-утилизатора
и электрофильтра возвращается
в печь КС.
Схема переработки кобаль-
тсодержащи х матер налов на
комбинате «Коккола» изобра-
жена на рис. 38 [12].
Описанный способ осуществ-
ления процесса сульфатизирую-
щего обжига на комбинате «Кок-
кола» обеспечивает получение
хороших показателей: извлече-
ние в раствор составляет, %:
91,9 Со; 81,4% Ni; 91,7 Си;
0,5 Fe.
Сульфатизирующий
обжиг
пульпы медно-кобальтового кон-
центрата, содержащего 4—6%
Си; 3—4% Со; 17—22% S, в
печах КС осуществляют на кобальтовом заводе «Рокана» (Зам-
бия) [13].
Пульпу, содержащую 70% твердого (плотность 2—2,28 г/см
3
),
обжигают в печи КС фирмы «Дорр-Оливер» диаметром 6 м с коли-
чеством сопел в подине 450 и интервалом между соплами 24,5 мм.
Высота кипящего слоя равна 1060 мм, температура обжига 700 ° С.
Для загрузки пульпы в печь служат специальные пушки-распы-
лители, размещенные с двух сторон печи вверху над слоем. Пушки
работают на сжатом воздухе. Процесс обжига идет автогенно.
Для поддержания оптимальной температуры сульфатизации
(700° С) в печь вводят дополнительное количество воды. Произво-
дительность печи составляет 200 т концентрата в сутки.
U4
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru
Концентрат
—f—
Обжигнамертво
f— ---------------
\
Газы
Огарон
концентрат
- Сульфатизирующий-
обжиг
♦♦
ГазыВоздух^Огарон
Очисткагазов^Охлаждение
Т ПыльГазМагнитнал
сепарация
f~—» .
НемагнитнаяМагнитныи
часть
—?—
Выщелачивание
?
Фильтрация
\\
Растворкраснаяруда•
—г~
Наизвлечение
кобальта
РиЬ. 38 Технологическая схема пере-
работки кобальтосодержащих концен-

При обжиге достигается переход в растворимые формы меди
и кобальта на 80—9096 . Железо при обжиге в основном переходит
в формы нерастворимых в воде окислов. Огарок разгружают в гер-
метический шлюз, из которого он под действием сжатого воздуха
поступает сначала в герметические охладжаемые водой холо-
дильники, а затем шнеками подается в бункера эстакады, а затем —
в четыре репульпатора (размером 1525x1525 мм), где смеши-
вается с раствором выщелачивания. Газы из печи проходят через два
параллельно установленных циклона, электрофильтр и скруббер.
Уловленная пыль поступает на выщелачивание, а газы — на
сернокислотный завод для производства серной кислоты.
На гидрометаллургическом заводе «Л у ил у» (Заир), перераба-
тывающем сульфидные и окисленные медно-кобчальтовые концен-
траты, применяют сульфатизирующий обжиг в печах КС сульфид-
ных концентратов, содержащих 45% Си и 2,5% Со 114—18].
Печи КС имеют диаметр 4,88 м. Обжиг ведут при температуре
675° С с автоматическим ее регулированием. В процессе обжига
98% Си и 96% Со переходит в сульфатные формы.
Промышленные испытания сульфатизирующего обжига медно-
кобальтовых концентратов, содержащих 46—59% Си, 1,92% Со,
12—15% серы и около 2% Fe, проведены на заводе «Шитуру»
в печи КС диаметром 4,2 м [171. Переход меди в растворимую
форму составил 94%, кобальта 89%.
Низкая производительность печей КС, работающих в режиме
сульфатизирующего обжига, а также в ряде случаев низкая сте-
пень перевода кобальта, меди и других металлов в растворимую
в воде сульфатную форму, постоянно побуждает исследователей
и производственников искать пути интенсификации этого про-
цесса и повышения извлечения ценных составляющих сырья.
Исследования кинетики сульфатизи^ющего обжига пиритно-
кобальтовых концентратов с низкой (до 10%) [19—221 и высокой
(до-67%) 123] концентрацией сернистого ангидрида в газах пока-
зали, что повышение концентрации сернистого ангидрида в газах
позволяет существенно повысить степень сульфатизации кобальта
за счет повышения оптимальной температуры обжига, являющейся
наиболее мощным фактором интенсификации процесса.
В 1964 г, ВНИИцветмет исследовал в укрупненно-лаборатор-
ном масштабе влияние различных факторов (температуры обжига,
высоты слоя, состава дутья и отходящих газов и т. д .) на сульфа-
тизацию кобальта и железа [24], при обжиге в печи КС диаметром
0,2 м пиритно-кобальтового концентрата, содержащего 0,16% Со.
Исследования показали, что оптимальным режимом обжига дан-
ных концентратов является следующий:
Температура обжига, °С
650
Высота кипящего слоя, мм
1500
Коэффициент избытка воздуха
1,6
Линейная скорость дутья, м/с
0,10
6
Удельная производительность, t/(m2
-cvi)
2,5
115
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

При атом режиме'обжига 77—78% Со и не более 0,5% Fe
переходят в водорастворимую форму.
Исследованиями установлено, что повышение температуры
обжига до 700° С приводит к резкому понижению содержания
водорастворимых форм кобальта в огарке (до 55%); понижение
температуры до 600° С увеличивает содержание водорастворимых
форм кобальта в огарке, но одновременно и резко увеличивается
переход в раствор железа.
Уменьшение высоты слоя также приводит к снижению раство-
римости кобальта. Применение дутья, обогащенного кислородом
до 37,8%, позволяет увеличить производительность печи до
4,6 т/(м2
-сут) и повысить растворимость кобальта на 3—4%.
Повышение концентрации кислорода в дутье при производитель-
ности 4.6 т/(м3/сут) до 42—46% и повышение коэффициента из-
бытка кислорода до 2,0 —2,2 не совпровождается увеличением
растворимости кобальта.
Исследования сульфатизирующего обжига пиритно-кобальто-
вого концентрата на лабораторной установке КС с применением
воздуха, обогащенного кислородом 125], показали также, что
степень сульфатизации кобальта повышается при прочих равных
условиях с повышением концентрации кислорода в газовой фазе
и что при этом максимум образования сульфатов кобальта сме-
щается в сторону более высокой температуры. Последнее обстоя-
тельство благоприятно сказывается на осуществлении процесса
селективной сульфатизации пиритно-кобальтового концентрата.
Полупромышленные исследования сульфатизирующего обжига
пиритно-кобальтового концентрата с применением воздуха, обо-
гащенного кислородом, были проведены во ВНИИцветмете[23].
Обжиг производили в печи, схема которой изображена на рис. 39 .
Печь представляла собой коническую шахту высотой 3850 мм
с углом раскрытия 14°. Внутренняя футеровка печи — шамотный
кирпич, наружная — легковесный кирпич. Внутренний диаметр
печи у подины составлял 1000 мм. Подина печи была выполнена
из жаропрочного бетона толщиной 250 мм. В подине размещали
64 воздухораспределительных сопла беспровального типа.
Концентрат загружали в печь с помощью закрытого тарель-
чатого питатетеля с регулируемым числом оборотов тарелки.
Огарок выгружали через порог высотой 1300 мм. Температуру
в слое регулировали при помощи водяного трубчатого холодиль-
ника, изменяя глубину его погружения. Газы из печи по футе-
рованному газоходу направлялись через стояк в циклон и далее —
в электрофильтр.
Температура в слое печи составляла 650° С, под сводом 560° С.
Расход дутья был равен 300 м
3
/ч, скорость дутья 0,106 м/с. Кон-
центрация кислорода в дутье составляла 30%, коэффициент
избытка кислорода 1,8. Процесс обжига был устойчивым, произ-
водительность печи в этих условиях составляла 3,7 т/(м2
-сут).
Выход твердых продуктов обжига при этом составлял, %: 52 —
116
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

огарок; 40,1
—
циклонная пыль; 7,9 —пыль электрофильтра.
Извлечение кобальта из огарка составляло 75—82%.
Опыты с производительностью печи по концентрату 4,2 —
4,8 т/(м2
- сут) в сутки при коэффициенте избытка кислорода 1,8
показали, что производительность печи, соответствующая опти-
Рис 39 Полупромышленная печь КС с площадью пода 0,79 м*.
/ — загрузочный бункер; 2 — тарельчатый питатель, 3 — цик
лонная тонка; 4 — запирающее устройство, 5 — подина; 6 —
холодильник; 7 — разгрузочный порог, 8 — шахта, 9 ~ циклон;
10 — стояк
мальному времени пребывания концентрата в кипящем слое,
находится в пределах 4,2 —4,5 т/(м2
-сут). Циклонные пыли при
этом по растворимости кобальта мало отличались от огарка, но
содержание водорастворимого железа в них было больше. Пыли
электрофильтра из-за высокого содержания в них сульфидной
серы (6—8%) возвращали в процесс.
Как следует из результатов исследований, применение воз-
духа, обогащенного кислородом, в процессе сульфатизирующего
обжига пиритно-кобальтовых концентратов позволяет резко уве-
личить производительность печи и повысить на 3—4% извлечение
кобальта.
117
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Промышленные исследования сульфатизирующего обжига пи-
ритно-кобальтового концентрата в цилиндрической печи КС
диаметром 5 м и высотой 8,5 м с применением воздуха, обогащен-
ного кислородом до 25—27%, были проведены А. Ф. Ложкиным,
3. И . Сачковой и А. Р . Бабенко [261,
В табл. 21 приведены данные анализа среднесуточных проб
твердых продуктов обжига пиритно-кобальтового концентрата
в печи КС за 10 дней ее эксплуатации на воздушном дутье и дутье,
содержащем 25 и 27% 02.
Таблица 2!
Среднесуточные данные эксплуатации печи КС при обжиге пиритно-
кобальтового концентрата
Дутье
Температура, °С
Степень сульфат-изиции
%
в слое иод
сводом
в
стоя
ке
перед
электро-
фильтром
OJ арок ПЫЛЬ
m
стояка
ПЫЛЬ
циклонов
Воздушное
Обогащенное кисло*
600 578
526 401
83,1 74,8
70,6
родом*
до 25%
до27%.
605
606
580
581
523
520 ,
400
395
84,0
81,0
80,0
78,6
77,1
75,0
Как следует из данных этой таблицы, обогащение дутья кис-
лородом до 25—27% позволяет практически сохранить неизмен-
ным и температурный режим печи, и степень сульфатизации
огарка, но значительно повысить степень сульфатизации обож-
женной пыли, осаждающейся в стояках и циклонах, суммарный
выход которой составляет 65—70%.
Проведенные балансовые опыты показали, что обогащение
дутья кислородом до 25—27% позволяет увеличть степень суль-
фатизации кобальта при обжиге пиритно-кобальтовых концентра-
тов в печи КС на б—8%. В связи с этим сделан вывод о целесооб-
разности применения для обжига пиритно-кобальтового концен-
трата печей КС с раскрытым конусом в сепарационной части
вместо установленных в настоящее время цилиндрических печей,
что позволит сократить пылевынос, увеличить время пребывания
материала в зоне обжига и создать условия, благоприятствующие
протеканию процесса сульфатизации кобальта.
Во ВНИИцветмете И. М. Чередник провел укрупненно-лабора-
торные и полупромышленные исследования сульфатизирующего
обжига пиритно-кобальтового концентрата в печах КС на кисло-
родном дутье с рециркуляцией газов [27].
Укрупненно-лабораторные опыты были проведены на уста-
новке непрерывного действия с печью КС диаметром 200 мм
(в зоне слоя) и высотой 3 м. В первой серии опытов, проведенных
U8
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

при температуре 700° С на дутье, содержащем 60% S02 и 20% 02,
получили газы с содержанием 80% S02 и 0,5—1,0% 02, но огарки
содержали только до 23% водорастворимого кобальта. Такое
низкое содержание кобальта можно было объяснить только не-
достаточным избытком кислорода, подаваемого в процесс.
Вторую серию опытов провели с получением обжиговых газов,
содержащих 10—25% 02, Однако в этих условиях наблюдалась
конденсация серной кислоты в газоходах, быстрое их зарастание
и как следствие этого неустойчивость процесса. Растворимость
кобальта в огарках в этой серии опытов составляла 61—69%.
По результатам этих опытов был сделан вывод о том, что про-
цесс сульфатизирующего обжига с получением концентрированных
по сернистому ангидриду газов может быть осуществлен лишь
при условии значительного избытка кислорода в реакционной зоне
и последующего поглощения его во второй зоне печи.
Учитывая это на опытном заводе ВНИИцветмета И. М. Черед-
"йик провел полупромышленные испытания сульфатизирующего
обжига пиритно-кобальтового концентрата в противоточной двух-
подовой печи КС на кислородном дутье с рециркуляцией газов
(рис. 40).
Сырой концентрат тарельчатым питателем через запирающее
устройство подавали на верхний под печи, где он частично обжи-
гался за счет кислорода, содержащегося в газах, поступавших
с нижнего пода. Заданную температуру в верхнем слое поддержи-
вали при помощи водяного трубчатого холодильника с регулируе-
мой глубиной погружения в слой. Переток концентрата с верхнего
слоя на нижний под осуществлся через течку с запирающим
устройством, препятствующим прорыву газов из нижней в верх-
нюю зону печи.
Отходящие газы очищали в циклоне и сухом электрофильтре,
после чего часть из них газодувкой возвращали в процесс. Перед
входом в печь очищенные от пыли газы смешивали с необходимым
дл я п роцесса количеством кислорода.
Первую серию опытов провели при температуре на подах
печи 650° С. Растворимость кобальта в огарках, полученных в этой
серии опытов, составляла около 80%; в газах отсутствовал сво-
бодный кислород и содержание сернистого ангидрида в них
составляло 71—78 %. Однако растворимость железа в огарке
нижнего слоя оказалась высокой и составляла 12—15%. Для
снижения растворимости огарка температуру в кипящем слое
повышали до 800° С. Это положительно сказалось на качестве
огарка; -растворимость железа снизилась до 0,4—0,6%; раствори-
мость же кобальта практически не изменилась. В отходящих
газах содержалось 76—85% S02 и практически отсутствовал
кислород. Удельная производительность печи составляла в сред-
нем 5 т/(м2
сут). Результаты опытов приведены в табл. 22.
В табл. 23 приведены основные показатели, полученные при
исследовании процесса сульфатизирующего обжига пиритно-
119
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

кобальтовых концентратов в двухнодовой печи КС с рециркуля-
цией газов и в одноподовой печи без рециркуляции газов.
Как следует из этих показателей, процесс сульфатизирующего
обжига пиритно-кобальтового концентрата в двухподовой печи КС
Рис 40 Полупромышленная двухподовая печь КС
/ — загрузочный бункер; 2 — тарельчатый питатель; 3 — циклон; 4 — трубчатый
холодильник; 5 — верхний под; 6 — запорные клапаны переточного устройства; 7 —
нижний под; 8 — разгрузочная течка
с рециркуляцией газов имеет определенные преимущества перед
процессом, осуществленным в одноподовом агрегате: более высо-
кая производительность печи и растворимость кобальта, полное
использование кислорода, высококонцентрированные по S02 отхо-
дящие газы.
В процессе проведения опытов выявилась необходимость
в конструктивной доработке некоторых узлов двухподовой печи
120
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица 22
Результаты сульфатизирующего обжига пиритно-кобальтового
концентрата в двухподовой "йечи КС
Температура в слое,
Состав газов, %
Растворимость
металлов, %
верхний
под
нижний
под
на входе в печь
на выходе из печи
Со
Ге
so2
О,
so2
О*
650
650
48
19,8
66,0
0,1
68,6
12,1
650
650
50
19,8
71,0
—
76,9
14,8
650
650
54
24,2
78,3
—
78,7
12,9
650
650
56
21,0
76,3
—
79,7
11,9
650
650
57
21,0
76,0
—
77,4
15,1
650
750
50
18,0
71,5
—
76,8
2,83
650
750
59
22,0
83,0
—
83,5
2,3
650
750
52
21,0
79,0
—
79,6
2,4
650
800
59
18,0
76,0
—
78,9
0,72
650
800
63
22,0
81,0
—
69,7
0,48
650
800
60
21
79,0
—
88,3
0,47
650
800
65
24
84,5
—
86,2
0,42
650
800
64
25
85,5
—
81,3
0,62
650
800
61
19
78,0
—
77,8
0,46
Таблица 23
Некоторые показатели процесса сульфатизирующего обжига
пиритно-кобальтового концентрата
Одноподовая печь
Двухподовая
печь,
Показатели
дутье —
кислородное
дутье —
воздух,
дутье
воздух
обогащенный
с рециркуля-
до 33% 02
цией газа
Высота кипящего слоя, мм
1500
1300
600
Температура обжига, °С*
650
650
800
в нижнем слое
в верхнем слое
—
—
650
Удельная производительность по кон-
2,5
4,2
5,0
центрату, т/(м
2
• сут)
Содержание кислорода в дутье, %
21
33
22
Расход кислорода на тонну концен-
333
395 ,
трата, м
3
..
Степень использования кислорода в
—
55
процессе, %
55
100
Состав отходящих газов, %:
14,0
сернистый газ ................................
8,0
80,0
кислород ...
10,0
15,0
0
Растворимость металлов, %:
75
79
82—85
кобальт . .
железо . ..............................................
0,5
0,5
0,5 —0,6
121
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

и в особенности узла перегрузки концентрата из верхней камеры
в нижнюю. Однако, несмотря на недоработку конструкции печи,
двухподовые печи КС являются перспективными для промышлен-
ности агрегатами с точки зрения проведения как сульфатизиру-
ющего обжига, так и многих других окислительных и восстанови-
тельны х п роцессов.
2. СУЛЬФАТИЗИРУЮЩИЙ ОБЖИГ КОБАЛЬТСОДЕРЖАЩИХ
ШТЕЙНОВ
Кобальт присутствует в небольших количествах в рудах многих
медных месторождений. В процессе обогащения этих руд он пере-
ходит в медный концентрат и при плавке последних концентри-
руется в штейнах, а в последующем — в конверторных шлаках.
Из конверторных шлаков медных и никелевых заводов основная
часть кобальта может быть извленена в штейны «методом обедне-
ния» жидких шлаков или методом их плавки с сульфидирующими
добавками.
В связи с этим были проведены лабораторные исследования
сульфатизирующего обжига в печи КС никель-кобальтовых и
медно-кобальтовых штейнов крупностью — 0,147—0,074 мм [281.
Никель-кобальтовый штейн имел следующий состав, %: 1,21 Со;
7,28 Ni; 61,25 Fe; 24,05 S; медно-кобальтовый штейн имел состав,
%: 0,36 Со; 26,70 Си; 43,80 Fe; 23,56 S.
В процессе исследований изучали зависимость степени суль-
фатизации металлов от температуры обжига, содержания серни-
стого ангидрида в дутье, производительности (скорости загрузки
материала), коэффициента избытка воздуха и крупности частиц
материала.
Опытами, проведенными в интервале 500—750° С (табл. 24),
было установлено, что при обжиге никель-кобальтовых штейнов
показатели сульфатизации кобальта получаются всегда значи-
тельно ниже, чем при обжиге медно-кобальтовых штейнов, при-
чем максимальное содержание водорастворимого кобальта в обож-
женном никель-кобальтовом штейне не превышает 35% от общего
содержания кобальта в штейне.
Введение в дутье сернистого ангидрида в количестве, обеспе-
чивающем получение общей его -концентрации в печных газах
10—11%, позволяло при температуре обжига 650° С повысить
содержание водорастворимого кобальта в огарке до 70—73%
(табл. 25).
Сульфатизация никеля, даже при условии введения в дутьевой
воздух сернистого ангидрида и повышения температуры обжига
до 700° С, не превышала обычно 30% от его содержания в штейне.
Такую низкую степень сульфатизации никеля исследователи
объясняют малой скоростью окисления сульфида никеля и не-
устойчивостью
сульфата
в
контакте
с
сульфидам.
122
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица24
Степень сульфатизации кобальта и меди, %, при содержании
в дутье 5% SOa и различной температуре обжига
Температура обжига, °С
500
550
600
625
650
675
700
750
Содержание кобальта
36,7 ! 1 60,6
66,7
63,4
83,4
83,0
83,6
66,2
30,7 1 I 66,7
63,4
74,5
87,9
79,8
84,7
76,7
Неопр; ,63,7
66,0
73,0
93,3
80,0
83,8
69,0
Содержание меди
30,0
38,8
63,4
68,0
69,5
86,1
70,3
59,3
28,6
39,7
65,9
65,9
70,7
70,8
72,0
62,3
Не опр
Не опр.
65,9
65,9
76,1
67,7
70,2
67,0
Таблица 25
Степень сульфатизации кобальта и меди, %, при различном
содержании в дутье сернистого ангидрида (температура обжига
650° С, продолжительность пребывания штейна в кипящем слое 2 ч)
Содержание S02 в дутье, %
Содержание SO* в дутье,
%
3
5
8
10
3
5
8
10
Содержание кобальта
Содержание меди
83,4
83,4
70,0
80,0
71,1
69,5
70,3
72,0
96,7
87,9
83,4
76,7
70,0
70,7
67,5
72,3
78,3
93,3
80,0
73,3 |
72,5
76,1
65,7
71,6
Железо в процессе обжига более чем на 95% переходит в формы
нерастворимых окислов.
Из данных табл. 24 и 25 следует, что наилучшие показатели
при сульфатизирующем обжиге медно-кобальтовых штейнов полу-
чаются при температуре 650—700° С и дутье с содержанием
Зг- 5% SO 2, Переход кобальта в раствор при этом составляет
в среднем около 85%, а в отдельных случаях—до 90—96%.
Переход меди в раствор составляет 70—75%. Пониженную суль-
фатизацию меди по сравнению с кобальтом исследователи объяс-
няют относительно меньшей термической устойчивостью сульфата
этого металла по сравнению с сульфатом кобальта.
Сравнивая результаты сульфатизирующего обжига никель-
кобальтового и медно-кобальтовых штейнов, следует отметить,
что степень сульфатизации металлов во втором случае значительно
выше, чем в первом. Указанное обстоятельство совершенно пра-
вильно авторы работы объясняют большой разницей в скоростях
123
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

окисления, с одной стороны, сульфидов железа, с которыми в ни-
кель^ кобальтовом штейне связано 88,2% S, а в медно-кобальто-
вом штейне только 42,1 % S и, с другой стороны, сульфидов меди,
никеля и кобальта, с которыми в
указанных штейнах соответствен-
но связано 11,8 и 57,9% S.
По убывающей скорости окис-
ления сульфиды при одной и той
же степени их измельчения распо-
лагаются в следующей последова-
тельности: FeS2, FeS, Cu2S, CoS,
Ni3S2.
Зависимость скорости окисле-
ния указанных сульфидов от тем-
пературы приведена на рис. 41.
Вычисленные на основании этих
данных величины кажущейся энер-
гии активации процессов окисле-
ния
сульфидов
определяются
следующими
выражениями:
24 700 кал/моль — для сульфида
кобальта
при 600—800° С;
26 800 кал/моль — для суль-
фида никеля при 700—900° С;
5710 кал/моль — для синтетиче-
ского
сернистого
железа
при
500—700° С.
В процессе обжига никель-
кобальтового
штейна сернистое
железо начинает быстро окис-
ляться еще в период нагрева ма-
териала, сульфиды кобальта и
никеля начинают окисляться го-
раздо позднее и медленнее и толь-
ко при температуре 600—650° С.
Быстрое
окисление
сульфидов
никеля и кобальта происходит
только при температуре выше
700° С (см. рис. 41), но при этих
температурных»условиях сульфи-
ды этих металлов неустойчивы и подвергаются термическому
разложению.
При обжиге медно-кобальтового штейна, когда разница в ско-
рости окисления сульфидов меди и кобальта значительно меньше,
чем разница в скорости окисления сернистого железа и сульфида
кобальта и когда большая часть серы связана с медью, имеет
место более полная сульфатизации кобальта, чем в случае обжига
никель-кобальтового
штейна.
124
2
0
0
1
6
0
360
320
280
J
5:
it
то
\f2
3) >*j
\
r
500 600
700 800 900
t9°e
Рис 41. Зависимость скорости окисле-
ления сульфидов v от температуры при
обжиге в кипящем слое
/ — пирит; 2 — сернистое железо; 3 —
полусернистая медь; 4 — сульфид ко-
бальта; 3 — сульфид никеля (кривые /
и 3 построены по экспериментальным
данным А. Р . Бабенко)
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таким образом, при сульфатизирующем обжиге полиметал-
лических сульфидных материалов степень сульфатизации метал-
лов определяется не общим содержанием серы в этих материалах
(хотя это тоже важно), а главным образом тем, в форме каких
сульфидов находится сера в материале и скоростью окисления
этих сульфидов.
Если в полиметаллическом материале присутствуют сульфиды
металлов, имеющих небольшую разницу в скоростях окисления,
то степень сульфатизации этих металлов при обжиге не будет
значительно отличаться. При большой разнице в скоростях окис-
ления сульфидов, присутствующих в материале, степень сульфа-
тизации этих металлов при обжиге будет различна.
3. СУЛЬФАТО-ХЛОРИРУЮЩИЙ ОБЖИГ
КОБАЛЬТОВОГО РОШТЕЙНА
Химизм сульфато-хлорирующего обжига не установлен еще
в достаточной степени, но, как показывает опыт, в отличие от
суль-
фатизирующего обжига сопровождается образованием как водо-
растворимых сульфатов, так и водорастворимых хлоридов, что
в значительной степени увеличивает общий переход металлов
в водорастворимую форму. Однако сульфато-хлорнрующий обжиг
сопровождается переходом в газовую фазу некоторых хлорсодер-
жащих соединений, что создает определенные трудности при
очистке и использовании таких газов.
Исследования сульфато-хлорирующего обжига в кипящем слое
кобальтового роштейна Уфалейского завода были проведены
в Гипроникеле 129, 30]. Лабораторная установка КС состояла
из трубчатого реактора внутренним диаметром 100 мм и высотой
3000 мм, системы пылеулавливания, подачи материала в печь и
полной выгрузки огарка. Реактор был изготовлен из жаропроч-
ной стали и имел три патрубка (на высоте 500, 1000 и 1500 мм)
для выгрузки огарка.
Обогрев реактора осуществлялся посредством силитовых
стерж-
ней. В центре подины, выполненной из металла, был установлен
беспровальный
металлический
колпачок
с
щелевыми
отверстиями
по периметру, сечение которых составляет 2% от площади
подины.
Через этот колпачок с помощью воздуходувки осуществляли по-
дачу в печь технологического воздуха и материала. Для полной
разгрузки печи в подине эксцентрично был вмонтирован патру-
бок сечением 19 мм.
Для исследования использовали кобальтовый роштейн, содер-
жащий, %: 1,26% Со; 7,0 Ni; 0,07 Си; 63,73 Fe и 25,15 S. Круп-
ность материала составляла —0,1 +0,07 мм.
Предварительными поисковыми опытами были установлены
основные параметры процесса сульфатизирующего обжига ро-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

2,0, скорость дутья 0,15 м/с, производительность 4,6—4,7 т/(м2
•
сут)
расход сильвинита 20% от массы роштейна, высота слоя 1300 мм.
В дальнейшем были проведены длительные опыты, в ходе
которых уточняли оптимальную крупность, роштейна, расход
хлорирующего реагента — сильвинита, температуру обжига и
производительность печи.
I Было установлено, что извлечение кобальта в водорастворимую
форму как из огарка, так и из циклонной пыли, растет с умень-
шением крупности частиц исходного материала, при этом извле-
чение кобальта в раствор из огарка увеличивается в большей
степени, чем из циклонной пыли. Была установлена оптимальная
крупность роштейна — 0,105 мм,- извлечение кобальта в раствор
при этом составляло 85%. Добавка сильвинита к роштейну в боль-
шей степени сказывается на извлечении кобальта в раствор, чем
никеля, причем добавка сильвинита свыше 20% практически не
влияет на извлечение кобальта, никеля и железа в водораствори-
мую форму как из огарка, так и из циклонной пыли.
При обжиге роштейна с добавкой сильвинита увеличивается
степень перехода серы в сульфатную форму, причем этот переход
связан с увеличением степени образования сульфатов никеля и
кобальта.
Исследователи объясняют указанное обстоятельство протека-
нием обменной реакции между ферритом кобальта и никеля и
сульфатом натрия, образующимся в процессе обжига по следу-
ющей схеме:
MeFeА + Na2S04 — MeS04 -f Na2Fe204.
(22)
Таким образом, по мнению исследователей, сильвинит прояв-
ляет себя в процессе обжига и как хлорирующий реагент, и как
реагент, способствующий сульфатообразованию.
Добавка при обжиге сильвинита, как показали опыты, спо-
собствует укрупнению огарка, а следовательно, и снижает выход
пыли до 12%.
Исследованиями было установлено, что удельная производи-
тельность печи КС при температуре 550° С по шихте в 5—6 раз
больше производительности работавших на заводе многоподовых
печей, а извлечение кобальта из роштейна выше на 13% и состав-
ляет 88% (75% на многоподовых печах). Извлечение никеля в рас-
твор не превышает 35%, железа 3,2—3,5%.
Полученные при исследовании данные послужили основанием
для проектирования и строительства на Уфалейском заводе полу-
промышленной печи КС цилиндрической формы с площадью пода
2,6 м
2
.
На этой печи в 1963 г. был проведен сульфато-хлорирующий
обжиг штейнов (электропечных и ватержакетных), содержащих,
%•
1,05—1,7 Со, 5—8 Ni; 60—67 Fe; 23—25 S, Опыты проводили
при скорости воздуха в слое 0,12—0,14 м/с, температуре 580—
700 °С, коэффициенте избытка воздуха 1,7—2,2, производитель-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ности по штейну 3—4т/(м2
сут). Добавка сильвинита в шихте не
превышала 13%.
Наибольший переход кобальта в этих условиях обжига в во-
дорастворимую форму в одельные смены составил 68—72%,
а в среднем 61% при 600 и 650° С. Содержание водорастворимого
железа при этом составляло 0,48—0,20%. Извлечение никеля
в водорастворимую форму было в пределах 10—19%. Извлечение
кобальта из пыли было ниже, чем из огарка.
В связи с низким извлечением кобальта, полученным в полу-
промышленных исследованиях, промышленного осуществления
этот способ на заводе не получил.
4. СУЛЬФАТИЗИРУЮЩИЙ ОБЖИГ
КОБАЛЬТСОДЕРЖАЩИХ КОНВЕРТОРНЫХ ШЛАКОВ
Изучение
процесса сульфатизации конверторных шлаков
проводили со
шлаком крупностью — 0,147+ 0,074 мм, содержащим, %: 0,54 Ni; 0,26 Со;
43,84 Fe; 1,26 S; 30,2 Si02; 1,78 CaO; 1,14 MgO [31].
В качестве сульфатизатора в основном использовали серную кислоту, для
сравнения в некоторых опытах использовали смесь серной кислоты и сернистого
ангидрида.
Опыты проводили в кварцевом лабораторном реакторе КС периодического
действия и на укрупненно-лабораторной установке КС непрерывного действия,
реактор которой был изготовлен из нержавеющей стали. Перед опытом измель-
ченный конверторный шлак смачивали в серной кислоте и подвергали грану-
ляции в чашевом грануляторе. Для опытов применяли гранулы крупностью —
0,5 + 0,35 мм.
Исследование состояло в изучении влияния температуры, продолжитель-
ности обжига, расхода воздуха и серной кислоты на степень сульфатизации ко-
бальта и никеля.
При исследовании влияния каждого фактора остальные оставались неиз-
менными.
Исследование влияния температуры на степень сульфатизации кобальта (%)
было проведено при расходе серной кислоты в размере 30% от теоретического
количества, необходимого на сульфатизацию всех окислов и расходе дутья 3 л/мин
с добавлением 3% S02 от количества воздуха. Продолжительность обжига со-
ставляла 60 мин. Результаты исследования приведены ниже.
500°С550°С600°С650°С70Э°С300°С550°С600°С650°С700°С
16,7 30,3 48,6 49,3 32,6 17,8 27,6 52,5 47,5 32,0
12,1 29,2 49,6 45,5 31,1 14,5 30,6 51,5 54,3 31,5
Как следует из приведенных данных, лучшие результаты по сульфатизации
кобальта в принятых условиях опыта получаются при температуре 600—650° С.
Изменение расхода воздуха от 2,5 до 4 л/мин также сопровождалось изме-
нением степени сульфатизации кобальта. Наилучшая степень сульфатизации
достигалась при расходе воздуха 3—3,5 л/мин.
Повышение расхода серной кислоты в количестве от 30 до 80% от теорети -
чески необходимого количества сопровождалось увеличением извлечения ко-
бальта в растворе на 20—30% . Дальнейшее увеличение расхода серной кислоты
до 120% от теоретического давало незначительный прирост извлечения кобальта.
Установлено, что сульфатизация кобальта без добавки сернистого ангид-
рида в дутье выше, чем с добавкой.
Применение предварительной разварки шлака с серной кислотой при 200—
250° С обеспечивало довольно значительное увеличение извлечения кобальта
и никеля (но и железа) в раствор. Специальными опытами было установлено
отсутствие свободной серной кислоты в продуктах разварки шлака.
127
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Расход Я2504 40% от теоретически необходимого
84.4
84,0
85,0
82.5
85,0
80,0
82.6
80,0 82,5
Расход tf2S04
72,
5
71,
0
83,0
от теоретически необходимого и подача
воздушной смеси с 3% S02
Исследование влияния продолжительности обжига при 600° С от 30 до 150 мин
и расходе серной кислоты в количестве от 30 и 80% от теоретически необходи -
мого ее количества (табл. 26) показало, что степень сульфатизации кобальта
возрастает с увеличением продолжительности обжига в пределах до 90 мин.
Дальнейшее увеличение продолжительности обжига практически не сопрово-
ждается увеличением извлечения (сульфатизации) кобальта.
Таблица 26
Зависимость степени сульфатизации кобальта от продолжительности
обжига, %
Степень сульфатизации кобальта,
%, при продолжительности обжига, мин
30
60
90
120
150
Расход #2S04 30% от теоретически необходимого
33.4
40.5
38,
5
48,6
49.3
53.4
50,
5
48,
3
52,
7
50,
5
45,
5
51,
1
70,0
76,0
74,5
61,0
65,0
62,0
76,0
78,5
80,0
86,
5
83,
0
Из данных табл. 26 следует, что процесс сульфатизации кобальта при об-
жиге без добавки S02 идет быстрее, чем с добавкой.
Исследования
позволили
установить
следующие
оптимальные
условия
сульфатизирующего обжига конверторных шлаков с применением серной кислоты:
расход кислоты — 80% от теоретически необходимого ее количества для суль-
фатизации всех металлов в шлаке, предварительной разварки шлака и обжига
продолжительностью 1 ч; температура обжига 600° С; извлечение в раствор при
этих условиях от общего их содержания в исходном шлаке, %: свыше 80 Со;
75—77 Ni; 17 Fe.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Резник И. Д.,
Гудима //.В .
—
В кн.: Основы металлургии. Т. IV. М .,
Me
таллургиздат, 1967, с. 170—176.
2. Гудима Я. В ., Шейн Я• П Краткий справочник по мета л л у р гии цветных
металлов. М ., «Металлургия», 1975. 532 с. с ил.
3. Thoumsin F. /., Goussement R F. —
«J. of Metals», 1964, v 16, No 10. p. 831—
834. («Цветные металлы», 1965, No 6, с. 90 —92).
4. Лейзерович Л Д.,
Лонский И. С .' —
«Металлургия цветных металлов» М.,
Металлургиздат, 1959 (Гинцветмет. Сб. No 15), с. 352—359.
5. Пенский А* В., Совоньяк В Ф. —
«Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цвет-
метинформация»), 1972, No 10, с. 30 —31.
6. Tkornhill R. G. — «Canad. Mln. and Met. Bull.», 1961, v. 54, No 592, p. 601—
608. [«Цветная металлургия» (Бюл. ЦИИН ЦМ), 1962, No 6, с. 42 —43).
7. Saddington R. Gurlook W. F.,
Roorda Я. J.
—
«Сапad. Min. and Met.
Bull.», 1961, v. 54, No 592, p. 623—630 . («Цветная металлургия», (Бюл.
ЦИИН ЦМ), 1962, Ks 5, с. 47 —48].
8. Scharf Я. В ., Dominguer Е. G. — «Mirg. Eng.», 1956, No 5, p. 522 —523.
128
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

9. «Metall Bulletin», 1969, N° 5408, p. 24 —25 .
10. «World Min », 1969, N° 10, p. 41 —42
11. «Цветная металлургия Финляндии». M., «Цветметинформация», 1971. 200
с.сил.
12. «J. of Metals», 1971, Febr. p . 34—38 («Цветные металлы», 1972, No 7, с. 99 —
101).
13. Костин В. Я., Бабич Ю. Д., Давыдов Л /(., Головачев Я. К♦ Предприятия
медного пояса Замбии. М ., «Цветметинформация», 1971. 319 с. с ил.
14. «Mining Eng.» 1962, N° 12, р. 78.
15. «Mining J.», 1963, No 5, p. 183.
16. Синявер В. В . — «Цветная металлургия» (Бюл. ЦИИН ЦМ), 1964, No 9,
с. 35—38 .
17. «World Mining», 1970, v. 23, Sept., p. 42 —47 .
18. Regnard P. — «Ind. miner» (France), 1975, t. 57, N° 4, p. 183—189.
19. Печковский В В.f Амирова С. Л., Паркачева В* В. — «Научные доклады выс-
шей школы. Химия и химическая технология», 1958, No 3 с. 592.
20. Печковский В. В., Амирова С. Л., Паркачева В. В . — ЖПХ, 195», т. 31,
с. 1466—1471 .
21. Печковский В. В ., Амирова С. Л. — ЖПХ, 1959, т. 32, с. 1484.
,22. Бумажное Ф. Т. — «Записки Ленинградского горного института», 1963,
т. 42, вып. 3, с. 90.
23. Маргулис £. В ., Чередник И. Af. — «Цветные металлы», 1967, N° 8, с. 52 —55 .
24. Чередник Я. М., Ушков Л. Я ., Гецкин Л. С. — «Цветная металлургия»
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1965, No 23, с. 36 —39 .
25. Ложкин Л. Ф ., Лобузнов Л. Л . — «Изв. вузов. Цветная металлургия»,
1967, No 1, с. 46.
26. Ложкин А. Ф., Сачкова 3. Я ., Бабенко {А- Р. — «Цветные металлы», 1970,
N° 7, с. 13—15.
27. Чередник Я. М. — «Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинфор-
мация»), 1966, N° 15, с. 39 —42 .
28. Сяо чжи-цайн, Смирнов В. Я . — «Цветные металлы», 1961, No 1, с. 35—39 .
29. Левин В. Я ., Вернер В. Ф . — «Научные труды» («Гипроникель»). Вып. 7 .
Л., 1960, с. 47 —63 .
30. Левин Б. Я ., Никольская Я. Д . — В кн.: Применение в СССР процессов
обжига в кипящем слое. М ., ЦИИН ЦМ, 1960, с. 176—183.
31. Сяо чжи-цайн, Смирнов В. Я . — «Изв. вузов. Цветная металлургия», 1960,
N°2,с.80—87.
Глава VI
ОЛОВЯННАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
Применение кипящего слоя в оловянной промышленности иссле-
довали при обжиге концентратов, шламов, разработке восстано-
вительно-сульфидирующего и хлоридвозгоночного способов пере-
работк и промп родуктов.
1. ОБЖИГ КОНЦЕНТРАТОВ
Обжиг оловянных концентратов, осуществляемый в малопро-
изводительных многоподовых печах, является подготовительной
операцией перед их восстановительной плавкой. В процессе
обжига из концентратов стараются по возможности полнее уда-
5
Д.
Н.
Клушин
12
9
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

лить серу и мышьяк, чтобы избежать высоких потерь олова при
плавке и рафинировании.
Лабораторные исследования процесса обжига оловянных кон-
центратов в кипящем слое были проведены в ЦНИИолове в 1963 г.
и дали положительные результаты [1 ]. Полупромышленные
испытания этого процесса были позже проведены на опытном
заводе Унипромеди [1]. Полупромышленная установка (рис. 42)
1 — кранбалка (2 т); 2 — бочка; 3 — вибратор; 4 — промежуточный бункер;
5 — валковая дробилка; $ — кюбель; 7 — разгрузочный шнек; 8— провальная
подина с разгрузочным бункером; 9 — печь КС; 10 — шнек загрузки кон-
центрата; //—бункер для концентрата; 12 — шнек загрузки угля; 13 — бункер
для угля; 14 — бак с керосином; /5, 16 — циклоны; 17 — рукавный фильтр;
18—дымосос; 19—воздуходувка; 20 — выхлопная труба; 21 — шлюзовый пи-
татель
состояла из печи КС с площадью пода 0,4 м
2
, узлов загрузки
концентрата и топлива и выгрузки продуктов обжига, системы
пылеулавливания, системы контроля и регулирования процесса
обжига, выносной топки, работающей на жидком топливе, исполь-
зуемой для разогрева печи при запуске.
Печь КС (рис. 43) представляла собой прямоугольную футе-
рованную шахту с внутренними размерами в зоне кипящего
слоя 0,65x0,62 м. В надслоевой зоне печь расширялась до 1,8 м.
Высота печи от подины до свода составляла 4,6 м. Печь была
снабжена провальной подиной колосникового типа из труб диа-
метром 45x5 мм, живое сечение подины 1,1 %. Отходящие из печи
газы поступали на очистку в спаренные циклоны конструкции
НИИОгаза, а затем—в рукавный фильтр (стеклоткань).
130
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Исходным материалом для обжига являлся шламовый оловян-
ный концентрат следующего состава, %: 20,65 Sri; 1,69 S; 1,0 As;
12,36 Fe; 32,83 Si02; 10,24 Ai203; 0,10 Sb.
Каменный уголь дробили до крупности —1,8 мм и подсуши-
вали до влажности 2—4%. В соответствии с данными лаборатор-
ных исследований обжиг проводили в интервале 750—830° С.
/ — разгрузочный бункер; 2 — провальная подина; 3 — форсунка для разо-
грева печи; 4 — загрузочный шнек, 5 — газоход; 6 — течка; 7 — смотровое
окно; 8 — ремонтный лаз; 9 — разгрузочный шне$
Скорость воздуха составляла 17—23 см/с. В процессе опытов
было установлено, что температура в исследованном интервале
существенного влияния на результаты обжига не оказывает,
пылевынос заметно увеличивается с ростом расхода воздуха.
В связи с высоким содержанием в циклонной пыли мышьяка
были проведены опыты по ее возврату на дообжиг совместно
с шламовым концентратом. Установлено, что при оборачивании
циклонной пыли циркуляционная нагрузка практически не воз-
растает.
Содержание мышьяка и серы в продуктах обжига также не
увеличивалось.
5*
13
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Оптимальное соотношение воздух : уголь выбрано 13—15м
3
/кг.
При более высоком соотношении огарки получались неконди-
ционными по мышьяку, а при более низком — по сере. Было
установлено, что при постоянном соотношении воздух—уголь
увеличение расхода воздуха приводит к увеличению производи-
тельности печи.
В процессе проведения полупромышленных испытаний был
установлен следующий оптимальный режим процесса:
Скорость воздуха, см/с . . .
..21
Температура, °С:
вслое.
800± 10
подсводомпечи ... . .
550
на выходе из печи . .
460
Удельная производительность, т/(м
2
«сут)
. 13,8
Удельный расход воздуха, м
3
/т
1300
Удельный расход угля, %, рт массы концентрата
9,5
Степень отгонки мышьяка при этом составляла 89%, серы
84%, сурьмы 65%. Содержание мышьяка в обожженном концен-
трате составляло 0,11%, серы 0,33%, что делало его кондицион-
ным для последующей восстановительной плавки.
В последующем эти опыты были продолжены на
Новосибирском
оловозаводе на печи КС полупромышленного масштаба. Было
установлено, что наиболее целесообразно удаление мышьяка и
серы из оловянных концентратов вести в две стадии, удаляя на
первой стадии мышьяк, на второй — серу. Полученные на этой
установке данные можно использовать в проектах и для проведе-
ния технико-экономических расчетов.
В работе [2, с. 551 описываются результаты исследования
удаления мышьяка из медно-оловянно-мышьяковистого флото-
концентрата, содержащего 5% Си; 0,85% Sn; 25% S; 5,8% As и
36—37% Fe, способом селективной флотации и обжигом в кипя-
щем слое.
Полупромышленная селективная флотация не дала удовле-
творительных результатов: остаточное содержание мышьяка в
мед-
но-оловянном концентрате составило 1,4%. Опыты по удалению
мышьяка флотацией показали также, что при этом одновременно
происходят значительные потери олова.
Лабораторные опыты по периодическому обжигу концентрата
в кипящем слое проводили в печи диаметром 35 мм с беспроваль-
ной решеткой и с силитовыми нагревателями. Температура
обжига
составляла (600° С). В качестве псевдоожижающих агентов испы-
тывали: воздух, гелий, углекислый и генераторный газы. Навеска
концентрата составляла 300 г. В процессе исследования было
установлено, что спекание материала в слое и нарушение режима
«кипения» начинается при температуре 700—720° С.
Отгонка мышьяка при 600° С происходила за 1—1,5 ч. Обжиг
при применении воздуха и углекислого газа шел значительно
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

гелия. Степень десульфуризации при этом составляла в первом
случае 10—15%, во втором 3—5%.
Полупромышленные испытания обжига концентрата в
кипящем
слое были проведены на установке ВНИИцветмета, изображенной
йа рис. 44. Обжигу подвергали концентрат, прошедший предва-
рительную очистку от мышьяка селективной флотацией; сушку
Рис 44. Схема полупромышленной установки КС для обжига медно оловянного
концентрата
/ — циклонная топка; 2 — диафрагмы для замера расхода воздуха; 3 — расход-
ный бункер для концентрата; 4 — тарелчатый питатель; 5 — термопары; 6 — печь
КС; 7 — воздухораспределительные сопла; 8 — порог для разгрузки огарка; 9 —
бункер; 10 — шнек; 11 — совок, 12 — циклон; 13 — дроссель; 14 — рукавный
проводили в барабане до 0,6н—1,0% влаги, измельчение — в
вибро-
мельнице.
Печь КС имела сечение 0,8 м
2
, высоту слоя 1,1 м, расстояние
от подины до свода 3,5 м. Подина печи была беспровальн^я,
колпачковая с живым сечением, составляющим 1%.
Для подогрева дутьевого воздуха использовали дизельное
топливо (соляровое масло), сжигая его в циклонной топке. Тем-
пературу дутья регулировали путем изменения расхода соляро-
вого масла, а температуру в кипящем слое—изменением загрузки
концентрата. В процессе исследования был установлен следующий
оптимальный режим обжига:
Температура, °С:
фильтр
Содержание 02 в дутье, %
дутья .
^вслое
под сводом печи
6
2
0
6
7
133
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Содержание в обжиговых газах,
к полорога .
0,2 —0,4
ZCQ2LS02
14—14,5
Вынос из печи пыли, 96
20,1
Степень оjгонки ммшьяка, %
71,7
» д^С)Л1фуриз^ции, %
10,5
Состав концентрата и продуктов обжига приведен в табл. 27.
Таблица 27
Химический состав концентрата и продуктов его обжига, %
Наименование продукта
Си
Sn
Fe
As
s
Концентрат
29,24
0,90
25,13
1,40
28,70
Огарок
29,78
0,92
26,69
0,32
27,15
Пыль циклонов
29,10
0,89
25,96
0,87
25,68
Пыль рукавного фильтра
22,67
0,72
21,45
19,5
20,5
На основании выполненных исследований сделаны следующие
выводы: достигнутая в опытах степень отгонки мышьяка (71,7%)
не является предельной и свидетельствует о том, что время пре-
бывания материала в печи (1,2 ч) является недостаточным. Увели-
чение пребывания материала в печи до 2 ч (конструкция печи
не позволяла это сделать при опытах) обеспечит значительное
повышение степени отгонки мышьяка без существенного измене-
ния других показателей обжига.
Потери олова й меди с мышьяковистыми возгонами, хотя и
составили соответственно 3 и 2,8%, но при организации более
совершенной очистки газов от пыли могут быть снижены до
1—1,5%.
Полупромышленные испытания процесса обжига сульфидных
оловянно-свинцовых мышьяксодержащих концентратов были
проведены в печи КС сечением 0,3 м
2
и высотой от подины до
свода 7 м 12, с. 73—80]. Испытания проводили на оловянно-
свинцовых концентратах, содержащих 7—14,5% Sn; 0,25—
5,86% Pb; 7,5—17,5% S и 0,6—2,47% As. Обжиг концентратов
осуществляли в две стадии. В первой стадии создавали условия
для наиболее полной отгонки мышьяка (нейтральная или слабо
восстановительная атмосфера при максимально допустимой
темпе-
ратуре) и частичного удаления серы, во второй стадии (окисли-
тельная атмосфера) — для наиболее полного выжига серы.
Анализ результатов исследования показал, что отгонка
мышьяка из концентратов указанного выше состава идет интен-
сивно уже при температуре 700° С, с повышением температуры
скорость отгонки увеличивается.
При содержании свинца в концентрате ниже 1% температуру
обжига следует поддерживать на уровне 800—820° С. При этих
134
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

условиях обжига степень отгонки мышьяка составляет 80—88 %,
а степень десульфуризации —98%. Остаточное суммарное содер-
жание мышьяка и серы в огарках составляет 0,5—0,6%.
При обжиге концентратов с содержанием свинца около 6%
температура в кипящем слое не должна быть выше 630° С.
Автогенный обжиг концентрата, содержащего 2,2% Pb и
15% S, при температуре 730°С проводил с отгонкой мышьяка на
первой стадии на уровне 81 %. Потери олова и свинца в процессе
обжига не превышали соответственно 0,1 и 1%.
2. ОБЖИГ ШЛАМОВ
На опытном заводе Унипромеди были проведены полупро-
мышленные испытания по обжигу в кипящем слое шламовых
олово- и мышьяксодержащих хвостов [2, с. 68—73]. Шламовые
хвосты содержали %: 4,51 Sn; 5,82 S; 1,17 As.
Целью этих испытаний явилась разработка режима обжига
шламовых продуктов, обеспечивающего максимальное удаление
из них мышьяка с последующей переработкой огарка методом
фьюмингования. Обжиг проводили в печи КС сечением 0,4 м
2
.
В качестве топлива-восстановителя, использовали каменный
уголь, который перед обжигом дробили до крупности— 1,8 мм
и подсушивали до влажности 2—4%.
Исследования позволили выбрать оптимальный технологиче-
ский режим обжига шламовых хвостов: температура 800—830° С,
расход топлива-восстановителя 8%, содержание кислорода в печ-
ных газах— не более 2—4% (объемн.).
Исследование показало, что шламовые хвосты перед
фьюминго-
ванием могут быть достаточно глубоко очищены от мышьяка
(степень отгонки 73,6%, остаточное содержание в огарке 0,3%)
путем обжига в кипящем слое. Потери олова при этом состав-
ляют 0,7%.
3. ВОССТАНОВИТЕЛЪНО-СУЛЬФАТИЗИРУЮЩИЙ ОБЖИГ
ПРОМПРОДУКТОВ
Исследования
восстановительно-сульфатизирующего
обжига
в
кипящем
слое оловянных промпродуктов и шлаков, содержащих 3—4,5% Zn, были про-
ведены в Гинцветмете [3—б] на укрупненно-лабораторной установке непре-
рывного действия. В качестве сульфидизатора использовали пиритный концен -
трат и элементарную серу, а в качестве топлива и восстановителя — антрацит,
измельченный до крупности —2 мм. Опыты проводили при температуре 900—
960° С.
Исследования показали, что из всех проб промпродукта удавалось довольно
полно отогнать олово в виде сульфида и получить огарки с содержанием 0,15 —
0,23% Sn. Пиритный концентрат явился лучшим сульфидизатором, чем элемен -
тарная сера. Полное или частичное замещение пиритного концентрата элемен-
тарной серой отрицательно сказывалось на показателях процесса отгонки олова
из продуктов.
Циклонная пыль, полученная при исследовании, явилась оборотным мате-
риалом, она содержала до 6% Sn. Мешочная пыль (возгоны) содержала 11—
135
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

40% Sn, до 20% С и до 14% As. Фазовый анализ мешочной пыли показал, что
93—95% Sn в ней находится в форме сульфида. При обжиге возгонов в интервале
температур 850—860° С был получен концентрат с содержанием 0,8 —1% As
и 0,05—0,18% S.
Полупромышленная
установка,
предназначенная для
отгонки олова
из
промпродуктов, была сооружена по проекту Гинцветмета [6, 7] на заводе «Ряз-
цветмет». Принципиальная схема установки изображена на рис. 45 . Установка
Рис. 45 . Схема полупромышленной установки КС для отгонке
олова в форме сульфида*
1 — печь; 2 — питатель; 3 — копрессор; 4 — эжектор; 5 — фор-
сунка; 6 циклоны; 7 — воздуходувка, 8 — вентиляторы; 9 —
мешочный фильтр; 10—воздуходувка; /. //, ///, I V , V — контроль-
но-измерительная аппаратура
состояла из печи КС, узла загрузки материалов, воздухоподводящих и газо-
отводящих трактов, устройств для улавливания пыли и контрольно-измеритель-
ной аппаратуры.
Печь представляла собой шахту прямоугольного сечения (750 X 450 мм),
выложенную внутри шамотным кирпичом. Высота шахты составляла 3,7 м,
площадь пода печи 0,3 м
2
.
Подина печи — беспровальная с 46 воздухо-
распределительными соплами. Живое сечение подины составляло 1%. Загрузку
материалов осуществляли с помощью двух питателей* один служил для подачи
топлива, а другой—для подачи промпродукта и пиритного концентрата.
Опробовали два способа загрузки шихты в печь: сверху на слой через загру-
зочную трубу, выходящую во внутреннее пространство печи на уровне 900 мм
от пода, и снизу в слой — эжекцией. В последнем случае материалы из питателя
по вертикальной трубе поступали в камеру эжектора и оттуда по трубе через
загрузочный колпак в нижнюю часть слоя. Для эжекции использовали компрес -
сорный воздух избыточным давлением 4 ат.
136
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Огарок из печи выгружали на высоте 1200 мм от уровня пода печи через
разгрузочную трубу, установленную в кладке печи. Выходящие из печи газы
после глубокого обеспыливания в циклоне через дымовую трубу выбрасывали
в атмосферу. Для улавливания возгонов в двух точках газохода (после циклона
и перед дымососом) производили отсос и очистку через мешочные фильтры не-
большой части газов.
Температуру кипящего слоя измеряли с помощью хромел ь-алюме левых
термопар на высоте 520 и 1030 мм от уровня пода. Испытания производили с ис -
пользованием промпродукта, средний диаметр зерна которого составлял 0,37—
0,42 мм.
Опыты по отгонке олова из промпродукта проводили при температуре 900—
930° С и производительности по промпродукту б т (м
2
*сут). Длительность работы
печи в режиме составляла 6—14 ч. Причинами остановки печи являлись заби-
вание эжектора и прекращение загрузки материала в печь, а чаще всего зараста-
ние возгонами отверстия для выхода газов из печи.
В результате обжига промпродукта в смеси с пиритным концентратом и
топливом получались огарки, возгоны, циклонная пыль и газы. Было установ -
лено, что при верхней загрузке шихты в печь мелкие фракции материалов в зна-
чительной части выносились из печи, что определяло высокий выход циклонной
пыли (до 50% от суммы твердых продуктов обжига), повышенный расход топлива
и высокое содержание олова в циклонной пыли.
При нижней загрузке шихты отмечалось значительное сокращение выноса
циклонной пыли и снижение содержания в ней олова до 1,2%, а также уменьше-
ние расхода топлива. Выход огарка при нижней загрузке шихты в печь состав-
лял 74%, циклонной пыли 21% и возгонов 5%.
Опытами установлено, что содержание олова в огарках зависит от темпера-
туры обжига и расхода пиритного концентрата. При оптимальных условиях
средневзвешенное содержание олова в огарках составляло 0,24%. Циклонная
пыль в этих условиях содержала —1% Sn и состояла в основном из механически
унесенных мелких фракций промпродукта, топлива и продуктов обжига, на
которых при низкой температуре в циклоне конденсировались пары суль-
фида олова. Возгоны, улавливаемые в мешочных фильтрах, содержали 40—
63% Sn и до 9% As. Извлечение олова в возгоны, как показали расчеты, соста-
вило 91%.
Описанный процесс хорошо вписывается в стандартную пирометаллурги -
ческую схему получения олова.
Экономические расчеты процесса извлечения олова из бедных материалов
(промпродукты, шламы доводной фабрики) показали высокую его эффективность.
Процесс рекомендован к опытно-промышленной проверке.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Звонков Ю. Ф ., Розловский А. Л. — «Цветные металлы», 1969, No 7, с. 35—41,
2. Совершенствование технологии производства тяжелых цветных металлов. М .,
«Цветметинформация», -1970. 142 с. с ил.
3. Клушин Д. Я ., Надинская О. J3. — ЖПХ, 1961, т. XXXIV, вып. 7, с. 1461—
1469; вып. 8, с. 1668—1679.
4. Клушин Д. Я.,
Бенуни А. Л.
—
В кн.: «Научные труды» (Гинцветмет.
Сб. Кя 18) М., Металлургиздат, 1961, с. 339 —349.
5. Клушин Д. Я., Бенуни Л. Л. — «Бюл. ЦИИН ЦМ», 1958, Кя 11, с. 14 —18.
6. Клушин Д. Я ., Бенуни Л. Л., Сешвохин Я. Я .
—
«Бюл. ЦИИН ЦМ», 1961,
Кя 24, с. 24 —26.
7. Клушин Д. Я ., Бенуни Л. Л., Селивохин Я. Я .
—
«Цветные металлы», 1962,
Кя5,с.38—44.
137
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Глава VII
СУРЬМЯНАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
А
Сурьма очень редко встречается в природе в свободном состоянии.
Основной минерал сурьмы— антимонит (трехсернистая сурьма).
В рудах встречаются и окисленные формы сурьмы—трех-, четы-
рех- и пятиокись. Минералы сурьмы в природе могут быть спут-
никами других минералов цветных металлов, например меди,
ртути, цинка, свинца.
Месторождения сурьмяных руд часто встречаются совместно
с ртутными.
В зависимости от формы сурьмы в руде различают сульфидные,
окисленные и сульфидно-окисленные руды.
За рубежом месторождения сурьмяных руд в основном яв-
ляются сульфидными с содержанием сурьмы от 10 до 60%.
Отечественные месторождения в Казахстане, Сибири и Сред-
ней Азии являются в основной своей массе бедными сульфидно-
окисленными. Руды этих месторождений обязательно подвергают
обогащению.
Наиболее распространенным сурьмяным минералом, имеющим
основное промышленное значение, является сурьмяный блеск
или стибнит (антимонит) Sb2S3. Часто встречаются в природе
минералы окисленной сурьмы, являющиеся продуктами окисле-
ния сурьмяного блеска. Основные из них: валентинит, сенармон-
тит— трехокись сурьмы (Sb203); сервантит— четырехокись
сурьмы (Sb204); фольгирит (Sb205*3H20); стибианит (Sb206-H20).
Продукт неполного окисления сурьмяного блеска известен в виде
минерала кермезита или красной сурьмяной руды 2Sb2S3-Sb203.
Извлечение в обогатительной стадии окисленных минералов
из бедных сурьмяных руд является очень сложной задачей и до
настоящего времени не нашло применения в промышленной прак-
тике. Окисленные минералы при сульфидной флотации в основной
своей части теряются с хвостами флотации, снижая извлечение
до 50%.
Хвосты обогащения и бедные окисленные сурьмяные руды
могут быть переработаны возгоночными процессами и в том числе
методом обжига в печах КС. Этот метод впервые был предложен
Г. Я. Лейзеровичем и И. В. Бабиной, а в дальнейшем получил
развитие в работах Ф. А. Мызенкова.
По сравнению с другими возгоночными
процессами
переработки
сурьмяных материалов процесс обжига в кипящем слое имеет
ряд преимуществ, основными из которых являются высокая удель-
ная производительность; более низкая температура процесса,
что обусловливает меньший расход топлива; возможность пере-
работки мелкодисперсных материалов (хвосты обогащения, кеки
138
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

и др.); высокое йзвлечейиё; возможность полной механизации и
автоматизации процесса.
В настоящее время на обогатительных фабриках страны на-
ходится большое количество флотационных хвостов, являющихся
бедными сурьмусодержащими материалами. Содержание сурьмы
в хвостах флотации сульфидно-окисленных минералов составляет
0,8—1,0%. Хвосты являются значительным сырьевым ресурсом
получения сурьмы и могут быть переработаны восстановительно-
возгоночным способом обжига в кипящем слое.
Переработке этим же способом могут быть подвергнуты такие
отвальные продукты, как кеки гидрометаллургического производ-
ства, содержащие 1,0—2,0% Sb, промпродукты ртутного произ-
водства, шлаки сурьмяного производства и т. д.
Находящаяся
в
минералогическом сырье (окисленной сурьмяной руде,
хвостах и т. д.) сурьма может быть представлена в основном виде Sb203, Sb2S3,
Sba04, Sb205. Для разложения и восстановления Sb204 и Sb205 необходимо под-
держивать в печи КС температуру около 1000° С, а также газовую фазу, содер-
жащую 1,5 —2,0% СО. В связи с этим процесс должен проходить при коэффи-
циенте избытка воздуха, равном 0,8 —0,9. При этом нелетучие высшие окислы
сурьмы (четырех- и пятиокиси) восстанавливаются до трехокиси, которая воз-
гоняется в печи и улавливается в рукавных фильтрах. Полученные возгоны мо-
гут быть переработаны по одной из известных металлургических схем.
При обжиге в печи КС протекают следующие реакции диссоциации и вос-
становления:
В том случае, если топливом является природный газ, в восстановлении выс-
ших окислов сурьмы принимает участие и водород. Восстановление проходит
по реакциям:
Пятиокись сурьмы устойчива до 357° С, при дальнейшем повышении темпе-
ратуры она разлагается с образованием сначала четырехокиси, потом трехокиси.
Четырехокись сурьмы при нагревании разлагается на трехокись сурьмы и ки-
слород. Разложение начинается при 900° С.
Многие исследователи изучали диссоциацию окислов сурьмы и давление
паров окислов сурьмы.
Изучению окисления сульфида сурьмы и переходу трехокиси сурьмы
в высшие окислы посвящен ряд работ. Так, в работе [1] показано, что при об-
жиге сульфида сурьмы в токе кислорода трехокись сурьмы начинает перехо-
дить в четырехокись при температуре порядка 330° С, причем только после того,
как окислится весь сульфид. В работе [2] указывается на то, что окисление
сульфида и образование Sb203 начинается при температуре 190° С.
В литературе имеются также сведения о том, что Sb203 распадается на че-
тырехокись и кислород при температуре порядка 450° С, а четырехокись сурьмы
переходит в Sb203 при температуре 1060° С 13].
1. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ОБЖИГА
СУРЬМЯНОГО СЫРЬЯ В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
2Sb204-*2Sb203 + 02;
2Sb203 2Sb204 + 02;
Sb205 2СО Sb203 + 2C02;
Sb204 -f CO Sb203 + co2.
(23)
(24)
(25)
(26)
Sb205 + 2H2 Sb203 + 2H20;
Sb204 + H2 Sb203 + H20.
(27)
(28)
139
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Как показывает изучение физико-химических свойств различных соедине-
ний сурьмы [3,4], а также анализ некоторых исследований {5—6], сурьму,
находящуюся в бедных сульфидноокисленных рудах, низкосортных концентра-
тах и в хвостах сульфидной флотации, можно успешно извлекать пирометаллур-
гическим и, в частности, воз гоночным методом. На возможность осуществления
возгоночного процесса указывает то обстоятельство, что ряд соединений сурьмы
и прежде всего Sb203 и Sb2S3 При высоких температурах имеют довольно высо-
кое давление пара.
Ф. А. Мызенков
проанализировал исследования,
посвященные
изучению
давления пара трехсернистой сурьмы (Sb2S3), трехокиси сурьмы (Sb203) и ме-
таллической сурьмы (Sb), которая может образовываться в процессе наряду
с трехокисью, при восстановлении высших (нелетучих) окислов сурьмы. Данные
различных авторов о давлении пара
1дР,ммрт.ст.
11,0 12,0
wVT
Рис 46 Зависимость логарифма давления
пара трехсернистой сурьмы от обратного
значения абсолютной температуры.
1—поданнымЭВ.БрицкеиМ.В.Зай-
цева; 2 — по данным В Д Пономарева и
Р. А. Исаковой» 3 — по данным Б К Ве-
селовского
Из этого уравнения следует, что
давление пара сульфида сурьмы в ин-
тервале 800—950° С довольно вели-
ко—от16до100ммрт.ст.
О величине давления пара трех-
окиси
сурьмы имеется
сравнительно
мало работ.
По данным работы [10], темпера-
тура кипения трехокиси сурьмы ори
атмосферном давлении составляет
1570° С. О давлении пара трехокиси сурьмы в интервале 455 —800° С сообщается
в работе [11]. При исследовании давления пара жидкой трехокиси сурьмы в
интервале 655—800° С был применен тензометрический метод. При этом было
установлено, что трехокись сурьмы является сильным окислительным и шла ко-
образующим агентом.
В работе [11] отмечается, что кварцевое стекло в качестве материала для
реакционного сосуда можно использовать лишь в том случае, если время кон -
такта его с трехокисью сурьмы невелико.
При давлении пара жидкой трехокиси сурьмы была получена следующая
зависимость:
+2,0
но
-ЬО
X/
о2'
-J
трехсернистой сурьмы хорошо согласу-
ются между собой. На рис. 46 приве-
дена зависимость логарифма давления
пара трехсернистой сурьмы от обрат-
ного значения абсолютной температу-
ры, рассчитанные по данным разных
исследователей [7—9]. Для
расчета
величины давления пара трехсернистой
сурьмы в интервале 550—950° С реко-
мендуется уравнение
Р= -^+7,79.^(29)
7,0 8,0 0,0 W,О
j
1gp=5,187
3900
(30)
Ниже приводятся данные о давлении пара металлической сурьмы в интер-
вале 785—1100° С [12]. Был применен метод струи.
°С
.
.
.
.
785 900 1000 1100
р, мм рт, ст.
1,57 5,59 14,00 29,40
Заслуживают внимания исследования, описанные в работах [13, 14]. Тем-
пература кипения сурьмы при атмосферном давлении в работе [13] определена
равной 1635° С.
140
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В работе (15] сообщается о температуре кипения сурьмы, равной 965е С
при внешнем давлении 10 мм рт. ст.
Ниже приведены величины давления пара жидкой сурьмы, определенного
методом точек кипения, в интервале 1075—1325° С.
U°С
.
1075 1135 1175 1225 1265 1365
/;, мм рт. ст.
54 107 206 302 398 448
По данным работы [16], скорость испарения металла линейно меняется
с ростом температуры, вследствие чего в точке кипения происходит излом пря -
мой в координатах потеря массы испаряющегося вещества в единицу времени —
температура. Однако, по данным работы [12], изменение скорости испарения
не является линейной функции температуры как до, так и после достижения тем-
пературы кипения. Таким образом, определение точки кипения экстраполя -
цией не является точным.
Определенную в работе [10] температуру кипения сурьмы при атмосфер-
ном давлении 1440° С следует считать сильно заниженной.
В работе [17] предложено для определения давления пара жидкой сурьмы
пользоваться уравнением:
lgp-, -8,12-^.
(31)
Методы, применяемые при изхмерении давления паров, довольно разнооб-
разны. Ф . А. Мызенков провел исследование давления пара трехокиси сурьмы
и металлической сурьмы методом точек кипения. Метод точек кипения для ис -
следования давления пара легколетучих веществ применялся также в работах
[16, 18] и показал хорошо сопоставимые результаты.
Исследование по методике Ф. А. Мызенкова проводили в интервале 670—
1025° С. Навеска трехокиси сурьмы была равна 70 г.
Обработка
экспериментальных
данных
методом
наименьших
квадратов
позволила получить следующее уравнение*
lgp = 5,775 - -Ьр.
(32)
На рис. 47 приведена зависимость логарифма давления пара трехокиси
сурьмы от температуры, по данным работ [11] и [19]. Рассчитанные по уравне-
нию (30) величины давления паров трехокиси сурьмы при различных темпера-
турах, взятых с интервалом 25° С, приведены в табл. 28.
Ф. А. Мызенков получил при исследовании температуру плавления трех-
окиси сурьмы, равную 656° С, что совпадает с данными других исследователей.
Теплота испарения трехокиси сурьмы А Я, рассчитанная по уравнению
"■г-тЙГСтг-тт)'
,33
>
составляет 19,43 ккал/моль и принята в качестве средней величины в изучае-
мом интервале температур.
Значения давления пара трехокиси сурьмы, полученные Ф. А. Мызенко-
. в ым, несколько выше значений, приведенных в работе [11].
Расхождения в величине давления пара возрастают с повышением темпе-
ратуры. Это объясняется ненадежностью методики, примененной в работе [11],
и в первую очередь тем, что при исследуемых температурах трехокись сурьмы
активно взаимодействовала с кварцевым стеклом. С увеличением температуры
скорость взаимодействия трехокиси сурьмы с кварцем увеличилась.
Образующиеся силикаты сурьмы, имея малую упругость пара, снижали
измеряемое давление пара, что и явилось основной ошибкой в работе [11].
На рис. 48 приведена зависимость логарифма давления насыщенного пара
металлической сурьмы от обратного значения абсолютной температуры, по дан-
ным различных авторов и работы [19].
В табл. 29 приведены значения давления пара металлической сурьмы
лри различных температурах, по данным Ф. А. Мызенкова.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Рис. 47 . Зависимость логарифма дав-
ления пара трехокиси сурьмы от обрат-
ного значения абсолютной температуры»
1 — результаты измерений Ф. А. Мы-
зенкова, 2 — данные Хинске
Таблице 29
Давление пара металлической
сурьмы
Термодинамические расчеты по-
казывают,
что
трехокись сурьмы
довольно
полно
восстанавливается
окисью углерода.
В литературе отсутствуют дан-
ные
о восстановлении
трехокиси
сурьмы окисью углерода при темпе-
ратуре выше 700° С. Что касается
данных о восстановлении трехокиси сурьмы при температуре ниже 700° С, то
они далеко неполны.
Ф. А. Мызенков [20J провел изучение равновесия в системе циркуляцион-
ным методом:
Sb203+ЗСО^2Sb+ЗС02
(34)
142
2,0
f,o
о1
Х2
X
Ч?
3.0
10,0
о
о
н
а
t
*
25
S
*
S
2
-
о*
К
6-Г
825 1098 2,70 1000 1273 15,86
850 1123 3,60 1025 1298 19,72
875 1148 4,73 1050 1323 24,29
900 1173 б,16 1075 1348 29,58
925 1198 7,92 1100 1373 35,81
950 1223 10,08 1125 1398 43,05
975 1248 12,74
Таблица28
Давление пара трехокиси сурьмы,
рассчитанное по уравнению (32)
о
н
о
р.
н
а
о
г
21
о
о
2
S
-
С
с£
к
670
943 15,85 875 1148 104,0
700
973 21,98 900 1178 125,0
725
998 23,31 925 1198 149,3
750
1028 30,14 950 1228 177,0
775
1048 45,60 975 1248 268,4
800
1073 56,89 1000 1273: 248,2
825
1098 70,15 1025 1293 282,5
850
1123 85,90
Рис 48 Зависимость давления пара сурьмы
от обратного значения абсолютной темпера-
туры
/ — результаты измерений Ф. А . Мызен-
кова; 2— по данным Еллинека и Ванова, 3 —
по данным Винклера, 4 — по данным Руфа и
Бергдаля; 5 — по данным Джонстона; 6 —
по данным Лейтгебеля; 7 — по данным Джест-
вуда и Феллоу, 8 — но данным Мотта
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Были использованы металлическая сурьма и трехокись сурьмы такого же
качества и чистоты.
Исходя из имеющихся в литературе сведений, можно с соответствующим
приближением принять средний состав молекулы пара над жидкой сурьмой
в интервале 657—1050° С—Sb2, а молекулы равновесного пара над жидкой трех-
окисью сурьмы —Sb2Os. В этом случае уравнение можно записать следующим
образом:
Sb203(r) + 3C0(r)^±Sb2+3C02(r),
(35)
а константу равновесия
„ Pco/sba
(36)
l i p --------------- .
Экспериментальные данные о величинах равновесных концентраций С02
и СО обработаны методом наименьших квадратов и сведены к следующему урав -
нению:
1gKp——2,30.
(37)
Полученные опытные данные характеризуются прямой линией и выражают
зависимость lg р от обратного значения абсолютной температуры, построенную
по уравнению (37).
Анализ опытных данных показывает, что содержание окиси углерода в рав-
новесном газе зависит от температуры процесса. При увеличении температуры
увеличивается содержание окиси углерода. Так, для температуры 800° С равно-
весное содержание двуокиси углерода в 22,7 раза больше содержания СО, для
900° С —в 14 раз, для 10006С —в 10,2 раза.
Таким образом, изученный состав равновесного газа позволяет уточнить
границы концентрации СО—С02 в печных газах при проведении процесса воз-
гонки сурьмы из сурьмяных материалов в кипящем слое. Показано, что при тем-
пературе 1000° С в равновесном газе должно содержаться около 2% СО.
2. АППАРАТУРНОЕ ОФОРМЛЕНИЕ
ПРОЦЕССА
ВОССТАНОВИТЕЛЬНО-ВОЗГОНОЧНОГО
ОБЖИГА
СУРЬМЯНЫХ МАТЕРИАЛОВ В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
В 60-х годах на одном из предприятий было осуществлено
строительство опытно-промышленной установки для возгонки
сурьмы в кипящем слое производительностью 180 т/сут руды
(хвостов). Установка состояла из отделения подготовки сырья,
печного отделения и отделения газоочистки.
Живое сечение подины составляло 1,1%. Начиная с уровня
слоя 1,5 м печь расширялась кверху. Руду и уголь загружали
в печь по вертикальной трубе. Выгрузку огарка производили
через порог и системой гидротранспорта вместе с пылью 1-го
циклона направляли на отстаивание и транспортировку.
Отделение газоочистки состояло из последовательно установ-
ленных систем сухой и мокрой очистки. В систему сухой очистки
входили первый циклон, рекуператор и второй циклон. Задачей
аппаратов этой системы являлась очистка газов от грубой пыли
при температуре выше начала конденсации соединений сурьмы.
143
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Система мокрой очистки состояла из скруббера, скоростного
пылеуловителя и фильтровального отделения.
Основными узлами технологической схемы, обеспечивающими
ход процесса, являлись узел загрузки, первый циклон, скруббер,
скоростной пылеуловитель.
Разогрев печи производили форсунками низкого давления
(на соляровом масле) си-
стемы Стальпроекта, рас-
положенными на высоте
1,5 м от подины.
Для улучшения тех-
нологических показателей
и
усовершенствования
кон-
струкции ряда узлов схе-
мы
Гинцветмет
осуществил
реконструкцию
установки.
Проект реконструкции
Рис 49 Печь КС для возгонки сурьмы
Рис. 50 Инжекционное загру-
зочное устройство
Были увеличены высота печи и площадь пода (рис. 49). Уста-
новлен горячий резервный циклон, при этом один газоотвод
расположили в своде печи, другой — в боковой стенке. Свод
печи сделан сферическим из железобетона со стрелой прогиба
1000 мм.
Для загрузки шихты в слой сконструировали и испытали ин-
жекционное устройство, общий вид которого приведен на рис. 50.
В 1971 г. Гинцветмет совместно с Институтом газа АН УССР
начал проводить исследования по изучению возможности исполь-
144
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

зования природного газа Бухарского месторождения для отопле-
ния печи и создания нужной для процесса атмосферы. На первом
этапе была поставлена задача выяснения принципиальной воз-
можности сжигания газа в кипящем слое, а также оценка возмож-
ности отгонки из него сурьмы.
Институт газа АН УССР предложил испытать на
полупромыш-
ленном стенде подвод газа в слой при помощи периферийных со-
пел, расположенных в боковых стенках печи (в количестве 12 шт.).
Ввиду того что такой способ трудно было моделировать с лабора-
торной установки на полупромышленную, его испытали на опыт-
ном стенде.
При монтаже полупромышленной установки (стенда) выпол-
нили одновременно второй вариант сжигания газа в кипящем
слое.
Предложенный Гинцветметом этот способ возник после тщатель-
ного анализа примейяемых в промышленной практике способов
сжигания газа в кипящем слое. Анализ показал, что в мировой
практике нет способов сжигания газа в кипящем слое с созданием
равномерной восстановительной атмосферы, необходимой для
возгонки сурьмы.
Полупромышленная установка преставляла собой печь с пло-
щадью подины 1 м
2
.
В плане подина печи имела вид сектора
(V12 часть промышленной установки). Стены печи были футеро-
ваны шамотным кирпичом. Высота сливного порога 1000
и 1500 мм.
Опыты проводили с хвостами обогатительной фабрики следу-
ющего состава, %: 0,8 Sb; 0,008 As; 0,53 Na20; 2,25 S.
Материал из бункера при помощи тарельчатого питателя и
наклонной загрузочной трубы поступал в рабочее пространство
печи. Огарок убирали гидротранспортом. Температуру процесса
контролировали при помощи пяти хромель-алюмелевых
термопар,
три из которых были установлены в слое и две — в надслоевом
пространстве на высоте 1800—2000 мм от подины. Показания их
записывались на потенциометре ЭПП-09.
Непрерывно производили контроль расхода и давления при-
родного газа и воздуха.
На опытном стенде и на промышленной печи в настоящее
время используют газ Газлинского месторождения следующего
состава, % (обьемн.): 94,6 СН4; 1,5 С2Нв; 0,2 С4Н10; 0,5 С02;
0,5 H2S; 2,0 N2. Теплотворная способность газа 8000 ккал/м
3
.
На основании проведенных исследований была принята схема
сжигания газа, предложенная Гинцветметом.
Проектная работа по газификации печи КС была выполнена
СКБ ЦМ при Гинцветмете и Институтом газа АН УССР.
Технологическая схема промышленной установки КС после
газификации приведена на рис. 51.
В связи с тем, что мокрая система тонкого пылеулавливания
имела низкий к. п. д. и требовались большие энергетические за-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

CD
0
1
ф
о
□
а
ш
н
X
ш
2
0
о
\
S
S
3ш
5
$■о
ф
■
о
о
Е
60-Шф* юм^с фО-Жкгф*^
Рис. 51. Технологическая схема установки КС после перевода печи на природный газ.
/ - грохот^ 2 - печь КС; 3 - 1-й циклон ЦН-15; 4 - 2-й циклон ЛИОТ; б - рекуператор; 6 - газовый холодильник, 7
-
рукавный
фильтр РФГ-УМС: 8 — дозатор; 9 — система гидротранспорта огарка и автомашины в отвал; 10 — вентилятор; И — пыль 7-го пик-
лона и пыль 2-го циклона в отвал; 12 — воздуходувки No 1, 2, 3, 13
—
водоохлаждаемый газоход, охлаждение включается в летнее
время; 14 — организованные подсосы; 15 — возгоны газовых холодильников и РФГ на металлургический завод, содержащие 30—50% Sir
16 — дымосос
9
*

600 мм вод. ст., было решено перевести установку на сухую си-
стему тонкого пылеулавливания возгонов (рукавные фильтры).
Система охлаждения газов и пылеулавливания в установке со-
стоит из газового холодильника и рукавного фильтра.
После рекуператора технологический газ с температурой
550° С поступает в газовый холодильник (куллер), состоящий
из 50 труб диаметром 400 мм и высотой 12156 мм. Общая площадь
охлаждения равна 750 м2
.
Газовый холодильник предназначен
для охлаждения технологического газа естественным путем до
температуры 115—130° С.
После холодильника газы по газоходу диаметром 800 мм и
длиной 40 м направляются в рукавный фильтр. На газоходе
имеется
организованный подсос воздуха для регулировки температуры
перед рукавным фильтром.
Рукавный фильтр марки РФГ-УМС установлен на открытой
площадке и предназначен для улавливания возгонов из техноло-
гического газа, имеющего температуру 105—110° С. Фильтр —
сдвоенный, имеет 16 секций. В каждой секции размещено в шах-
матном порядке 14 рукавов диаметром 220 мм и рабочей длиной
3100 мм. Площадь фильтрующей поверхности рукава равна 2 м
2
,
общая площадь фильтрации 448 м2
.
При работе рукавного фильтра в режиме запыленность на
выходе из него составляет 0,03—0,15 г/м
3
.
3. АВТОМАТИЗАЦИЯ ПРОЦЕССА ВОЗГОНКИ СУРЬМЫ
В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
На протекание химических реакций, способствующих пере-*,
воду нелетучих соединений сурьмы в летучую трехокись, опреде-
ляющее влияние оказывают температура и состав газовой фазы.
Постоянные температурный режим и состав слабовосстанови-
тельной газовой атмосферы обеспечивают достаточно высокую
степень отгонки сурьмы из сульфидно-окисленных сурьмяных
материалов в кипящем слое.
В печь КС в определенном соотношении поступают воздух,
топливо (уголь) и обжигаемый материал. Чем выше температура
обжига, тем больше упругость паров летучих соединений сурьмы
(трехокись, сульфид) и тем полнее извлечение в концентрат.
Известно, что наибольшая степень отгонки сурьмы дости-
гается в слабовосстановительной газовой среде при 1,5—2,0% СО
и температуре около 1000° С (рис. 52, 53). При большем содержа-
нии СО в обжиговых газах получается нелетучая металлическая
сурьма и значительно увеличивается расход топлива, которое
составляет основную статью расхода в себестоимости передела
[22].
Температура процесса регулируется изменением количества
подаваемого в печь обжигаемого материала, а состав газовой
атмосферы — изменением соотношения воздух—топливо.
147
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

s
ь,
%
0*;С0,%
Структурная схема протекания процесса и блок-схема управ-
ления основными параметрами возгонки приведена на рис. 54.
Принципиальная схема автоматики установки, разработанная
Гинцветметом, состоит из узлов автоматического регулирования
0,1
ч
\
\
\
1
у
У/
/
\//
V*
-----
Г
10 3,5
%5 5,0
Удельный расход 8оздуха,м^г
Рис. 52 . Зависимость содержания сурь-
мы в огарке и состав обжиговых газов
от удельного расхода воздуха
/ — содержание сурьмы в огарке; 2 —
содержание кислорода в обжиговых га*
зах; 3 — содержание СО в обжиговых
газах
Рис 53 Зависимость содержания
сурьмы в огарке от температуры
обжига
Рис. 5*. Структурная схема возгоночного процесса и блок-схема его ре
гулирования
и приборов контроля основных технологических параметров.
Системы автоматического регулирования обеспечивают регистра-
цию и стабилизацию входных параметров обжига — расход угля
(газа), воздуха и руды (хвостов) с возможностью введения в кон-
туры стабилизации подачи угля (газа) и руды корректирующих
воздействий, по анализу газовой фазы — в контур подачи угля
(газа) и по температуре—в контур подачи руды (хвостов).
148
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

4. ОБЖИГ СУРЬМЯНЫХ РУД И ХВОСТОВ ОБОГАЩЕНИЯ
Исследования процесса обжига сурьмяных руд проводили на
полупромышленной установке. В качестве сырья использовали
сульфидно-окисленную руду крупностью, от —1 до —7 мм. Окис-
ленность сурьмы в руде достигала 50%.
При переработке руды крупностью —l-V—1,5 мм были про-
верены режимы работы с различной высотой сливного порога
печи. Лучшие результаты по отгонке сурьмы из огарка получены
при высоте слоя 1500 мм.
Исследования показали, что процесс обжига руды в кипящем
слое возможен до температуры 1050° С. При более высоких тем-
пературах происходит укрупнение зерен материала в слое с обра-
зованием крупных кусков и нарушением аэродинамики процесса,
ir" Опытами по переработке руды различной крупности уста-
новлено, что с увеличением крупности резко увеличивается удель-
ная производительность печи, однако при этом падает извлечение
сурьмы из руды. Так, при крупности руды —Зч—4 мм удельная
производительность составила 20—27 т/(м2
-сут) при технологи-
ческом извлечении 85%, а при крупности — 5 -т—7 мм 46—
60 т/(м2
-сут) при «технологическом извлечении 80%. Так как
наивысшее технологическое извлечение 90% было получено при
переработке руды —1,5 мм, то эта крупность и была заложена
в проект опытно-промышленной установки.
В результате исследований был отработан следующий опти-
мальный режим процесса: температура в слое 1010° С> содержа-
ние окиси углерода в газе —1,5%, температура перед первым
циклоном 650° С, удельная производительность 10—14 т/(м2
-сут),
расход топлива от массы руды (хвостов) 23,0%.
При содержании в руде 1,96% Sb в огарках получено соот-
ветственно 0,1, в циклонной пыли 0,37, в возгонах 36% Sb.
Выход огарка составил 70—75% от загрузки, выход циклонной
пыли 23—24%, выход возгонов 1,5—2,0%.
Фазовый анализ возгонов показал, что сурьма в них содер-
жится в основном в виде трехокиси.
Обжиг в кипящем слое хвостов обогатительной фабрики иссле-
довали в опытно-промышленном масштабе. Сурьма в хвостах
была полностью в окисленной форме [23].
Обжигу подвергали хвосты флотации со средневзвешенным
содержанием сурьмы (0,83% Sb) при колебании по сменам от
0,46 до 1,10%. Средняя влажность хвостов составляла 5,0% при
колебании в пределах от 2,3 до 7,3%. Содержание мышьяка со-
ставляло 0,05% при амплитуде колебаний по сменам от 0,04 до
0,06 %. Средневзвешенный диаметр зерен хвостов составлял
0,37 мм, крупного угля 3.9 и мелкого 1,74 мм.
В результате исследований был установлен следующий режим
обжига хвостов обогатительной фабрики: температура кипящего
слоя 1000 ± 10° С; после первого циклона 890—950° С; после
149
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

второго циклона 680—740° С; йосле скруббера 60—70* С; орб*
шающей жидкости 40—50° С.
N
Расход технологического воздуха составлял 7000—7500 м3/ч;
давление воздуха под подиной печи 960—1030 мм вод. ст.; суточ-
ная удельная производительность 14,0—15,8 т/м
2
; расход топлива
24—25% от массы хвостов.
Запыленность газа на выходе из системы горячей очистки
составила 10—14 г/м
3
, после очистки в скоростных пылеулови-
телях 0,2—0,3 г/м
3
; степень очистки газа в мокрой системе очистки
-98,0%.
Материальный баланс был проведен при обжиге хвостов
с 0,83% Sb и использовании в качестве топлива угля Кызыл-
Кийского месторождения.
В период проведения баланса было переработано 2226 т хво-
стов в пересчете на сухую массу. Результаты баланса приведены
в табл. 30.
Таблица 30
Материальный баланс твердых продуктов обжига
продукты
Масса,
т
Содержание
Sb, %
Количество
«Sb,кг
Распределе-
ние Sb, %
Загружено
Флотационные хвосты
2226,4
0,83
18 703
100
Зола угля
71,7
—
—
—
Итого
2298,1
—
18 703
100
Продукты
Масса,
т
Выход
от
загруз-
ки, %
Содержа-
ние
Sb, %
Количество
Sb, кг
Р
аспре-
деление
Sb, %
Получено
Огарок
1525,52 66,38
0,089
1350
7,24
Пыль 1-го циклона
689,8 30,02
0,155
1066,5 5,72
Пыль рекуператора
2,15 0,94
1,61
34,6
0,18
Пыль 2-го циклона
28,96 1,26
0,68
196,5
1,05
Возгоны
50,204 . 2,18
29,55
14 861,0 79,40
Потери за с коростным
пылеуловителем
1,47 0,64
77,15
ИЗО
6,06
Невязка
—
—
—
64,4
0,35
Итого
2298,1 100
—
18 703 100
Товарное извлечение металла в возгоны из хвостов, содержа-
щих 0,83% Sb, составило 79,4%, средневзвешенное содержание
150
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

сурьмы в отвальных продуктах обжига (все продукты, кроме воз-
гонов) 0,12%.
Содержание сурьмы в отвальных продуктах обжига составило,
%: 0,09 — огарок (при выходе от загрузки 66,4%); 0,15 — пыль
первого циклона (при выходе от загрузки 30,0%); 1,6— пыль
рекуператора (при выходе от загрузки 0,09%); 0,7 — пыль вто-
рого гиклона (при выходе от загрузки 1,3%). Безвозвратные по-
тери металла за скоростным пылеуловителем составили 6,0%.
Ситовые характеристики полученных твердых продуктов при-
ведены в табл. 31.
Таблица 3!
Ситовая характеристика огарка и циклонной пыли
Размер
сита, мм
Выход класса, %
Размер
сита, мм
Выход класса %
ОГефОК
пыль
1-го циклона
огарок
пыль
1-го циклона
Ьб
3,6
0,1
- 0,14
39,2
17,3
1,25
2,6
0,1
0,105
8,2
20,7
0,8
5,5
0,1
0,044
0,3
38,6
0,56
21,2
0,8
0,044
0,6
12,1
0,30
18,4
3,7
Примечание.
Средневзвешенный диаметр зерен огарка составлял 0,48 мм,
Ныли 0,12 мм.
Содержание углерода в продуктах обжига колебалось в сле-
дующих пределах, %: 0,3—0,6 в огарках; 0,3—0,4 в пылях пер-
вого циклона; 3—5 в пылях второго циклона. Полученные воз-
гоны содержали, %: 23,2—34,1 Sb; 23,6-26,0 Si02; 2,8—3,0 А1203;
2,5—3,0 СаО; 1,1 — 1,6 Fe2Oa; 1,6—4,3 С; 1,5—3,0 As; 29—54,0
влаги.
Промпродуктов в цикле производства не было. Товарное
извлечение сурьмы составило 79,4.
5. СОВМПСТНЫЙ ОБЖИГ ХВОСТОВ ОБОГАЩЕНИЯ
И ОТВАЛЬНЫХ ПРОДУКТОВ ПРОИЗВОДСТВА СУРЬМЫ
На установке КС проводились исследования процесса обжига
сурьмянистых материалов (хвостов и кеков). Количество добав-
ляемых кеков составляло —20,0% от массы хвостов. Содержание
сурьмы в хвостах обогащения составляло 0,75—0,80%. Процесс
обжига осуществляли при температуре в слое 1000 ± 10° С. Выход
пыли из печи составлял 28,0%.
Удельная производительность по шихте составила 18—
20 т/(м2
*сут), при расходе воздуха 8000—8400 м3/ч.
Товарное извлечение сурьмы в возгоны составило 70—75%.
При непрерывной работе печи удавалось получить огарки с со-
151
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

держанием до 0,05—0,10% Sb. Суточная производительность со-
ставляла 180 т/сут; потери металла с газами, выбрасываемыми
в атмосферу, 4,33% от массы металла, загруженного в печь; расход
угля — около 30,0% от массы сурьмяного сырья.
Были проведены также исследования по совместной перера-
ботке хвостов обогащения и отвальных продуктов (отработанного
электролита) металлургического завода. С этой целью было ре-
шено при отработке показателей процесса использовать хвосты
с тех участков хвостохранилища, в которые сбрасывался отрабо-
танный электролит. Содержание сурьмы в отработанном электро-
лите составляло 5—10 г/л.
С увеличением содержания сурьмы в исходном сырье увели-
чивалась степень отгонки (технологическое извлечение) и, как
следствие этого, снижалась себестоимость передела. Однако на
степень отгонки влиял и вид перерабатываемого сырья. Так, при
обогащений сырья с добавлением отработанного электролита уве-
личивалась отгонка сурьмы, а при подаче в печь кеков несколько
увеличивался пылевынос.
Возможность использования природного газа при восстанови-
тельно-возгоночном обжиге различных сурьмяных материалов
(хвостов, смеси хвостов с огарками, содержащими сурьму после
обжига и возгонки из них ртути; хвостов, смоченных отработан-
ным электролитом), а также высокое извлечение сурьмы в
возгоны
позволяют сейчас считать такой способ переработки сурьмусодер-
жащих материалов в печах кипящего слоя одним из наиболее
современных и перспективных.
При отработке в промышленном масштабе режима обжига
шихты были установлены следующие основные параметры про-
цесса: расход угля 2,3 т/ч; расход технологического воздуха
665м3/чна1м
2
плошади пода печи; расход сжатого воздуха 130
м
3
/ч
на1м
2
площади пода печи; сопротивление слоя 1300 мм вод. ст.;
температура газов после первого циклона 770—800° С.
Увеличение высоты печи с одновременным раскрытием над-
слоевого пространства привело к снижению температуры под сво-
дом печи на 60—80° С. В связи с этим улучшились условия работы
горячего циклона, и одновременно с этим уменьшился пылевынос
из печи. Содержание пыли в газах после первого циклона снизи-
лось с 28 до 5%. Применение при обжиге специальной шихтовки
позволило увеличить крупность огарка в 1,8 раза. Гранулометри-
ческий состав продуктов обжига, %, приведен в табл. 32.
Средний диаметр огарка в смеси с пылью первого циклона
составил 0,652 мм. Выход возгонов остался на уровне 3%. Запы-
ленность газов на выходе из печи после реконструкции снизилась
почти в 4 раза. Одновременно со снижением запыленности отхо-
дящих газов наблюдалось уменьшение в них мелких фракций
пыли, что позволило улучшить степень очистки в циклоне. Эти
факторы позволили при температуре выше начала конденсации
сурьмы провести глубокую очистку газов от механической пыли,
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица 28
Гранулометрический состав продуктов обжига,
Продукты обжига
Размеры отверстий сит, мм
Средний
диаметр
зерна,
мм
1,250
0,400
0,140
0,100
— 0,100
Огарок ....
15,5
37,8
43,7
3,0
0,4
0,685
Пыль 1-го цикло-
на ..............................
—
0,2
0,65
20,0
79,1
0,067
доведя их запыленность после горячей системы очистки от 16 г/м
3
и получить богатые по сурьме возгоны. В процессе исследования
в промышленном масштабе содержание сурьмы в возгонах состав-
ляло 40—42% вместо 32%.
Были отработаны также режимы переработки хвостов
совместно
с промпродуктом сурьмяно-ртутного производства (огарками).
Ниже приведен химический состав этого промпродукта, %:
11,96 CaF2; 4,43 S06m; 46,08 Si02; 6,29 CaO; 0,2 As; 0,09 Hg;
13,28 Sb; 8,5 Fe.
Ниже приведены технологические показатели работы цеха
при
переработке хвостов обогатительной фабрики и совместной пере-
работке хвостов обогащения с промпродуктом.
Хвосты
Хвосты (0,70% с промпродук-
Sb)
том *
(1,53% Sb)
Расход воздуха, м
3
/ч ....................................
7300
7200
Давление воздуха, мм вод. ст.:
под подиной .............................
1600
1350
» сводом ......................... .
20
15
Температура, °С:
в слое ............................................
990
995
за1-мциклоном ... .
690
720
за 2-м ................................ ........
590
610
послекуллера ....
. 140
136
перед рукавным фильтром
115
130
Разрежение, мм вод. ст.*
после1-гоциклона ....
10
15
»2-го»...
35
37
» - куллера ..........................
.
60
90
перед дымососом .
. 230
270
Содержание Sb, %:
в огарке
...
0,03 —0,10 0,10—0,12
в пыли 1-го циклона
0,19—0,23 0,21 —0,31
в возгонах . .
28,5 —35,5 42,2 —55,0
* Огарки содержали сурьму после обжига и возгонки из них ртути.
Как было показано ранее, с увеличением содержания Sb в ис-
ходном сырье резко улучшается рентабельность производства.
Особенно это заметно при увеличении содержания Sb в шихте
153
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

за счет таких отвальных дешевых продуктов производства, как
хвосты, поступившие на хвостохранилище; отработанный электро-
лит; отвальные кеки и т. д. В то же самое время при подшихтовке
к хвостам промпродукта сурьмяно-ртутного производства в коли-
честве — 10% технологическое извлечение повышается с 86,0
до 92%. Содержание Sb в возгонах (концентрате) возрастает
с 28,0—35 до 42—55%. Ниже приведен химический состав воз-
гонов, %: 1,62Ca2F; 4,73So6lu; 5,16Si02; 1,80CaO; 0,8 As; 0,02 Hg;
48,86 Sb; 0,75 Fe; 16,0 С
Исследование процесса переработки хвостов совместно с пром-
продуктом проводили с использованием природного газа. При
этом происходило сорокакратное обогащение концентратов отно-
сительно перерабатываемого сырья.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. «Frans. Ашег. Inst. Min. Eng.», 1917, v. 54, p. 671.
2. Шахов Г. Я., Слободской #. — «Цветные металлы», 1930, Ns 10, с. 1294—
1324.
3. Сажин Я. Я . Сурьма. М ., Госнаучтехиздат по черной и цветной металлургии,
1941. 120 с. с ил.
4. Герасимов Я• Я., Крестовников А. Я. Химическая термодинамика в цвет-
ной металлургий. Т . IV. М ., «Металлургия», 1966. 428 с. с ил.
5. Бабина И. В . — «Цветные металлы», 1958, No 7, с. 15 —17 .
6. Байбородов Я. Я ., Цыганов Г. А . Химия и технология сурьмы. Фрунзе,
ИЛИМ, 1965, 181 с. с ил.
7. Веселовский Б. К . — ЖПХ, 1942, т. XV, вып. 6, с. 422 —437.
8. Пономарев В. Д ., Исакова Р. Л. — «Минеральное сырье», 1930, JSfe 6, с. 17 —
20.
9. Исакова Р. А . Давление пара сульфидов цветных металлов. Алма-Ата, Изд-во
АН Каз. ССР, 1963. 125 с. с ил.
10. Mott — «Frans. Am. Elect. Soc.», 1918, v. 34, p. 255 .
11. Hincke Г. B. — «J. Am. Chem. Sos.», 1930 v. 52, p. 10—76.
12. Fischer J* — «Z, fur anorg. Chem.», 1934, v. 219, p. 367.
13. Leitgebel W. — «Z. fur anorg. Chem.», 1922, v: 207, p. 305.
14. Ruff 0.t Bergdahl G. — «Z. fur anorg. Chem.», 1919, v. 106, p. 76.
15. Winkler. Atomgewicht. d . Autimons, 1917.
16. Johnston — «Ind. Eng. Chem.». 1927, v. 167, p. 345.
17. Олевский В. Я ., Голубев И. Ф - — «Научные труды» (ГосНИИ азотной про-
мышленности). Вып. 3 . М ., «Химия», 1954, с. 21 —25 .
18. Экспериментальная техника и методы исследований при высоких температу-
рах. М ., изд-во АН СССР, 1959. 215 с. с ил.
19. Мызенков Ф. А., Клушин Д. Я . — ЖПХ, 1965, Кя 6, с. 1709-1716.
20. Мызенков Ф. Л., Клушин Д» Я. — В кн.. Переработка сурьмяных матери-
алов. М ., «Цветметинформация», 1965, с. 3 —17 .
21. Мызенков Ф. Л., Толмачева А- Я., Дерет М. Д . — «Научные груды», (Гин-
цветмет). Сб. No 37. М ., «Металлургия», 1974, с. 159—162.
22. Мызенков Ф. Д ., Манцевич М. И- — «Научные труды» (Гинцветмет). Сб. No 30.
М., «Металлургия», 1969, с. 135—140.
23. Мызенков Ф. Л., Бабина Я. В . Переработка сурьмяных материалов М.,
«Цветметинформация», 1965. 62 с. с ил.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Глава VIII
РТУТНАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
В ртутной промышленности СССР печи КС применяют для
обжига
ртутных руд, в которых ртуть находится в виде минерала —
киновари, и ртутно-сурьмяных концентратов.
1. ОБЖИГ РТУТНЫХ РУД
Впервые лабораторные исследования процесса обжига ртутных
руд в печи КС были начаты с Гинцветмете в 1955 г, Г. Я. Лей-
зеровичем и В. К. Михайловым [1, 21. По результатам этих ис-
следований на Никитовском ртутном комбинате были построены
сначала укрупненно-лабораторная, затем полупромышленная и
в 1959 г. опытно-промышленная установка. На этих установках
обрабатывали технологические режимы обжига руды и'конструк-
тивные элементы печи [3—51.
Опытно-промышленные исследования проводили с ртутной
ру-
дой крупностью 0—10; 0—20; 0—30 мм, содержащей 0,1—
0,15% Hg; 90—97%Si02; 0,16% S; 0,06% As; 0,01% Sb. В процессе
проведения исследований испытывали два различных способа
подачи тепла в печь путем сжигания коксового газа: сжиганием
газа в отдельных топках и сжиганием непосредственно в кипящем
слое.
Исследования по сжиганию газа в кипящем слое довести до
конца не удалось и в связи с этим основные опыты были прове-
дены по сжиганию газа в выносной топке.
В период проведения исследований на опытно-промышленной
печи было переработано 5500 т руды. Продолжительность опыта
в режиме колебалась от 46 до 288 ч. Была разработана и испытана
конструкция печи, отработаны основные режимы обжига руды
крупностью 0—20, 0—30 и 0—40 мм и испытана система очистки
отходящих газов [4, 5].
Установлено, что обжигу в кипящем слое можно подвергать
ртутные руды крупностью 0—30 мм без предварительной класси-
фикации, что позволяет упростить и удешевить процесс дробле-
ния. Обжиг руды такой крупности протекал быстро (4—7 мин),
что определяло высокую удельную производительность печи,
Расход тепла для осуществления процесса обжига руды составлял
250 тыс. ккал на 1 т руды, что является самым низким расходом
по сравнению с печами других типов. Остаточное содержание
ртути
в огарках составляло 0,001—0,0005%, что определяло степень
извлечения ртути в газовую фазу на уровне 98—99%. Опытно-
промышленные исследования показали возможность и целесооб-
разность создания печи большой производительности.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Получение
устойчивых
и
высоких
технологических
показателей
при работе опытно-промышленной установки позволило Гипрони-
келю спроектировать промышленную печь для Никитовского
ртутного комбината. Это — принципиально новая, до этого нигде
не применявшаяся схема переработки ртутной руды. Принци-
пиальная схема завода показана на рис. 55 [6].
Для обжига сравнительно крупного рудного материала (0—
30 мм) используют печи КС провального (бесподового) типа.
Iдробление
г
Грохочени
е
ч
Ртуть
Ступпа
Склад
0 Обжиг„
8муфельной печи
Рис. 55 . Принципиальная схема переработки ртутной руды с примене-
нием печи КС
В процессе опытно-промышленных исследований и освоении про-
цесса в промышленных условиях было испытано несколько ва-
риантов печей КС провального типа, отличающихся формами
попе-
речного сечения фурменной части, типом топочных устройств
и т. д. На рис. 56 изображена схема одного из вариантов про-
мышленной печи КС, предназначенной для использования
газового
топлива 16].
Применение печей КС для переработки ртутных руд является
более рациональным, чем использование для этих целей трубча-
тых и многоподовых печей. Отсутствие в печах кипящего слоя
вращающихся, трущихся элементов позволяет достаточно полно
герметизировать их и этим предотвратить выбросы ртутных паров
в окружающую среду. Процесс обжига ртутных руд в печах КС
+30MM
Обжиг 8печи
кипящего слоя
\4
--------
Газы, пыль
Iочисткаот пыли *
Газы
Qочисткаот пыли ■
rS
Тонкаяочистка -
Конденсация —
А
Ртуть
Лдробление
• Пыль«
-Пыль*
- Пыль^
Огарок
Утилизатор тепла
\
Холодильник
Транспортер
\
—
Отуппа
♦
Выделениертути
J I ______________
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

легко поддается автоматизации, что является также огромным
преимуществом этих агрегатов.
Наружный кожух печи выполнен из стальных листов. Внутри
печь футерована огнеупорным кирпичом с теплоизоляцией. Газо-
вое топливо (природный газ) сжигается с помощью специальных
горелок [7] в газораспределительных фурмах печи при а — 1,2.
Горелки надежны и удобны в работе,
просты в изготовлении. Газ в этих горел-
ках сжигается форсированно, достигается
нужьая температура (1500—1600° С) и
скорости ввода продуктов сгорания в
слой рудного материала (60—90 м/с).
Температура газов, выходящих из горе-
лок в зоне кипящего слоя благодаря его
высокой теплоотдаче и теплопередаче,
быстро падает с 1500—1600 до 550° С.
Руда, загружаемая в слой, при этом быст-
ро нагревается.
Работает
печь следующим образом:
руда крупностью 0—30 мм при помощи
питателя, расположенного выше печи, по-
дается в распределительную воронку, из
которой по течкам поступает через за-
грузочную трубу в печь КС. В зоне кипя-
щего слоя руда омывается топочными
газами высокой температуры. При работе
печи огарок необходимо удалять непре-
рывно, чтобы не допускать его оплавле-
ния и образования «козла». Огарок уда-
ляют через постоянно заполненную им
подфурменную зону печи питателем, ко-
торый регулирует скорость разгрузки,
образуя своеобразную систему затвора,
препятствующую утечке газов через во-
ронку. Огарок, пройдя через питатель,
поступает в утилизатор тепла и далее направляется в отвал.
Тепло, утилизируемое от переработки 1 т руды, в количестве
3100 ккал идет на подогрев воды, используемой для технологи-
ческих и бытовых нужд.
Газы с температурой 450° С и запыленностью 250—300 г/м
3
эвакуируются через два проема, расположенные в своде печи,
и поступают в циклоны для отделения крупной пыли. Затем они
подаются в электрофильтры и далее — в конденсаторы. По
выходе
из конденсаторов отходящие газы поступают в серный адсорбер
для
завершающей
их
очистки
от
паров
ртути.
Производительность
печи составляет около 500 т^(м
2
-сут) площади сечения печи в об-
ласти фурм. Расход природного газа составляет 26 м3 на 1 т
Рис. 56. Печь КС для об-
жига ртутной руды.
/ — проем для вывода огар-
ка; 2 — шахта; 3 — фурмен-
ные проемы (туннели); 4 —
зона
кипящего слоя» 5
—
верхняя
камера; 6 — ре-
монтное окно; 7 — загру-
зочная
труба; 8 —
проем
для
отвода
технологиче-
ских газов
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Распределение тепла по продуктам обжига следующее: 43%
тепла уходит с отходящими газами, 40% —с огарком, из кото-
рых 14% используется для подогрева воды в котле-утилизаторе.
Печь управляется дистанционно через центральный пункт
и обслуживается одним рабочим.
В процессе проведения опытно-промышленных и промышлен-
ных исследований на печи КС были ^испытаны различные огне-
упорные материалы. Испытания показали, что такие распростра-
ненные и высококачественные огнеупорные материалы, как
высоко-
глиноземистый шамот, корунд, карборунд и т. д., являются не-
достаточно стойкими в условиях ведения процесса, особенно при
частой смене температурных режимов. Хорошо зарекомендовал
себя в условиях этого процесса материал, разработанный в Ин-
ституте проблем материаловедения АН УССР —монолитный
поли-
кристаллический карбид кремния (МПК). Он обладает высокой
устойчивостью в окислительной среде при температуре 1650—
1700° С, в вакууме — при 2000° С и в среде инертного газа —
до 2300° С. Прочность на сжатие при 1200° С этого материала
достигает 120—130 кгс/мм
2
. МПК изготовляют в форме кирпича
или плиток различных размеров.
В процессе освоения промышленных печей были полностью
воспроизведены и даже улучшены все технологические
2. ОБЖИГ СУРЬМЯНО-РТУТНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
Обжиг комплексных сурьмяно-ртутных концентратов в печах
КС для отгонки из них ртути применяют на одном из отечествен-
ных заводов. Этот процесс внедрен по предложению В. А. Тильги
с соавторами [6].
Процесс
обжига
комплексного
сурьмя но-ртутного
сульфидного
концентрата осуществляют на установке, состоящей из узла под-
готовки концентрата к обжигу, печи КС с пылевой камерой, цик-
лона, системы конденсации, скруббера и вытяжного вентилятора.
Печь кипящего слоя (рис. 57) выполнена в виде шахты перемен-
ного по высоте сечения, что дает возможность обжигать материал
с
широкой
гранулометрической
характеристикой
при
сравнительно
небольшом расходе воздуха и пылевыносе из печи, не превышаю-
щем 12%. Подача концентрата в печь осуществляется
тарельчатым
питателем, регулирующим расход концентрата в зависимости от
температуры в кипящем слое, поддерживаемой в пределах 450—
500° С. Температура под сводом печи равна 500—540° С. Подина
печи провального типа выполнена в виде воздухораспределитель-
ного кольца с отверстиями. Давление воздуха на входе в печь
поддерживается на уровне 140—150 мм рт. ст. Разгрузку огарка
производят непрерывно с помощью шлюзового затвора, скорость
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ности печи и необходимой высоты кипящего слоя. Высоту кипя-
щего слоя поддерживают на уровне 1,5—2 м.
Необходимую температуру процесса поддерживают за счет
тепла экзотермических реакций окисления сульфидов сурьмы,
железа и ртути кислородом подаваемого в печь воздуха.
Основной реакцией обжига является
Sb2S3 + 4,502 - Sb203 3S02.
(38)
Обжиг концентратов ведут в условиях, исключающих образо-
вание высших окислов сурьмы. Последние создают большие за-
труднения при дальнейшей пе-
реработке огарка с целью из-
влечения из него сурьмы. Для
предотвращения
конденсации
паров возогнанной киновари и
обогащения выносимой из пе-
,чи пыли ртутью в надслоевое
пространство печи подают до-
полнительный воздух, что обе-
спечивает повышение темпера-
туры под сводом печи до 500—
540° С и способствует окисле-
нию паров киновари.
Уловленную в пылевой ка-
мере и циклоне пыль вместе с
огарком направляют на перера-
ботку для извлечения сурьмы,
а очищенные от пыли техноло-
гические газы охлаждают в
трубчатом конденсаторе и скруб-
бере и затем выбрасывают в
атмосферу.
Степень
десульфуризации
антимонита при строгом конт-
роле процесса составляет 50%,
товарное
извлечение
ртути
— 90 %, потери сурьмы —4%.
Применение для процесса обжига комплексных концентратов
печей КС обеспечивает по сравнению с обжигом в ретортах более
благоприятные условия труда, высокую производительность агре-
гата при меньшем штате обслуживающего персонала, что значи-
тельно удешевляет эксплуатационные расходы. Кроме этого,
можно точнее регулировать температурные параметры процессов,
а также автоматизировать управление процессом.
Авторами этого процесса была также предложена и проверена
схема переработки комплексных сурьмяно-ртутных руд в печах
КС в две стадии. На первой стадии, которую вели в окислитель-
ной атмосфере при 350—400° С, в газы извлекали ртуть, на второй
159
Рис. 57 . Печь КС для обжига сурьмяно-
ртутных концентратов
/ — расходный бункер; 2 — тарельчатый
питатель; 3 — Шнек для подачи концен-
трата в печь; 4 — шахта печи; 5 ~ пы-
левая
"камера; 6 —
воздухораспредели
тельное кольцо; 7 — шлюзовой затвор, 8 —
бункер
для
иыли,
9
эксцентриковый
затвор
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

стадии, осуществляемой в восстановительной атмосфере при
1040° С, в газовую фазу извлекали сурьму в виде трехокиси.
В процессе осуществления первой стадии получали ступу с содер-
жанием ртути около 3% и сурьмы 2% при извлечении ртути
95,2%.
На второй стадии обжига в возгоны, уловленные в рукавных
филь-
трах и содержание около 30% металла, переходило около 54%
сурьмы. В циклонной пыли содержание сурьмы составляло 0,78%,
в розгонах, осевших в холодильнике 14,7%. Извлечение сурьмы
в циклонную пыль и в возгоны холодильника составляло 21%
при общем извлечении во все продукты 63,3%. В связи с неудов-
летворительными результатами по разделению ртути и сурьмы,
полученными в опытах по двустадийному обжигу, исследования
были прекращены. Таким образом, несмотря на то что односта-
дийный обжиг комплексных ртутно-сурьмяных концентратов в
пе-
чах КС пока является лучшим из известных способов разделения
ртути и сурьмы, получаемое при этом товарное извлечение ртути
на уровне 90% является, безусловно, недостаточным. Велики при
этом способе и потери сурьмы.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Лейзерович Г» Я* — В кн.: Основы металлургии. Т . I. ч . II. М ., Металл у рг-
издат, 1962, с. 42 .
2. Михайлов В. К-, Ющенко А. И.
—
в кн.: «Научные труды» (Гинцветмет. Сб.
No 19). М ., Металлургиздат, 1962, с. 347—386 .
3. Лысенко В. 3. Шашурин Ю. С. — «Цветные металлы», 1963, No 1, с. 36 .
4. Михайлов Б. К• — В кн.: Применение кипящего слоя в народном хозяйстве
СССР. М ., «Цветметинформация», 1965, с. 128.
5. Михайлов В. Ющенко Л. #.,
Константиновский Л. К . Применение
кипящего слоя в цветной металлургии . М .,
«Металлургия» 1960 (Гинцветмет.
Сб.No30),с.69—100сил.
6 Мельников С. М. Металлургия ртути. М., «Металлургия», 1971. 469 с.
Глава IX
АЛЮМИНИЕВАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
А
Некоторые
технологические
операции
глиноземного
производства,
связан-
ные главным образом с термической обработкой исходного сырья и промежуточ -
ных продуктов, осуществляются еще в большинстве случаев во вращающихся
печах. Возможность и целесообразность проведения этих процессов в аппаратах
КС убедительно показаны многими исследованиями, проведенными как в нашей
стране, так и за рубежом.
В настоящее время печи КС уже прошли стадию полупромышленной и
опытно-промышленной проверки для кальцинации глинозема. Для охлаждения
глинозема эти аппараты уже применяют давно, хотя масштаб их промышленного
применения еще не широк. В аппаратах кипящего слоя осуществляют обжиг
и восстановление алунита и другие процессы.
'
160
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

!. КАЛЬЦИНАЦИЯ ГЛИНОЗЕМА
Исследование процесса кальцинации гидрата окиси алюминия
в печи КС в полупромышленном масштабе было проведено в
США
еще в 1953 г. Производительность установки, на которой было
проведено это исследование, составляла 11 т/сут, температура
кальцинации 900—925° С, тепловой коэффициент полезного дей-
ствия установки 62,5% [1].
Однако первая промышленная установка для кальцинации
гли-
нозема в кипящем слое производительностью 300 т/сут была пу-
щена американской фирмой «Алкоа» только в 1963 г. В дальней-
шем установки производительностью 600 т/сут были пущены
в эксплуатацию на заводах «Суринама» (1965 г.) и «Квинама»
в Австралии (1966 г.).
В процессе эксплуатации этих установок их производитель-
ность была увеличена до 820 т/сут. В 1971 г. усовершенствован-
ные установки системы «Марк-I11» производительностью до
1500 т/сут были введены в эксплуатацию на заводах «Пойнт-
Комфорт» и «Мобайл» (США). В последующем такие установки
были поставлены заводам «Кларендон» (Ямайка) и «Пинджара»
(Австралия). Всего фирмой «Алкоа» введено в эксплуатацию
24 установки, в стадии строительства находятся еще четыре
[2—6]. Схема установки системы «Марк-Ill» производительностью
1500 т/сут показана на рис. 58 [5].
В этой системе влажную гидроокись алюминия (кек) загру-
жают в секцию предварительной сушки (циклон), где с помощью
тепла отходящих газов удаляется адсорбированная влага. Удале-
ние кристаллизационной воды из гидроокиси производят в су-
шилке кипящего слоя. Далее материал из циклонного теплооб-
менника поступает в зону сгорания топлива — центральную зону
факела пламени. Обожженный продукт — кальцинированный
гли-
нозем и продукты сгорания — покидают верхнюю часть печи и
входят в циклон, где твердые частицы отделяются от потока газа
и попадают в кипящий слой в нижней части циклона. Здесь обож-
женный продукт задерживается на требуемый промежуток вре-
мени, в результате чего достигаются определенные физические
характеристики конечного продукта.
Обожженный продукт сначала охлаждают непосредственным
контактом с воздухом, поступающим затем в камеру сжигания
топлива (реактор), а затем в двухсекционном трубчатом теплооб-
меннике, где в первой секции производится охлаждение воздухом,
а во второй — водой.
Установка «Марк-Ш» имеет высоту 27,4 м и занимает площадь
490 м2
.
На заводе «Липпеверк» (ФРГ) была сконструирована
установка
КС для кальцинации глинозема производительностью 25 т глино-
зема в сутки II, 7, 81.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Схема установки представлена на рис. 59. Установка состоит
из системы дегидратации и подогрева гидроокиси алюминия,
печи КС для кальцинации и системы охлаждения окиси алюми-
ния. В системе дегидратации содержание влаги в гидроокиси алю-
миния снижается до 2%, затем материал нагревается до 500—
600° С в течение нескольких минут в теплообменниках газами,
выходящими из печи кальцинации при температуре 1100—1150° С.
Рис. 58 . Схема установки
«Марк- Ill» для кальцинации
глинозема в печи КС
1—циклоны;2—воздух;3—
топливо; 4 — зона факела пла-
мени; 5 — воздух из холодиль-
ника
UТfj
, Рис. 59 Схема установки для кальцинации гидро-
окиси алюминия в печи КС (ФРГ),
/ — питающий шнек; 2, 4
—
циклонные подо-
греватели, 3, 5
—
циклоны, 6
—
печь КС, 7
—
циклон
рециркуляции; 8 — У -образный
затвор;
9 — водоохлаждаемый шнек; 10 — холодильник
кипящего слоя; 11 — циклон; 12 — роторный
клапан; 13 — первичное дутье, 14
—
вторичное
дутье; 15 — электрофильтр; 16 — вентилятор
Кальцинация гидроокиси происходит в печи циркулирующего
кипящего слоя при температуре 1100—1150° С. Нагрев материала^
до этой температуры осуществляется сжиганием топлива в нижней
части печи непосредственно в слое, причем горение топлива про-
исходит при минимальном избытке воздуха, подогретого до 500° С.
Из печи кальцинации окись алюминия через водоохлаждаемый
шнек поступает в четырехступенчатый холодильник кипящего
слоя (рис. 60). Холодильник разделен перегородками на четыре
части. В каждой части установлены воздухоохлаждаемые
змеевики.
Охлаждающий воздух подают в змеевики навстречу движению
окиси алюминия. Нагретый до 500° С воздух попадает затем в печь
кальцинации как первичное дутье. Воздух, содержащий пыль,
обеспыливают в циклоне и используют как вторичное дутье.
Окись алюминия охлаждается в холодильнике с 1100 до 200° С,
а затем в дополнительной ступени водой до 100° С.
162
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Коэффициент использования тепла окиси алюминия составлял
80%. Глинозем, полученный на этой установке, был более чистым
по содержанию кремнезема (до 0,008%), чем глинозем, получен-
ный во вращающихся печах, поскольку истирание футеровки в
печи
кипящего слоя незначительное. Глинозем состоял из однородных
частиц, почти идентичных по степени кальцинации (содержание
Рис 60. Схема четырехступенчатого холодильника КС*
1 — водоохлаждаемый шнек, 2 — 5
—
камеры охлаждения;
6 — ввод первичного охлаждающего воздуха; 7 — ввод
вторичного охлаждающего воздуха, 8
—
выход первичного
горячего воздуха; 9 — циклон холодильника; 10 — выход
вторичного горячего воздуха; 11 — разгрузка глинозема
а-А1203 — 80%), зависящей от выбранных условий "ведения про-
цесса и обусловленной постоянством температуры в кипящем
слое.
Полученные на этой установке данные были положены в
основу
проекта промышленной установки мощностью 500 т глинозема
в сутки, пущенной в эксплуатацию в 1970 V. [9—111. Вся уста-
новка заключена в стальной корпус высотой 60 м и площадью
20x20 м. Гидрат окиси алюминия влажностью 14% (по:ле филь-
тра) подают транспортером на верхнюю площадку установки
к месту загрузки его в печь и дальше он движется самотеком.
Схема печи для кальцинации глинозема приведена на рис, 61.
Готовый кальцинированный глинозем выгружают в нижней части
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Вторичный
воздух
АЦ0Н)3
Ч
ч
ч
мазут _
Vv\
Воздух
Пер8ичный Воздух
установки. Вся установка находится под давлением, что предот-
вращает подсос в систему воздуха. Максимальное давление пер-
вичного и вторичного воздуха составляет 4000 мм вод. ст.
В отличие от опытной установки охлаждение глинозема в про-
мышленной установке осуществляется в пятикамерном холодиль-
нике кипящего слоя (рис. 62), причем в последней по ходу мате-
риала
камере установлены
водоохлаждаемые
змеевики.
Охлажден-
ный глинозем имеет температуру 80° С. Процесс кальцинации гли-
нозема осуществляется при температуре 1100—1200° С, длитель-
Пениые газы
Рис. 61. Схема печи для кальци-
нации глинозема.
1 — печь; 2 — циклон возврата;
3 — затвор
Рис 62 Схема пятикамерного холодиль~
ника КС
J — камеры охлаждения воздухом; 2 — ка-
мера водяного охлаждения; 3 — ввод первич-
ного охлаждающего воздуха; 4 — ввод вто-
ричного охлаждающего воздуха; 5 — циклон;
€ - выход первичного горячего воздуха 7 —
выход вторичного горячего воздуха
ность пребывания материала в кипящем слое составляет 30—
60 мин.
Удельный расход тепла на этой установке равен 800 ккал/кг
А! 203, удельный расход электроэнергии 26 кВт-ч/кг А1а03, что
на 20% меньше, чем на вращающейся трубчатой печи [12, 13].
В 1972 г. фирмой «Лурги» была пущена в эксплуатацию вторая
установка для кальцинации глинозема на заводе «Набверк» про-
изводительностью также 500 т/сут, а в 1974 г. на новом заводе
«Штад» введены в действие еще три установки производитель-
ностью по 650 т/сут каждая [14, 15]. С пуском этих установок
в ФРГ с 1975 г. около 60% от общего выпуска глинозема полу-
чают в аппаратах КС.
Общая схема установок приведена на рис. 63,
164
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Эксплуатация промышленных печей КС для кальцинации гли-
нозема показала следующие их преимущества по сравнению с вра-
щающимися печами:
1) термический
коэффициент
полезного действия их
составляет
более 75% (30—40% на вращающихся печах);
2) расход топлива на 30—40% ниже, чем на вращающихся
печах;
3) удельные капитальные затраты на 20—25%, а эксплуата-
ционные расходы на 50—70% ниже, чем на вращающихся печах;
А1(0Н)3
Воздух
Воздух
Воздух
Рис 63. Схема установки фирмы «Лурги» для кальцинации гидро-
окиси алюминия в кипящем слое
/ — сушилка типа Вентури-П; 2 — циклон; 3 — печь кипящего
слоя; 4 — холодильник кипящего слоя; 5 — циклон; б — сушилка
типа Вентури-1; 7 — электрофильтр; 8 — пневмотранспортер для
подачи пыли в печь КС; 9 — циклон возврата
4) производительность установок кипящего слоя значительно
выше и составляет 500—1500 т/сут глинозема. В настоящее время ,
разрабатываются проекты установок на 2000—2500 т/сут;
5) печи полностью автоматизированы.
Получаемый в печах КС глинозем отличается однофазностью
структуры. Он обладает высокой адсорбционной способностью.
В процессе переработки этого глинозема на алюминиевых
заводах
он адсорбирует значительную (большую) часть выделяющихся
при
электролизе фторсодержащих соединений, что значительно сни-
жает выделение вредных газов в атмосферу.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В Советском Союзе укрупненно-лабораторные исследования
процесса по кальцинации и охлаждению глинозема в кипящем
слое были проведены в ВАМИ в 1956 г.
По данным этого исследования, Гипроалюминием и его Ураль-
ским филиалом была запроектирована и в 1959 г. построена на
Уральском алюминиевом заводе опытная полупромышленная
уста-
новка производительностью 350—400 кг/ч.
Общий вид этой установки изображен на рис. 64. Установка
состояла из печи, доохладителя с затвором, пневмонасоса, вы-
носной топки, узлов загрузки гидрата и пылеулавливания.
Печь — футерованная цилиндрическая шахта диаметром 1,2 м
разделялась тремя перфорированными металлическими и тремя
ша-
мотными подинами на шесть камер. Самая верхняя камера (пер-
вая) имела диаметр 1,6 м и высоту 3,5 м. Диаметр каждой из
осталь-
ных камер составлял 1,2 м, высота 1,2—1,4 м. Первая и вторая
камеры выполняли роль подсушивающих камер, третья и чет-
вертая являлись прокалочными. В четвертой камере была
установлена форсунка для сжигания топлива (мазута) в слое,
в пятой и шестой камерах и в доохладителе материал охлаж-
дался.
Перемещение материала из одной камеры в другую
осуществля-
лось частично за счет провала через отверстия в подинах, а ча-
стично посредством перепуска через специальные переточные
устройства.
Система пылеулавливания печи состояла из установленной
в верхней части первой камеры пылеотбойной решетки, встроен-
ного в эту же камеру циклона, двух ступеней мультициклонов
и электрофильтра.
Прокаленный и частично охлажденный глинозем из шестой
камеры печи поступал в доохладитель, где окончательно охлаж-
дался.
Доохладитель
представлял
собой
вертикальную
металлическую
трубу диаметром 0,72 м и высотой 8 м, в нижней части которой
была установлена непровальная воздухораспределительная по-
дина. Внутри доохладителя размещались змеевики, по которым
пропускали воду. Из верхней части доохладителя охлажденный
глинозем по переточной трубе поступал в пневмонасос и далее
подавался на склад.
На данной установке были проведены исследования в
несколько
этапов. В процессе исследований была доработана конструкция
печи (оставлено четыре камеры внутри вместо шести) и переточ-
ных устройств.
Были установлены основные показатели процесса и установка
была передана в промышленную эксплуатацию [16—191.
В окончательном варианте опытная установка четырехкамер-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В верхней камере исходный продукт подсушивали (темпера-
тура материала 280° С), после чего он поступал во вторую камеру,
где происходила дегидратация гидраргиллита (температура мате-
Рис 64, Установка для кальцинации и охлаждения глинозема
1 — тарельчатый питатель; 2 — -
весоизмеритель, 3 — шнековый
смеситель; 4 — печь кальцинации, 5 — доохладитель; 6 — ме-
таллическая подина; 7 — шамотная подина; 8 — форсунки,
9 — переточное устройство; 10 — встроенное переточное уст-
ройство; 11 — выносная топка; 12 — ввод дутья; 13 — змеевики
водяного охлаждения; 14 — линия пневмотранспорта; 15 —
мультициклоны; 16 — дымосос
риала 370—380° С) с образованием бемита (А1203 • Н20). В третьей
камере, где сжиганием мазута поддерживали температуру в пре-
делах 1100—1200° С, происходило образование а-А1203 (30%) и
167
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Y-A1203 (—70%). Этот продукт поступал в четвертую камеру
печи, куда через распределительную подину поступает холодный
воздух, подаваемый для создания кипящего слоя материала во
всех камерах печи. Этот воздух двигался в верхние камеры печи
навстречу горячему материалу. Из четвертой камеры продукт при
температуре 300—400° С поступал в доохладитель. Из доохлади-
теля материал с температурой 80° С пневмотранспортом
подавался
в бункер готовой продукции. Отходящие газы покидали печь
с температурой 250—300° С и поступали в описанную выше си-
стему газопылеулавливания.
Уловленная в батарейных циклонах пыль возвращалась об-
ратно в печь. Печь работала с раходом 110 кг мазута на 1 т гли-
нозема.
Термический к. п. д. печи составлял 45—50%. Установка была
оснащена системами автоматической стабилизации основных тех-
нологических параметров, а* также системой автоматического
контроля процесса.
Установки КС для кальцинации глинозема, как показала
практика эксплуатации их в ФРГ и в Советском Союзе, пред-
ставляет собой довольно сложные в аппаратурном и теплотехни-
ческом отношении агрегаты. Бесперебойная эксплуатация этих
агрегатов требует строгого соблюдения установленного газодина-
мического режима, с которым тесно свйзаны процессы сжигания
топлива и массообмена обжигаемого материала между камерами.
Однако, учитывая огромную технико-экономическую эффектив-
ность применения подобных агрегатов в алюминиевой
промышлен-
ности, следует ожидать, что по мере их освоения и, вероятно,
определенного упрощения они в будущем найдут широкое при-
менение.
2. ОХЛАЖДЕНИЕ ГЛИНОЗЕМА
Процесс охлаждения глинозема в аппаратах КС является более
простым и освоен промышленностью значительно раньше, чем
процесс кальцинации. В настоящее время он получил широкое
распространение.
Впервые опытные работы по применению аппаратов КС для
охлаждения глинозема, выходящего после рекуператоров печей
кальцинации при 260—315° С, были начаты в Канаде еще в 1948 г.
lib
Особенность конструкции холодильников для охлаждения гли-
нозема в кипящем слое состоит в том, что из-за мелкодисперсного
состава глинозема в них исключается непосредственный контакт
глинозема и воздуха. Поэтому в шахту холодильника подают не-
большое количество воздуха для создания кипящего слоя, а ох-
лаждающий воздух пропускают через змеевики, расположенные
внутри шахты. При использовании холодильников с прямым кон-
тактом глинозема и воздуха унос пыли достигает 80% и более,
что делает такой способ охлаждения нерациональным.
168
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В 1950 г. в США был разработан и внедрен холодильник,
работающий
по
принципу
противотока
глинозема
и
охлаждающего
агента (вода или производственные растворы) [1].
На одном из заводов в Италии глинозем после охлаждения
в рекуперативных холодильниках имеет температуру около 200°
С.
Окончательное доохлаждение глинозема до 90—80° С произво-
дят в холодильниках КС воздухом. Воздух, нагретый до 120° С,
используют затем в качестве вторичного дутья в печи кальцина-
ции [1]. Холодильники КС успешно эксплуатируют также на за-
водах «Гремерси» и «Ботон-Руж» (США), «Арвида» (Канада),
«Глад-
сон» (Австралия), «Липпеверк» (ФРГ) [1—8, 20].
В Советском Союзе на Уральском алюминиевом заводе в на-
чале 60-х годов были проведены опытно-промышленные
испытания
вертикального трехкамерного холодильника КС с воздушными
теплообменниками для охлаждения глинозема [21]. Холодильник
представлял собой прямоугольную шахту, футерованную
шамотом
(3x4,5x5,5 м). По высоте холодильник был разделен на три ка-
меры двумя перфорированными металлическими подинами с жи-
вым сечением 7% и диаметром отверстий 7 мм.
Внутри каждой камеры размещались трубчатые теплообмен-
ники воздушного охлаждения, объединенные в восемь секций:
доохлаждение глинозема осуществлялось в доохладителе (1,1 х
xl,56 м) с водоохлаждаемыми ребристыми теплообменниками.
Глинозем из вращающейся печи с температурой 950° С поступал
в верхнюю камеру холодильника и охлаждался воздухом, пере-
текая из камеры в камеру через отверстия в провальных подинах.
Запыленный воздух, выходящий из холодильника, очищался
в двух параллельных циклонах типа НИИОгаз. Нагретый в холо-
дильнике в кипящем слое и очищенный в циклонах воздух, а
также
воздух, нагретый в трубчатых теплообменниках, направлялся во
вращающуюся печь для интенсификации процесса сжигания топ-
лива. Глинозем из нижней камеры холодильника поступал в до-
охладитель, после чего его пневмонасосом транспортировали на
дальнейшую переработку.
После проведения наладочных работ и поверочных пусков
было
проведено два промышленных пуска холодильника с продолжи-
тельностью работы от 2 до 4 сут. Было установлено, что в процессе
работы печи на подогретом дутье, полученном при утилизации
тёпла прокаленного глинозема в холодильнике, экономилось при-
мерно 10% топлива, затрачиваемого на кальцинацию гидроокиси
алюминия. За счет подогрева дутья температура факела горения
в печи кальцинации возрасла примерно на 200° С при некотором
снижении температуры отходящих газов. Качество получаемого
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

герметичности аппарата. В связи с этим, по результатам прове-
денных «испытаний, было признано целесообразным продолжить
разработку конструкции холодильников КС, испытав в дальней-
шем в первую очередь однокамерный аппарат, как более простой.
С этой целью в трехкамерном холодильнике демонтировали
провальные
решетки,
упростили
систему
воздушных
темплообмен-
ников и превратили трехкамерный аппарат в однокамерный [22].
После проведения наладочных работ холодильник подвергли
длительным испытаниям в работе. В этот период были сняты все
Рис. 65 . Схема однокамерного холодильника КС
1 — вращающаяся печь, 2 — холодильник КС; 3 — пластинчатый питатель; 4 — мель*
ничныЙ вентилятор; 5 — камерные пневмонасосы; 6 — выносные циклоны холодиль-
ника; 7 — циклоны 1 й ступени очистки; 8 — циклоны 2 й ступени очистки; 9 — ды
мосос; 10 — вертикальный электрофильтр, //
—
промежуточная емкость, 1 2
—
труба
для загрузки пыли; / — гидрат; I I ~ отходящие газы; I I I — пыль из циклонов хо-
лодильника; IV — оборотная пыль; V — воздух
теплотехнические показатели процесса охлаждения; были отрабо-
таны отдельные конструктивные узлы холодильника и выявлены
оптимальные режимы совместной работы его и вращающейся
печи
кальцинации.
Снятый в этот период работы холодильника тепловой баланс
процесса показал, что из общего тепла, поступившего в холодиль-
ник, с горячим глиноземом 25,6% уходит из холодильника с воз-
духом теплообменников, 17,9% — с запыленным воздухом,
45,6%—
с охлажденным глиноземом. Потери во внешнюю среду и невязка
составили 10,9%.
В результате проведенных исследований на опытном холодиль-
нике была отработана надежная конструкция однокамерного хо-
лодильника. Однако впервые в отечественной алюминиевой про-
мышленности холодильник КС для охлаждения глинозема был
освоен и внедрен на Богословском алюминиевом заводе [23—261.
В конце 1972 г. за одной из вращающихся печей кальцинации
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

btoto завода [271 был установлен холодильник КС, представляю-
щий собой аппарат прямоугольной формы общей площадью 72 м2
,
разделенный в горизонтальном направлении на 9 секций (рис. 65).
Конструкцией холодильника предусматривалось отделение ша-
мотной крошки и боя от прокаленного глинозема, охлаждение
воздухом до 300—400° С и комбинированное охлаждение глино-
зема воздухом и встроенными водяными теплообменниками до
80—
100° С. Вертикальная часть корпуса холодильника теплоизолиро-
вана с внешней стороны минеральной ватой.
Практика эксплуатации печи кальцинации с холодильником
КС показала, что удельный расход топлива на ней составляет
1030—1050 ккал/кг глинозема вместо 1150—1200 ккал/кг при ра-
боте печи с барабанным холодильником. Снижение расхода топ-
лива произошло в основном за счет повышения температуры на-
гретого воздуха, поступающего в печь на горение из холодиль-
ника, с 120—150° С до 446° С при температуре выгружаемого
глинозема 86° С.
Замена барабанного холодильника с внешним охлаждением на
холодильник КС позволила снизить расход воды на охлаждение
глинозема с 180—200 до 70 м3/ч.
Исследованиями [27] установлено, что замена барабанного
холодильника холодильником КС позволила повысить производи-
тельность печи кальцинации, резко увеличить степень утилизации
тепла прокаленного глинозема, и получить экономический эффект
0,25—0,3 руб/т глинозема. Созданием и внедрением холодиль-
ника КС была заложена основа для создания типовых аппаратов
и положено начало их внедрению в отечественной алюминиевой
промышленности [25, 26, 28].
3. ОБЖИГ И ВОССТАНОВЛЕНЙЕ АЛУНИТА
В основе восстановительного способа комплексной переработки алунитовой
руды лежат операции ее обжига и восстаноеления в печах КС. В процессе обжига
алунита происходит его дегидратация по реакции
(i\a, K)2S04.A!2 (S04)3-4A1 (ОН)3-*
- » (Na, K)2S04 + 2AI203 -fc 6H20 + Al 2(S04)3,
(39)
в процессе восстановления — разложение сульфата алюминия по реакции
(Na, K)iS04. Alt (S04)3 + 2A)203 + CO
-> (Na, K)2S04 + 3Ai203 + S02 + 3C02.
(40)
Выделяющийся в процессе восстановления сернистый газ используют для
производства серной кислоты, а твердый остаток перерабатывают на глинозем
и сульфат калия [29].
Исследования процесса комплексной переработки алунитовой руды с при-
менением процессов обжига и восстановления в печах КС были начаты в ВАМИ
в 50-х годах. Опытно-промышленная установка для проведения этих исследова -
ний производительностью 400 кг/ч была построена на Ленинградском опытном
заводе ВАМИ [29,30]. Работы по освоению установки проводили ВАМИ сов-
местно с Азербайджанским институтом нефтехимических процессов.
171
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Общий вид опытно-промышленной установки изображен на рис. 66 . Про-
цессы обжига и восстановления осуществляли в двух аппаратах, соединенных
между собой переточной трубой. Измельченную алунитовую руду вместе с цик -
лонной пылью подавали в верхнюю часть обжигового аппарата.
Обжиговый аппарат был выполнен в виде однокамерной, футерованной
шамотом, печи диаметром 1,5 м с расположенной внизу газораспределительной
Рис, 66 Схема установки для обжига и восстановления алунита*
I — бункер сырого алунита; 2 — загрузочная камера пневмотранс-
порта; 3 — обжиговый аппарат; 4 — восстановительный аппарат;
5 — мультициклон; 6 — встроенный циклон; 7 — шнек; В — линия
пневмотранспорта; 9 — переточная труба, 10 — регулирующая пробка;
II — подина; 12 — пылевые камеры; 13 — выносная топка; 14 — ды-
мосос; 15 — подогреватель паров восстановителя; 16 — камеры пнев-
мотранспорта; 17 — кюбель
решеткой. Кипящий слой в печи создавался дымовыми газами, полученными при
сгорании мазута в выносной топке. Часть ма зута сжигали непосредственно в слое
кипящей алунитовой руды, что позволило значительно снизить температуру
ду*гья и этим облегчить условия работы газораспределительной решетки, выпол-
ненной из жароупорной стали.
Диаметр отверстий в решетке был равен 7 мм, а их общая площадь состав-
ляла 1,5% от площади сечения аппарата. Температуру алунитовой руды в слое
поддерживали на уровне 500—520° С. Высота слоя материала в печи составляла
1—1,2 м, скорость газов в печи 0,4 м/с.
172
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Обожженная алунитовая руда самотеком поступала по наклонной переточ -
ной трубе в восстановительный аппарат. Основной частью восстановительного
аппарата являлся расширяющийся кверху однокамерный реактор переменного
сечения. Высота реактора 5,8 м, диаметр реактора по высоте изменялся четырьмя
ступенями — от 0,15 до 0,4 м. Реактор был помещен в футерованную шамотом
шахту, куда подавались дымовые газы из выносной топки. Газы нагревали на-
ходившуюся внутри реактора обожженную алунитовую руду до температуры
560° С.
В нижнюю часть реактора через форсунки подавали восстановитель —
смесь паров солярового масла и воды, нагретых в электропечи до температуры
450—500° С.
Кипящий слой в' аппарате создавался газами, образовавшимися в процессе
восстановления алунита (S02 + С02 + Н20), а также парами воды и соляро-
вого масла. Скорость газов в аппарате составляла 0,3 —0,4 м/с.
Из нижней части аппарата твердые продукты восстановления алунитовой
руды поступали в разгрузочную камеру и далее пневмотранспортером подава-
лись на переработку.
На данной установке была налажена непрерывная устойчивая работа обоих
аппаратов в требуемых режимах. Полученные на установке данные были по-
ложены в основу проекта Кировабадского завода. В 1966 г. на этом заводе впер-
вые в мировой практике было начато промышленное освоение технологии ком-
плексной переработки алунитов [26]. Завод вступил в число действующих пред-
приятий цветной металлургии, применяя в головных операциях — обжиг и
восстановление алунитовой руды в аппаратах кипящего слоя.
4. ОБЖИГ КАОЛИНОВЫХ ГЛИН
В технологической схеме получения глинозема из глин важнейшим пере-
делом является их обжиг, обеспечивающий превращение входящего в их состав
каолинита в метакаолинит, который легко растворяется в кислоте с высоким вы-
ходом даже при атмосферном давлении.
В Институте металлургии АН СССР были проведены укрупненно-лабора-
торные исследования процесса обжига в печи КС каолиновых глин [31]. Об-
жигу подвергали пробы каолиновых глин, содержащих, %: 26—29,5 А1203;
56—57,3 Si02, 1,2 —2,4 Fe203; 0,84—0,88 CaO; 0,3 MgO; 0,56 P205; 0,05 Ti02.
Перед обжигом глины подвергали дроблению, классификации дробленого
материала и грануляции тонких классов на тарельчатом грануля торе. Круп-
ность материала, поступающего на обжиг, составляла — 3,0 + 1,0 мм.
Печь КС представляла собой четырехметровую шахту прямоугольного се-
чения с площадью пода 0,3 м
2
(0,4 X 0,75 м). Для загрузки и выгрузки матери-
ала печь была снабжена четырьмя трубами-течками, расположенными на высоте
600, 900, 1200 и 1500 мм от уровня пода, что позволяло менять высоту слоя и
время пребывания материала в печи. Подина печи беспровального типа имела
46 воздухораспределительных дюз, изготовленных из жаропрочной стали, жи -
вым сечением 1,7%.
Нагрев глины в печи осуществляли дымовыми газами с температурой 900—
1000° С, образующимися при сжигании солярового масла в выносной топке печи.
При исследовании имитировали условия работы двухкамерного аппарата:
обжиг проводили в две ступени. Режим первой ступени был следующим: темпе-
ратура 615° С, производительность 430 кг/(м
2
-ч), время пребывания материала
в слое 1,5 ч. Полученный в первой ступени материал направляли на повторный
обжиг при 760° С, производительности 330 кг/(м
2
-ч) и времени пребывания ма-
териала в печи 2 ч.
Печь проработала 300 ч, было переработано свыше 13 т дробленой руды
и гранул и установлен оптимальный режим одноступенчатого процесса: темпера-
тура 820° С, высота слоя 1,5 м, скорость газа 0,82 м/с, производительность печи
330 кг/(м
2
-ч). В обожженном продукте содержание кислоторастворимого гли-
нозема составляло 86—87%. Результаты исследования позволили предположить,
что процесс обжига каолиновых глин может быть значительно интенсифицирован
применением двухкамерной печи КС.
173
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

5. СПЕКАНИЕ НЕФЕЛИНОВЫХ ШИХТ
Исследования процесса спекания нефелиновых шихт в аппаратах КС про-
водили в конце 50-х годов в полупромышленных масштабах ВАМИ совместно
с Гипроцементом на Волховском алюминиевом заводе, а в укрупнен но-лабора-
торных условиях в Институте металлургии АН СССР.
По проекту Гипроцемента в 1959 г. на Волховском алюминиевом заводе
была сооружена установка, проведена ее наладка и начаты опыты по спеканию
в кипящем слое нефелиново-известковой шихты. Опытная установка состояла
из шахтной печи, системы подачи сырья, топлива, воздуха, очистки газов и раз-
грузочного устройства.
Перед спеканием нефелиново-известковую шихту подвергали грануляции.
Исследования показали, что в принципе можно проводить процесс спекания
нефелиновых шихт в аппаратах КС, но с дальнейшим совершенствованием уста -
новки КС [24].
G. ГРАНУЛЯЦИЯ БОКСИТОВОЙ И НЕФЕЛИНОВОЙ ШИХГ
В производстве глинозема способом спекания на действующих
алюминиевых заводах применяют трубчатые вращающиеся печи,
шихта в которые подается в виде пульпы, содержащей до 45%
влаги. Эти печи работают с малым коэффициентом заполнения
материала, имеют низкую удельную производительность, недоста-
точно герметичны.
Сушка пульпы во вращающихся печах происходит с большим
расходом тепла и интенсивным испарением влаги, что
отрицательно
сказывается на футеровке печи из-за перепада температур между
зонами сушки и спекания. Окомкование шихты происходит не-
равномерно по крупности и плотности, что отрицательно сказы-
вается на извлечении глинозема.
Внедрение высокопроизводительных аппаратов спекания дол-
гое время сдерживалось отсутствием высокопроизводительных
спо-
собов окомкования шихты. Развитие работ по применению кипя-
щего слоя в металлургии и химии позволило начать исследования
по выяснению возможности применения этого способа и для про-
ведения процесса сушки и грануляции пульпы глиноземсодержа-
щих шихт.
Эти исследования провел Московский институт стали и
сплавов
совместно с Ленинградским опытным заводом ВАМИ [32]. Для ис-
следований использовали установку (рис. 67), представляющую
собой коническую печь высотой 1120 мм, диаметром 640 мм в ниж-
ней части и 1130 мм в верхней. Для улавливания крупной пыли
над печью была установлена камера высотой 5300 мм и диаметром
2400 мм.
Газ, образующийся при сжигании мазута и являющийся тепло-
носителем и псевдоожижающим агентом, подавали в' гранулятор
под давлением через фурменный пояс с 16 фурмами диаметром
65 мм. В нижнюю часть гранулятора вводили специальную фор-
сунку для распыливания пульпы, представляющую собой трубу
в трубе с водяной рубашкой. Последняя предотвращала высыха-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

влажностью 39% и плотностью 1,63 г/см*, по наружной — воздух
давлением 2—3 ат.
В нижней части гранулятора была расположена разгрузочная
воронка с переточной трубой, заполненной гранулами, которые
удерживались запирающим клапаном. Отходящие газы очищали
от пыли в двух спаренных циклонах
диаметром 500 мм типа ЦН-15. Из
циклонов пыль пневмотранспортом
подавали через клапан и шнек в
конус гранулятора.
Пульпо-газовая
смесь,
пройдя
форсунку, направленную по ходу га-
зового потока, т. е. вверх, попадала
в верхнюю камеру (отстойную зону),
где капли распыленной пульпы, со-
прикасаясь друг с другом и с пы-
линками, поднимаемыми дутьем из
нижней части гранулятора, образо-
вывали мелкие окатыши, падающие
под действием собственной массы к
разгрузочной воронке. По мере суже-
ния конуса скорость газов увели-
чивалась. Из мелких гранул созда-
вался кипящий слой, в котором про-
исходит их укрупнение за счет нали-
пания влажной шихты на поверх-
ность гранул. Окатыши, масса кото-
рых превышает динамическую силу
потока газов, перемещаются ниже в
разгрузочную воронку.
Температуру в грануляторе из-
меряли
хромель-алюмелевыми
термо-
парами и многоточечным потенцио-
метром. Она составляла 850° С в га-
зоходе перед гранулятором; в грану-
ляторе при высоте от разгрузочной
воронки 120, 330, 490 и 1400 мм со-
ответственно 400, 280, 240 и 200° С;
в отстойной зоне-170° С.
Интенсивность
испарения
влаги
и
удельная
производительность
установки составляли соответственно 133 г/с и 693 кг/ч с 1 м
2
Рис 67 Схема аииарата для гра-
нуляции бокситовой шихты в ки-
пящем слое
/ — отстойник для крупной пыли,
2 — форсунка для подачи пульпы,
3 — фурменный пояс; 4 — разгру-
зочная воронка; 5 — труба для
разгрузки окатышей;, б — исполни-
тельный механизм; 7 — фурма;
8 — переточная труба, 9 — запи-
рающий клапан; 10 - гранулятор
Крупность,
мм
Содержание, %
- L20 -20+10 —10-4-5 —5ЬЗ —3+1 —1+0,5
2 0,9 25,4 28,2 26,3 11,2
Для получения более однородных окатышей рекомендовано
разгружать их через воздушный классификатор, в котором против
175
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

движения окатышей направляется поток воздуха, возвращающий
пыль и мелкие гранулы в гранулятор.
Исследования
позэолили установить принципиальную возмож-
ность сушки и грануляции бокситовой шихты в кипящем слое,
что дает возможность заменить трубчатые вращающиеся печи более
производительными и экономичными спекательными аппаратами.
Было также исследовано [33] гранулирование четырехкомпо-
нентной шихты (нефелин—каолин—известняк—щелочь) в аппа-
рате КС. Аппарат КС представлял собой расширяющуюся кверху
коническую шахту, выложенную из стали и футерованную внутри
шамотным кирпичом. Угол раскрытия конуса составлял 11 .
Шахта печи переходила в нефутерованную цилиндрическую зону,
закрытую сверху крышкой. Снизу аппарата располагалась газо-
распределительна я смесительная камера, в которую поступали
горячие газы из выносной топки. Шихту (пульпу) влажностью
40—45% вводйли в аппарат с помощью форсунок грубого
распыла,
разгрузку гранул осуществляли перетоком.
Отходящие газы выводили в циклон, а затем подавали в скруб-
бер и далее — в дымосос. Пыль из циклона возвращали пневмо-
транспортом в аппарат через циклон-разгрузчик.
Снаружи весь аппарат, включая топку и отстойную зону, был
теплоизолирован шлаковатой.
На данной установке были проведены опыты как на не обра-
ботанной, так и на обработанной щелочью шихте.
Как показали исследования, грануляцию мокрой нефелиновой
шихты можно проводить непосредственно в грануляторе КС.
Были
установлены оптимальные условия грануляции: влажность
шихты
45%, температура слоя 325 =з= 5° С, температура под слоем 235 =±=
=t 10° С, время пребывания шихты в печи 24 мин, производитель-
ность по шихте 150 л/ч. Полученные гранулы имели выход фрак-
ции +0,5 мм— 85%, при выходе фракции —5 мм— менее 3%.
Отмечено, что прочность гранул растет с увеличением влаж-
ности шихты и температуры грануляции. С увеличением времени
пребывания частиц в слое крупность гранул не изменяется.
Таким образом, показана реальная возможность грануляции
в кипящем слое бокситовых и нефелиновых шихт.
Испытание способа продолжается в'полупромышленных и
опыт-
но-промышленных условиях.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1 Счастливый В Я., Пустыльник Л Л. — «Цветная металлургия» (Бюл. ин -та
«Цветметинформация»), 1971, No 1, с 41—45 .
2. «Light Metals», 1974, v 3, p. 673—682.
3. «Mining Journal», 1974, N 7230, p. 191.
4. «Chem Eng.», 1974, N 6, p. 35.
5. «Eng. and Mining G.», 1974, v. 175, N 4, p. 23.
6. Пустыльник Г. Л., Губанов В. /С- — «Цветная металлургия» (Бюл. ин -та
«Цветметинформация»), 1976, No 12, с 33—34.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

8. «Aluminium», 1971, Bd. 47, H. 11, S. 681—685.
9. Reh L. — «Chem Eng. Techn.» 1970, Bd. 42, H. 7, S. 447 —452 .
10. Reh L. — «Chem. Eng. Progres», 1971, v. 67, N 2, S. 58—63 .
11. Алюминиевая промышленность капиталистических и развивающихся стран.
4. III. Производство глинозема. М ., «Цветметинформация», 1973. 80 с.
12. Пустыльник Г. Л. — «Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформа-
ция»), 1974, No 19, с. 47 .
13. Reh L- — «Aufbereit — Technik», 1974, Bd. 15, N 12, S. 678—679.
14. «Metall», 1974, v 27, Кя 4, S 319; 1974, v. 27, N 8, S 751.
15. «Aufbereitungs—Technik», 1974, Bd 15, N 4, S. 226; 1974, Bd. 15, N 12,
5. 678—679.
16. Южанинов Я. Л. Химия и технология глинозема. Алма-Ата, изд-во АН Каз.
ССР, 1961. 200 с. с ил.
17. Королева А. А. — В кн.: Сборник работ экспериментального цеха Ураль-
ского алюминиевого завода за 1962 г. М ., ЦИИН ЦМ, 1964
18. Южанинов Я. А . — Научные труды (ВАМИ). Сб. Кя 53, М., «Металлургия»,
1964, с. 35—40.
19. «Цветная металлургия» (Бюл. ЦИИН ЦМ), 1962, Кя 16, с. 67—68 .
20. Цветная металлургия США. М ., «Цветметинформация», 1972. с . 380 .
21. Южанинов И. А., Телятников Г. В ., Бехтев Г. Я. и др. — «Цветные металлы»,
1963, No6, с. 50—55 .
22. Южанинов Я. Л., Телятников Г. В ., Волков А М. — «Цветная металлургия»
(Бюл ЦИИН ЦМ), 1962, Кя 21, с. 24 —28.
23 Зайцев Af. Я. — «Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»),
1967, Кя 18-19, с. 86 -92.
24. Кабанов А* Я- — «Цветная металлургия (Бюл. ин -та «Цветметинформация»),
1970,Кя5,с.3—6.
25. Калужский Я. Л. — «Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформа-
ция»), 1969, Кя 11, с. 41 —45, 1970, Кя 7, с. 10—13.
26. Калужский И. А . — «Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформа-
ция»), 1971, Кя 5, с. 47 —52 .
27. Телятников Г. В., Брин В. Г., Каим Г. Л, Гончаров В. К- — «Цветная
металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1975, Кя 11, с. 25 —28.
28. Гончаров В. К ., Яковлева 7\ С., Подконаев А Д. — «Цветная металлургия»
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1976, Кя 8, с. 23.
29. Насыров Г. 3 , Лайнер Л. // . — «Цветная металлургия» (Бюл. ЦИИН ЦМ),
1964, Кя 13, с. 46—50.
30 Монтвид Л. 3 . — «Цветные металлы», 1957, Кя 5, с. 40—49.
31. Чижиков Д. М . , Китлер И Я., И сжатое X. Р. — «Цветные металлы», 1968,
Кя 5, с. 67—70
32. Лайнер Л. Я . — «Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»),
1970, Кя 16, с. 34—37.
33. Киселев Я. М ., Палкер В. Я ., Певзнер Я. 3 , Яиссе Я. Я . — «Цветная ме-
таллургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1966, Кя 15, с. 49—51.
Глава X
ПРОМЫШЛЕННОСТЬ РЕЖИХ МЕТАЛЛОВ
_______
*
1. ОКИСЛИТЕЛЬНЫЙ ОБЖИГ МОЛИБДЕНОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
Сульфидные молибденовые концентраты получают в настоящее
время обогащением преимущественно руд медно-молибденовых
месторождений. Основным
минералом,
представляющим
молибден
177
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

в этих концентратах, является молибденит-дисульфид молибдена
(MoS2).
Молибденовые концентраты в зависимости от их марки содер-
жат, %: 47—50 Мо; 27—30 S; 5—9 Si02; 0,5—2,0 Си; 1—2,5 Са,
а также сотые доли процента Sn, Pb, As, Р, Se и в некоторых
концентратах Re.
^
Окислительный обжиг молибденовых концентратов — голов-
ную операцию в технологической схеме их переработки — осу-
ществляют в пламенных или муфельных печах с ручным перегре-
банием материала, в многоподовых печах с механическим переме-
шиванием, а также во вращающихся трубчатых печах. В
последнее
время для обжига молибденовых концентратов начали применять
печи кипящего слоя.
В Советском Союзе освоение обжига молибденовых концентра-
тов в кипящем слое было впервые начато в 1953 г. А. Н. Зелик-
маном в Московском институте цветных металлов и золота им.
М. И. Калинина совместно с коллективом завода «Победит».
Вначале
проведены
исследования
основных
физико-химических
закономерностей процесса обжига и смонтирована лабораторная
установка с печью КС, имевшей площадь пода 0,06 м
2
(400 х 150
мм).
По данным А. Н. Зеликмана и J1. Б. Беляевской 11], химизм
В диапазоне температур 400—500° С единственным продуктом
окисления молибденита является Мо03, так как реакция (42) при
этих температурах проходит со значительно меньшей скоростью,
чем реакции (41) и (43).
Скорость и закономерности окисления MoS2 при различной
температуре зависят от структуры оболочек твердых продуктов
реакции (рис. 68, 69). При 400° С окисная оболочка на MoS2
делается плотной и в этих условиях осуществляется режим, ко-
торый характеризуется параболической зависимостью глубины
окисления от времени. При 500° С окисная оболочка является
менее плотной и по мере окисления происходит переход от кине-
тического режима к промежуточному, а затем и к диффузионному.
Диффузионный режим осуществляется при толщине окисной обо-
лочки более 0,8 мм.
В целом зависимость глубины окисления от времени при этой
температуре выражается уравнением Х
п
Kt, причем п изме-
няется от 1 до 2. При 600° £ окисная оболочка трехокиси молиб-
дена является рыхлой. Скорость процесса окисления MoS2 в этих
условиях определяется скоростью химической реакции. Зависи-
ма
MoS2 + 3V202 = Мо03 + 2S02;
MoS2 + 6Мо03 = 7Мо02 + 2S02;
Мо02 f V202 = МоОа.
(41)
(42)
(43)
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

мость глубины окисления от времени имеет в этом случае линей-
ный характер. Константа скорости К равна 0,0085 мм/мин.
Исследования, проведенные на лабораторной установке, позво-
лили установить основные параметры процесса обжига: темпера-
туру слоя (585—5955 С), удельную производительность по кон-
центрату 11,5—1,6 т/(м*-сут)|, линейную скорость дутья (5—
6 см/с), пылевынос (40%) и т.д. [2,3].
По
результатам
лабораторных
испытаний
Кавказгипроцветмет
выполнил проект опытно-промышленной печи прямоугольного
600°^
■О
"""
•о-
-о
—
Ж*
1
т°с
^|>
020кО6060100120
Рис 68. Зависимость степени окисления
порошка молибденита от времени при раз-
личной температуре Скорость воздуха
10 л/ч, размер частиц 0,06<* мм
Г,мин
Рис. 69 Зависимость степени окисления
порошка молибденита различной круп
ности от времени Скорость воздуха 20 л/ч,
температуры 600° С
/—<0,063мм;2-от0,2до0,3мм,3—
от1до3мм
чения размером 2400x800x4000 мм. Строительство этой печи было
завершено в 1955 г. 14].
Вследствие некоторых конструктивных недостатков печи ее
ре-
конструировали в 1957 г. и одновременно с этим продолжали ос-
ваивать процесс в промышленных условиях.
Исследование процесса обжига молибденовых концентратов
12, 5] показало, что этот процесс необходимо проводить при до-
статочно строгом соблюдении температурного режима. Это
связано
с близостью температур начала спекания огарков (550—600° С)
и воспламенения концентратов в кипящем слое (—500° С).
Особенностью обжига молибденовых концентратов в печах КС
является также необходимость в строгом регулировании темпера-
туры не только кипящего слоя, но и надслоевого пространства,
стенок печи с целью предотвращения образования настылей,
которые, периодически обрушиваясь, нарушают нормальное веде-
ние процесса.
Обжиг молибденовых концентратов в зависимости от их со-
става в промышленных агрегатах осуществляют при температуре
550—575° С. Такой температурный режим обжига позволяет, как
показала практика, иметь устойчивый процесс, получать огарки
с высоким содержанием выщелачиваемого молибдена, предотвра-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

щать образование легкоплавких эвтектоидных соединений, кото-
рые затрудняют проведение обжига и резко снижают степень де-
сульфуризации обжигаемого материала.
Исследованиями [5] установлено, что чем меньше сульфидной
серы остается в огарке, тем выше извлечение молибдена. Так, при
выщелачивании содовым раствором огарков, обожженных при
одной и той же температуре, но разной продолжительности, из-
влечение молибдена находилось в следующей зависимости от со-
держания в них cepj>i:
Содержание серы в огарках, %
9,91 5,83 0,88 0,09
Извлечение молибдена в раствор, %
59,0 75,8 95,1 99,0
Указанная температура обжига обеспечивает сравнительно
малое улетучивание трехокиси молибдена при обжиге, достаточно
высокую скорость процесса, а следовательно, и вполне приемле-
мую производительность агрегата.
В процессе
окислительного
обжига
молибденовых
концентратов
содержащиеся в них сульфиды железа, меди, свинца, цинка, каль-
ция окисляются с образованием окислов и частично сульфатов.
Трехокись молибдена, будучи кислотным окислом, реагирует
в процессе обжига с окислами меди, железа и других металлов,
образуя соответственно молибдаты меди, железа, кальция и т. д.
Чем выше температура обжига, тем больше трехокиси молибдена
переходит в молибдаты. Некоторые молибдаты, например
молибдат
кальция, практически не растворимы в аммиаке. Следовательно,
чем выше температура обжига концентрата, тем больше может
теряться молибдена при аммиачном выщелачивании огарка. -
Растворы соды растворяют как трехокись молибдена, так и
практически все молибдаты, образующиеся в температурном ин-
тервале 550—600° С. Соединения молибдена, образующиеся при
более высоких температурах, растворимы труднее.
Обжиг молибденового концентрата в печах кипящего слоя по-
зволяет успешно вести процесс в строго заданном температурном
интервале при меньшем контакте отдельных частиц, что способ-
ствует резкому уменьшению протекания твердофазных реакций
(образования
молибдатов)
при
незначительных местных
перегревах.
Обжиг в печах КС по сравнению с муфельными и трубчатыми
печами позволяет на 7—10% увеличить прямое извлечение молиб-
дена из огарка в аммиачный раствор, резко повысить производи-
тельность печи и степень возгонки рения из концентратов —
элемента, неизменно сопровождающего молибден в его сырье.
По данным А. Н. Зеликмана и В. И. Бибиковой [61, переход
рения в газовую фазу при обжиге в муфельных и трубчатых вра-
щающихся печах составляет 50—65%, а при обжиге в печах КС
92—96%. Применение печей кипящего слоя позволяет также
в значительной степени механизировать и автоматизировать
процесс.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В настоящее время в Советском Союзе обжиг молибденовых
концентратов осуществляют на всех заводах в печах КС. За рубе-
жом, в частности в США, одни фирмы применяют обжиг в много-
подовых печах, другие — обжиг в кипящем слое.
В промышленных
условиях
обжиг
молибденовых
концентратов
в печах КС осуществляют как в гранулированном, так и в негра-
нулированном состоянии. Грануляцию молибденовых концентра-
тов осуществляют обычно на чашевом грануляторе. В качестве
связующего вещества используют бентонит — один из видов глин,
обладающих хорошими вяжущими свойствами.
В состав .шихты для грануляции входят: бентонит (4—6%),
вода (12—15%), концентрат и оборотная пыль. Удовлетворитель-
ное качество гранул получается при соблюдении оптимального
состава шихты (который для концентратов различных
месторожде-
ний различен),
хорошего
перемешивания
компонентов,
растирания
смеси в бегунах и разрыхления материалов перед грануляцией.
Для обжига используют гранулы крупностью от 0,2 до 2 мм.
Выход гранул этой крупности при окружной скорости вращения
чаши 0,9 м/с и наклоне чаши гранулятора 45° составляет 80—
90%. Более крупные гранулы возвращают в бегуны.
Производительность гранулятора, имеющего диаметр чаши
1000 мм и высоту борта 100 мм, составляет около 300 кг/ч.
Как показала практика, обжигать представляется возможным
сырые гранулы, минуя стадию сушки, непосредственно загружая
в слой. Скорость воздуха в шахте печи при обжиге такого мате-
риала составляет 15—17 см/с.
При осуществлении процесса обжига концентрата в гранули-
рованном состоянии обеспечивается увеличение производитель-
ности печи в 1,5—2,5 раза по сравнению с обжигом в негранули-
рованном виде, увеличивается время пребывания материала в
слое
и достигается лучшая степень десульфуризации. ,
При обжиге концентратов без предварительной грануляции
скорость воздуха в шахте печи составляет^ 5—7 см/с,
коэффициент
избытка воздуха 1,8—2,2. Производительность печи по концен-
трату составляет 1200—1300 кг/м
2
пода печи в сутки, что в 15—
20 раз выше производительности многоподовых печей. Огарки
содержат 0,6—0,8% сульфидной серы. Пыль, выход которой со-
ставляет обычно 30—45%, в основном (93—95%) улавливается
в циклонах, но вследствие сравнительно низкой температуры
в надслоевой зоне печи (500—510° С) она не успевает окислиться
и содержание сульфидной серы в ней составляет 10—12%. Эта
пыль
подлежит дополнительному обжигу в отдельном агрегате, напри-
мер в трубчатой печи.
Иногда эту пыль направляют на выщелачивание для извлече-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Негранули-
рованный
концентрат
концентрат
Суточная производительность по загруженному кон-
центрату, кг/сут . 1650
1160
Выгрузка, кг/суг
огарка 810
G52
циклонной пыли 280
416
пыли рукавного фильтра 210
—
Количество материала, непосредственно поступающего
на выщелачивание, кг/суг . . . . 1020
G52
Пылевынос, % от суммы огарка и пыли 37,8
39,0
Прямой выход материала, непосредственно направ-
вляемого на выщелачивание, % от суммы огарка и
пыли , 78,7
6!
Степень окисления огарка, % 97,5 —98,0
95,0
Степень окисления циклонной пыли, % 90,0
60—65
Степень окисления пыли рукавного фильтра, % 99
—
зуюшаяся при обжиге гранулированного концентрата, значительно
мельче — средний размер частиц циклонной пыли составляет
6,2 мкм— и она сильнее окислена (степень окисления составляет
94%), чем пыль обжига негранулированного концентрата — соот-
ветственно 35 мкм и 70%. Только около 60% пыли, образующейся
при обжиге гранулированного концентрата, улавливается цикло-
ном, остальная часть пыли, более мелкая, улавливается рукав-
ными фильтрами.
Учитывая малый размер пыли и ее высокую степень окислен-
ности (десульфуризации), следует считать, что пыль, выносимая
из печи при обжиге гранулированного концентрата, в значитель-
ной степени образуется в процессе обжига в результате истирания
гранул в кипящем слое.
Ниже приведены основные показатели обжига гранулирован-
ного
и
негранулированного
концентратов
в
опытно-промышленной
печи КС площадью пода 1 м
2
и высотой слоя 1 м [71. Как следует
из приведенных данных, пылевынос в процессе обжига гранули-
рованных концентратов высок и составляет 37,8%, но тонкая
пыль, улавливаемая при этом рукавными фильтрами, имеет
высо-
кую степень окисления (99,0%) и она вместе с огарком поступает
непосредственно на выщелачивание. В связи с этим прямой выход
материала, непосредственно направляемого на выщелачивание,
значительно выше, чем при обжиге негранулированного концен-
трата. Пыль, улавливаемая в циклонах и плохо обожженная,
возвращается на грануляцию. Производительность печи состав-
ляет 1,7 т/(м2
*сут) по материалу, непосредственно направляемому
на выщелачивание, или 2,8 т/(м2-сут) по влажному гранулирован-
Гранулиро-
ванный
В связи с тем что молибденовое производство является сравни-
тельно малотоннажным, печи для обжига концентрата
применяют
обычно небольшие — площадью 4—6 м
2
ирежедо10м2
. По форме
эти печи бывают как круглые, так и прямоугольные, высотой
182
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

7—10 м. На рис. 70 представлена схема установки с печью КС
для обжига молибденовых концентратов на одном из
отечественных
заводов. Печь КС на этом заводе — круглая, футерована фасон-
ным шамотным кирпичом. Подина печи оснащена съемными кол-
пачками. Питание печи концентратом осуществляют с помощью
автоматизированного узла загрузки. Обожженный концентрат
непрерывно через разгрузочное отверстие ссыпается в приемный
Рис 70. Схема установки для обжига молидеиовых концентратов в кипящем слое
/ — воздуходувка; 2 — вентиль; 3 — форсунка. 4 — выносная топка под давлением;
5 — система водяного охлаждения; 6 — течка; 7 — бачок для мазута; 8 — тарельчатый
питатель; 9 —• бункер, 10 — шлюзовый затвор; // — камера печи; 12 — циклон; 13 —
подина; 14 — разгрузочный порог; 15 — дымосос, 16 — электрофильтр
бункер. Газы, пройдя систему пылеулавливающих устройств,
выбрасываются в атмосферу.
Температуру в слое поддерживают автоматически путем регу-
лирования соотношения концентрат — воздух, кроме того, ее регу-
лируют системой холодильников, установленных в слое.
Запуск печи производят следующим образом: вначале в печь
загружают огарок в количестве, обеспечивающем создание нор-
мальной ванны кипящего слоя, затем с помощью выносной топки,
работающей под давлением, топочными газами огарок
подогревают
до температуры воспламенения молибденового концентрата
(500—
510° С), после чего начинают подавать в печь концентрат, отклю-
чают топку и переходят на подачу обычного воздуха. Концентрат,
попадая в ванну разогретого огарка, воспламеняется, температура
в слое в течение 20—30 мин достигает заданной величины (560—
570<>
'€) и затем с помощью системы регулирования
поддерживается
на данном уровне. Температура под сводом печи устанавливается
на уровне 440—460° С.
На одном из отечественных заводов осуществляют обжиг в ки-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

содержащего, %: 20,0 Mo; 17,0 S; 0,038 Re; 0,036 Pb. Крупность
материала 75—80%
—
0,74 мм, влажность — около 10%.
Процесс обжига осуществляют в печи прямоугольной формы
высотой 7 м с плошадью подины 10 м
2
и высотой порога 1,0 м.
Подина печи имеет 400 колпачков грибовидной формы, имеющих
по два отверстия диаметром 1,5 мм.
Температуру в печи измеряют в слое и под сводом. Обжиг
промпродукта ведут при температуре в слое 675° С. Температуру
в слое регулируют подачей материала, а также впрыскиванием
воды.
Производительность печи составляет 7—7,5 т/сут. Огарок со-
держит 0,4% сульфидной серы и 3,0% общей серы. Пылевынос
составляет около 40%. Отходящие из печи газы проходят систему
сухой и мокрой очистки. Сухую очистку осуществляют в циклоне
типа «Сиот» и в инерционном пылеуловителе, мокрую — в скруб-
бере и электрофильтре, после которого установлен каплеулови-
тель.
Огарок печи КС поступает на выщелачивание, а циклонную
пыль, содержание в которой сульфидной серы составляет около
1,0%, а общей серы 4—4,5%, направляют на дообжиг в муфель-
ную печь.
Ручное перегребание пыли в печи, низкая удельная произво-
дительность, значительные механические потери (3,5%) и боль-
шой расход топлива на обогрев муфеля являются причиной по-
стоянных поисков более эффективных способов обжига пыли.
Химико-металлургический институт АН Каз. ССР и БГМК [8]
провели полупромышленные испытания обжига в шахтной печи
специальной конструкции гранулированной пыли, содержащей
7,1—8,1% сульфидной серы, выделенной при переработке молиб-
денового промпродукта в печах КС.
Исследования показали возможность получать в печах шахт-
ного типа степень окисления молибдена в обожженном материале
98,6%. Полученные данные послужили основой для проектирова-
ния промышленной установки.
Одновременно с этим искали способы уменьшения выхода
пыли
и высокого содержания в ней серы непосредственно в процессе
обжига. В качестве одного из таких способов, успешно прошед-
шего стадию опытно-промышленных испытаний, является обжиг
концентратов с наложением электрического поля высокого напря-
жения на рабочее пространство и ванну печи КС [8].
Применение данного способа основано на использовании из-
вестного из физики явления взаимодействия заряженных частиц
и электрического поля для пылеосаждения в надслоевом простран-
стве печи КС [8, 9]. В отличие от обычных электрофильтров,
где межэлектродное расстояние строго постоянно по всей длине
электродов, в печи КС оно непрерывно изменяется в пространстве
и времени, так как электрическое поле создается между кипящим
слоем (осадительный электрод) и специально введенным в над-
184
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

слоевое пространство электродом (короннрующнй электрод). При
наложении электрического поля на ванну и надслоевое простран-
ство печи (осадительный электрод) происходит резкое уменьшение
скорости уноса частиц пыли из слоя, увеличение времени пребы-
вания их в реакционной зоне печи, коагуляция частиц при их
столкновении, чему также в значительной степени способствует
температура реакционной зоны. В результате такого взаимодей-
ствия электрического поля определенная часть пыли, подвергаясь
дообжигу в надслоевом пространстве и коагулируя, попадет снова
в ванну печи и будет выгружена через порог, другая ее часть
после дообжига, преодолев силы поля, будет вынесена в пыле-
улавливающую аппаратуру за печью. Но эта часть пыли более
кондиционна и содержит меньше серы (для случая обжига суль-
фидных материалов), чем пыль, получаемая без наложения элек-
трического поля.
Опыты по обжигу молибденовых концентратов с наложением
электрического поля были проведены в печи КС круглого сечения
площадью пода 1 м
2
[10]. Схема опытно-промышленной установки
по обжигу молибденовых концентратов с наложением электриче-
ского поля изображена на рис. 71. Воздухораспределительная
185
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

подина печи 1 — колпачкового типа. Гранулированный сульфид-
ный молибденовый концентрат подавали в печь через течку 2
с помощью тарельчатого питателя и ленточного дозатора. Огарок
выгружали через порог 3. Топка печи 4 работала на жидком топ-
ливе. Воздух, подаваемый воздуходувкой в печь, в процессе об-
жига не подогревали. Запыленные газы, выходящие из печи,
пройдя систему сухой и мокрой очистки 5, б, выбрасывались
дымососом 7 через трубу в атмосферу.
Уловленную в системе мокрой газоочистки пыль в виде шлама
сливали в баки 8 и затем насосами 9 подавали в пресс-фильтры 10.
Источником высокого напряжения И служил блок питания
рентге-
новской установки (УРС-70), работающей по однопол упер йодной
схеме выпрямителя. Электрод (люстра) 12 представлял собой "ре-
шетку диаметром 700 мм из проволоки (нержавеющая сталь)
диаметром 3 мм. Решетка (очко 5—5 см) в ее узлах имела прива-
ренные иглы длиной 5 см, расположенные перпендикулярно пло-
скости решетки.
Решетку с иглами с помощью 8-м тяги (труба диаметром 38 мм
из нержавеющей стали) подвешивали на гирлянде из двух изоля-
торов.
1
Изоляторы подвешивали на ручной тали, поднимающей и опу-
скающей весь электрод. Проходной изолятор (кварцевая труба
диаметром 140 и длиной 1300 мм), установленный в своде, изоли-
ровал тягу электрода от замыкания на землю (корпус печи).
На электрод был подан от источника высокого напряжения ток
(минус), а кипящий слой и подина (плюс) с корпусом печи (были
заземлены). Амплитудное значение напряжения составляло 70 кВ
(однополупериодное выпрямление); ток 20 кВ, расстояние между
электродами (между кипящим слоем и острием игл) —100 мм.
В процессе обжига (с полем и без поля) замеряли запылен-
ность отходящих газов на выходе из печи и после циклонов. Через
каждые 2 ч выгружали и взвешивали огарок и циклонную пыль
и отбирали пробы для ситового и химического анализов.
Опыты с наложением электрического поля и без поля были
проведены при одинаковых технологических режимах по расходу
воздуха, температуре процесса. Перерабатываемый материал
в этих случаях также был одинаковым. Ниже приведены показа-
тели работы опытно-промышленной установки по обжигу молиб-
деновых концентратов с наложением электрического поля и без
поля.
Без поля С полем
(Л)
(Б
Загрузка концентрата» кг/ч с оборотной пылью
Выгрузка, кг/ч:
48,0
21
23
И0
7,53 3,08
40
44
50
114
15,7
6,7
42
46,0
огарка
пыли циклонов
Выход огарка от загрузки концентрата, %
Выход пыли от загрузки концентрата, %
186
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Выход огарка от общей выгрузки огарка и пы-
ли, %
Выход пыли от общей выгрузки огарка и пйли,
%.....
Запыленность, г/м
8
.
73,4 88,5 120
26,5 11,5 43
Коэффициент пылеулавливания циклонов
на выходе из циклонов
на выходе из печи
24,2 8,8
37
3,23 0,28 8J
0,80 0,97 113
Из приведенных данных следует, что при наложении элек-
трического поля вынос пыли из печи резко сокращается и уве -
личивается выход огарка. Запыленность газов на выходе из
циклонов при наложении поля в печи снижается в среднем
в 12 раз.
В процессе проведения опытов было установлено, что запылен-
ность отходящих из печи газов в значительной степени зависит
от
напряженности
электрического
поля.
Колебания
кипящего
слоя сопровождаются усилением или ослаблением электрического
заряда.
Наблюдается
саморегулирование
эмиссии
электронов
с электрода: при впадине выходит меньше пыли из кипящего слоя,
слабее и электрический разряд; при выступе выходит больше
пыли и разряд увеличивается за счет уменьшения расстояния
между кипящим слоем и острием электрода, при выбросе резко
возрастает возмущающий фактор — выход пыли. Одновременно
резко сокращается расстояние между острием электрода и кипя-
щим слоем, что приводит к интенсификации разряда и усилению
розврата пыли в кипящий слой.
В дальнейшем опыты по обжигу молибденовых концентратов
с наложением электрического поля были продолжены на про-
мышленной печи плошадью пода 3,14 м
2
[11, 121.
На этой печи при монтаже установки пылеподавления основной
элемент агрегата — электрод — не претерпел существенных изме-
нений, а узел его подвески и крепления подверглись значитель-
ным переделкам, направленным на повышение устойчивости элек-
трода и исключение возможности поломки проходного- изолятора
из-за
раскачивания
электрода,
возникающего
при
воздействии
на него газового потока.
Проведенные на этой печи испытания в основном подтвердили
данные, полученные при работе агрегата пылеподавления на ма-
лой печи, и показали, что наложением электрического тока на
ванну печи удается увеличить выход огарка на 5% (абс.), что
уменьшает нагрузку по пыли и увеличивает производительность
печи. Показано, что эффективность работы установки как пыле -
уловителя достигает 25%.
Проведенные технико-экономические расчеты показали эконо -
мическую эффективность этбго метода. Установка передана в про-
мышленную эксплуатацию.
187-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

2 ВОССТАНОВИТЕЛЬНЫЙ ОБЖИГ ТРЕХОКИСИ МОЛИБДЕНА
Процесс восстановления трехокиси молибдена водородом в печи
кипящего слоя изучали на лабораторной установке с диаметром
реактора 127 мм и высотой 680 мм [131. Для очистки отходящих
газов от пыли установку оборудовали циклоном и электрофиль-
тром. Кипящий слой высотой 250—300 мм при пуске реактора
создавали из молибденового порошка крупностью — 0,5 мм.
Процесс восстановления трехокиси молибдена до металла про-
текал в одну стадию. Порошок молибдена подавали снизу вместе
с нагретым до 600° С водородом. Установлены следующие опти-
мальные условия восстановления: температура слоя 955° С (под-
держивали внешним обогревом с помощью электрической печи
сопротивления), избыток водорода против стехиометрического —
19-кратный, подача трехокиси молибдена составляла при этом
400 г/ч; степень восстановления молибдена — более 99%.
Полученный молибденовый порошок был крупнее исходной
трехокиси, но никаких затруднений с укрупнением шихты в слое
не произошло.
Сведения о дальнейших этапах исследования этого процесса
в литературе отсутствуют.
3. ВОССТАНОВЛЕНИЕ ДВУОКИСИ ГЕРМАНИЯ
В работе [14] приведены результаты лабораторных исследований восстанов-
ления двуокиси германия водородом в кипящем слое.
Установлена оптимальная температура процесса — 620° С, показано, что
средняя скорость восстановления в кипящем слое примерно в три раза выше,
чем скорость в неподвижном слое.
Позднее была проведена работа в лабораторных условиях по восстановле-
нию двуокиси германия водородом в фильтрующем слое [15]. В качестве исход-
ного материала использовали окатыши двуокиси германия, которые при опре-
деленных условиях получаются в нижней части аппаратов непрерывного гид-
ролиза тетрахлорида германия. Окатыши представляли собой очень прочные
шарики диаметром 2—3 мм.
Исследованием было установлено, что максимальная температура, при ко-
торой спекание окатышей и налипание их к стенкам реактора не происходят,
равна 600° С. После восстановления окатыши сохраняют первоначальную форму
и достаточную прочность. Средняя скорость восстановления двуокиси германия
в фильтрующем слое повышается в 7 раз, а степень использования водорода
в — 3 —4 раза по сравнению с процессом, протекающем в лодочках и неподвиж-
ном слое.
4. ВОССТАНОВЛЕНИЕ ГЕКСАХЛОРИДА ВОЛЬФРАМА ВОДОРОДОМ
Исследование
процесса
восстановления
гексахлорида
вольфрама
водородом
было проведено в лабораторном реакторе КС [16]. В качестве исходного матери-
ала использовали гексахлорид вольфрама, поставляемый в запаянных ампулах.
Материалом для создания кипящего слоя служил порошок вольфрама, полу-
ченный восстановлением окиси вольфрама водородом при 1200° С. В процессе
проведения исследования было установлено, что увеличение степени очистки
подаваемых в слой водорода и аргона смещает температуру нормального кипения
слоя с 700 до 900° С. Требуется особое исследование причин этого явления,
Г88
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Было установлено, что восстановление гексахлорида происходит как на по-
верхности частиц слоя с осаждением на них металла, так и в объеме с образова-
нием тонкодисперсного порошка, выносимого из слоя.
Установлена также зависимость общей степени восстановления гексахло-
рида вольфрама (до 99% при 900° С) и степени осаждения металла на частицах
слоя от температуры, а также оптимальные соотношения между поступающими
в реактор водородом, аргоном и гексахлоридом вольфрама.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Зеликман А. Я.,
Беляевская Л. Б .
—
ЖНХ, 1956, т. I, вып. 10, с. 2245 —
2256.
2. Зеликман А Я-, Беляевская Л. Б .,
Крейн О. Е.
—
«Цветные металлы», 1956,
No 8, с. 41—43.
3. Зеликман А Н , Беляезская Л. В.,
Крейн О Петров В. М
-
Вкн:
Применение в СССР Процессов обжига в кипящем слое. М .,
ЦИИН ЦМ,
1960, с. 251 —264.
4. Априамов Р. А,
—
В кн : Применение в СССР процессов обжига в кипящем
слое. М ., ЦИИН ЦМ, J960, с. 265—269.
5. Грейвер Я. С. — В кн.*: Основы металлургии. Т. IV. М ., «Металлургия»,
1967, с. 22 —25.
6. Зеликман Л. Я.,
Бибикова В. Я.,
Петров В. М,
—
«Цветные металлы»,
1958, No11, с. 47 —52.
7. Зеликман А. Я . — Молибден. М ., «Металлургия», 1970. 440 с. с ил.
8. Малышев М. /7., Назаров А- М .,
Ярыгин В. Л. и др.
—
«Цветная металлур-
гия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1975, No 1, с. 29—31.
9. Кононов Я. /\, Гордон Г. М ., Клушин Д. Я. и др. — «Цветные металлы»,
1968, No 1, с. 31—33.
10. Дойчев /(.,
Степанов Е. М -
—
«Изв. вуз. Черная металлургия». М , Метал-
лургиздат, 1963, No 1, с. 32.
11. Кононов Я. Г.,
Клушин Д. Я.,
Степанов М.,
Ясафов Л. Ф.
—
«Цветные
металлы», 1969, No 2, с. 65—71.
12. Аптекарь Л. Ф.,
Гордоя М.,
Грошев Л. Л.
—
«Цветные металлы», 1974,
No 3, с. 40—43
13. Michael А. В . — «J. of Metals», 1964, v. 16, No 11, p. 881—884.
14. Пащенко И С.,
Петров Г. И.,
Крапухин В . В.,
Малороссиянов В. С .
—
«Цветные металлы», 1971, No11, с. 46—49.
15. Пащенко Я. С., Петров Г. Я., Крапухин В. В.
—
«Цветные металлы», 1973,
No^6, с. 49—50.
16. Зеликман А. Я , Аникеев А* Я. — «Цветные металлы», 1970, No 1, с. 58—61.
Глава XI
ЗОлГО ТО ДОБЫВАЮЩАЯ
ПРОМЫШЯЕННОС ТЬ
А
Основными сырьевыми источниками золота, разрабатываемыми в настоящее
время, являются: собственно зюлотые руды, золотосодержащие россыпи и поли-
металлические (комплексные) р уды, золото в которых является попутным ценным
компонентом.
Из общих запасов золота, имеющихся в странах капиталистического мира,
до 85% приходится на долю собственно золотых руд и россыпных месторожде-
ний, а остальные 15% — на долю комплексных руд цветных металлов, причем
189
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

удельный вес собственно золотых руд в общем балансе металла неуклонно воз-
растает 11, 2].
Золото в рудах находится как в свободном состоянии, так и в виде тесной Ас-
социации с сульфидами (главным образом с пиритом) в различных соединениях
и твердых растворах. Руды, в которых золото преимущественно находится в виде
различных соединений, твердых растворов и извлечь которое с достаточной пол-
нотой методом обычного цианирования не представляется возможным, относятся
к категории упорных руд [1].
Основными производителями золота в капиталистическом мире являются
ЮАР, Канада и США, на долю которых падает 86% общего производства золота
в промышленно развитых капиталистических и развивающихся странах. Про-
изводство золота в ЮАР составило в 1974 г. 780 т в год, или 78% от общего про-
изводства в капиталистическом мире, в Канаде — около 60 т, или 5% и в США —
около 35 т, или 3% [2]. Золотодобывающая промышленность ЮАР базируется
в основном на относительно простых, сравнительно легко перерабатываемых
рудах, крупном масштабе разрабатываемых и эксплуатируемых месторождений,
а также на строящихся золотоизвлекательных фабриках.
Для золотодобывающей промышленности Канады характерно значительное
количество относителыр небольших по масштабу месторождений, отличающихся
большим разнообразием по вещественному составу руд, включая руды упорные,
требующие применения самых разнообразных вариантов технологических схем
извлечения золота. Небольшие по масштабу месторождения рудного золота
определяют сравнительно низкую производительность рудников и обогатитель-
ных фабрик, а следовательно, н малые размеры действующего оборудования.
Золотодобывающая
промышленность
США в
значительном
количестве
(до 40%) добывает золото в виде попутной продукции при переработке руд цвет-
ных металлов. Ряд месторождений золота в США представлен, как и в Канаде,
упорными рудами.
Как
многочисленными
исследовательскими
работами,
так
и
практикой
установлена
технико-экономическая
целесообразность
окислительного
обжига
упорных золотосодержащих руд и концентратов в качестве подготовительной
операции перед их цианированием. К упорным золотосодержащим материалам
относятся медистые и мышьяковистые продукты, а также пиритные концентраты
с тонким прорастанием золота. Цианирование таких сырых, необожженных
лродуктов обеспечивает извлечение золота не более чем на 50—70%.
Исследования показали, что окислительный обжиг упорных золотосодер-
жащих материалов позволяет получать пористые огарки, содержащие в основном
свободное (металлическое) мелкодисперсное золото и этим обеспечивать доступ
растворителя (цианида) к внутренним включениям золота, что облегчает процесс
его извлечения. Извлечение золота цианированием из упорных руд после их
предварительного окислительного обжига составляет 95—97,5%.
Окислительный обжиг упорных золотосодержащих- мышьяко-
вистых материалов является довольно сложным процессом, в те-
чение которого необходимо удалить мышьяк и серу. Для удаления
мышьяка необходима слабоокислительная атмосфера и невысокая
температура (450—500° С), при которых мышьяк удаляется в виде
трехокиси, или восстановительная атмосфера и сравнительно вы-
сокая температура (750—800° С), при которых мышьяк удаляется
в виде трехсернистого сульфида. Выгорание же серы сульфидов
с приемлемой скоростью при минимальном образовании сульфатов
происходит при температуре 750—850° С и значительных избыт-
ках воздуха. В связи с этим обжиг таких материалов целесооб -
разно осуществлять в две стадии. В первой стадии удаляют пре-
имущественно мышьяк, во зторой — серу. В некоторых случаях,
однако, по различным причинам применяют одностадийный обжиг.
190
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Одностадийный обжиг в кипящем слое такого материала был
впервые применен в 1946 г. компанией «Дорр» в Кана,^е на фаб-
рике золотых рудников «Кохиноур Виллане» 12—4]. Обжигу
подвергали
пульпу
арсено-пиритного
концентрата,
содержащего
до 200 г/т Аи, 15% S, 5% As. Содержание твердого в пульпе
составляло 80%. Подачу пульпы в печь проводили с помощью
пушки-нитателя непосредственно на кипящий слой. Обжиг осу-
ществляли в печи цилиндрической формы высотой 5,4 м и вну-
тренним диаметром 2,64 м. В зоне кипящего слоя диаметр печи
уменьшали до 2,04 м за счет дополнительной футеровки огнеупор-
ным кирпичом. Свод печи, газопроводы и циклоны футеровали
огнеупорным кирпичом. Подина печи представляла собой сталь-
ную плиту, футерованную огнеупорным цементом, в которой име-
лось 120 чашеобразных отверстий с корундовыми шариками диа-
метром 76 мм. Эти шарики играли роль распределительных кла-
панов при подаче воздуха и затворов, препятствующих просыпа-
нию огарка при остановках печи.
Высота кипящего слоя составляла 1525 мм, при прекращении
дутья она уменьшалась до 1200 мм. Обжиг осуществляли при
640—650'С. Регулирование
температуры производили
впрыски-
ванием воды. Повышение температуры обжига являлось крайне
нежелательным, так как в этом случае наблюдалось оплавление
материала, что влекло за собой снижение извлечения золота в про -
цессе выщелачивания огарка. При обжиге примерно половина
огарка, в котором содержалось 57% общего золота, разгружалась
через порог. В первом циклоне улавливалось 40% огарка с
с 37% Аи. Остальной огарок с 6% Аи улавливали во втором
циклоне.
По данным работы [5J, печь работала без капитального ре-
монта более 14 лет. За это время был произведен только однажды
ремонт огнеупорной кладки подины. В дальнейшем, в связи
с увеличением содержания в концентрате талька, на подине печи
начали образовываться настыли, что приводило к прекращению
процесса. В связи с этим положение пушки-питателя пришлось
изменить — ее расположили под сводом печи. После этого пульпа
стала падать веерообразно, равномерно распределяясь по всей
поверхности слоя. Большая часть влаги при таком спосо бе за-
грузки концентрата удалялась* из него во время падения. Изме-
нение места расположения пушки-питателя позволило также сни-
зить до минимума остановку печи из-за нарушения кипящего
слоя.
В процессе эксплуатации установки было выявлено, что при-
сутствие в концентрате сурьмы в форме стибнита оказывало не-
благоприятное влияние на извлечение золота, особенно в тех слу-
чаях, когда содержание сурьмы превышало 0,5%. В этом случае
происходило оплавление, обволакивание частиц золота нераство -
ряющейся при цианировании пленкой, что приводило к резкому
снижению извлечения золота.
19
1
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Применение обжига в кипящем слое на фабрике рудников
«Кохиноур Виллане» позволило резко увеличить извлечение золота
на стадии цианирования.
На обогатительной фабрике рудника «Дикенсон» (Канада),
перерабатывавшей в сутки около 500 т руды, в 1951 г. была вве-
дена в эксплуатацию обжиговая печь КС для обжига концентрата,
содержащего 76 г/т Аи; 18,8% S; 11,04%; As; 0,42% Sb и
27,8% Fe 151.
Флотационный
концентрат
перекачивали
с
обогатительной
фабрики в сгуститель диаметром 3,7 м, а затем — во вращающийся
кеисон»*
/ — обжиговая печь; 2 — циклоны; 3 — бак для огарка;
4 — дымовая труба
вакуум-фильтр, из которого материал поступал в чан размером
1830x1830 мм. Пульпу (80% твердого) насосом подавали в пита-
тель обжиговой печи и далее — в пушку-питатель, расположенную
со стороны, противоположной разгрузочному порогу и примерно
на 610 мм выше верхнего уровня кипящего слоя печи. Схема
установки изображена на рис. 72 .
Обжиговая печь представляла собой цилиндр наружными раз-
мерами 2640x5490 мм, футерованный изоляционным кирпичом
толщиной 75 мм и огнеупорным кирпичом толщиной 225 мм.
Внутренний диаметр печи на уровне слоя составлял 2030 мм,
высота слоя 1270 мм. Конструкция подины печи была аналогична
конструкций печи, установленной ранее на руднике «Кохиноур
Виллане». Обжиг концентрата осуществляли при температуре слоя
700° С, что обеспечивало наиболее высокое извлечение золота.
Если температура слоя повышалась выше 725° С, то ее понижали
впрыскиванием воды. На печи перерабатывали 12—15 т/сут пульпы.
192
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

При остановке печи загрузку прекращали, а подачу воздуха про -
должали в течение 10 мин. Это необходимо было сделать для того,
чтобы очистить газовое пространство печи и газоходов от парооб-
разных
соединений
мышьяка
и
предотвратить
конденсацию
мышьяка в соплах.
> Печь работала устойчиво и за 10 лет ее останавливали только
три раза. Эти остановки производили для осмотра и небольших
ремонтов футеровки.
В начале работы печи в ней обжигали концентрат крупностью
60% — 325 меш. Затем на фабрике были установлены дополни-
тельные мельницы и на обжиг начали поступать концентраты
крупностью 80% — 325 меш. Уменьшение крупности концентрата
привело к увеличению выхода пыли с 40 до 50%, что начало со-
провождаться забиванием разгрузочных патрубков циклонов.
Запас тепла в кипящем слое при переработке тонкого кон-
центрата был ниже, чем при переработке крупного. Это в особен-
ности было заметно при остановке печи. Падение температуры слоя
мелкого (тонкого) концентрата происходило значительно быстрее,
чем более крупнозернистого. При обжиге крупнозернистого кон-
центрата падение температуры слоя продолжалось 36 ч и после
этого печь можно было запустить, не прибегая к ее дополнитель-
ному разогреву. При работе с тонким материалом остановка про-
цесса более чем на 12 ч приводила к необходимости дополнитель-
ного разогрева печи для возобновления ее работы.
Применение обжига концентратов перед их цианированием и
на фабрике рудников «Дикенсон» также обеспечило увеличение
степени извлечения золота.
На предприятии «Кэмпбелл Рэд Лейк Мейнз» (Канада) в 1949 г.
была пущена в эксплуатацию печь КС для обжига коллективного
флотационного концентрата, содержащего 230 г/т Аи; 24% S;
6,50% As; 0,34% Sb; 0,33% Ni; 29% Fe [4—61.
Печь для обжига концентратов в кипящем слое была спроек-
тирована также компанией «Дорр». Она имела цилиндрическую
форму, диаметр 5 м и высоту 7 м. Подина печи представляла собой
металлическую стальную решетку толщиной 16 мм, покрытую
сверху слоем огнеупорного бетона толщиной 100 мм. Высота
кипящего слоя составляла 1625 мм. Печь на высоту кипящего
слоя была футерована огнеупорным кирпичом толщиной 230 мм.
Верхнюю часть кожуха футеровали огнеупорным кирпичом,
толщиной 115 мм. В печи обжигали пульпу флотационного кон-
центрата, содержащую 78—80% твердого, подавали пульпу в верх-
нюю часть печи непосредственно из сгустителя насосами через
промежуточный бак.
Печь была рассчитана на переработку 75 т/сут концентрата.
Температура обжига составляла 565° С. Огарки содержали
2,3 —2,9% As и до 0,7 —0,8% S. Отходящие газы проходили через
циклонный пылеуловитель и выбрасывались через дымовую трубу
высотой 38 м в атмосферу.
7 д. Н. Клушин
193
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Обжиг в кипящем слое флотационного концентрата перед
цианированием позволил увеличить извлечение золота с 80 до
90,2%.
После проведения в 1955 г. нескольких серий лабораторных
исследований был начат обжиг флотационного концентрата в две
стадии, обеспечивающий более полное удаление мышьяка {51.
Схема цепи аппаратов двустадийного обжига
представлена
на рис. 73. Обжиговая печь установленная в 1949 г.,
с пере-
ходом на обжиг в две стадии была уменьшена в диаметре (заложена
1 , 2 — печи для обжига; 3, 4 — циклоны; 5 — гасительный бак и репульпа-
тор; 6 — патрубок для выпуска огарка; 7 — фильтр, 8 — насос
огнеупорным кирпичом) в зоне слоя до 3,36 м. Высота слоя оста-
валась неизменной (1625 мм). В подине было расположено 20 сопел
с шариковыми затворами. Воздух в печь подавали компрессором,
производительность которого могла регулироваться дистанционно
из контрольного помещения.
Концентрат подавали в печь / в виде пульпы в количестве
60 т/сут с содержанием 80% твердого.
Температура кипящего слоя в печи J колебалась в пределах
560—590° С. Регулирование ее осуществляли небольшим измене-
нием скорости подачи шихты.
В печи 1 в условиях контролируемого состава газовой фазы
достигалось более полное удаление мышьяка, что обеспечивало
более полное освобождение золота, а следовательно, и более вы-
сокое его извлечение при последующем цианировании.
Огарок со сливного порога обжиговой печи 1 по патрубку
через систему эжекторной подачи подавали в кипящий слой обжи-
говой печи 2. Запыленные газы печи 1 поступали в циклон и да-
лее—впечь2.
194
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Наружные размеры печи 2 составляли 4,27x4,88 м, диаметр
печи в зоне слоя 2,7 м, Высота кипящего слоя 915 мм. В подине
имелось 90 сопел с шариковыми затворами.
Температура кипящего слоя в печи 2 составляла 650—760° С.
Для поддержания температуры в печи не выше 760° С периоди-
чески в печь впрыскивали воду. Печь останавливали один раз в год
на 36 ч для осмотра.
Запыленные газы из печи 2 подавали в три циклона. Пройдя
очистку в циклонах, гаэы выбрасывались в атмосферу через ды-
мовую трубу высотой 42,3 м, футерованную огнеупорным кирпичом.
Пыль из циклонов разгружали в нижний гасильный бак.
Огарок печи 2 и пыль циклонов также гасили и затем перекачи-
вали на операцию цианирования.
При пуске печей после длительной остановки поступали сле-
дующим образом: включали нефтяные форсунки и поднимали тем-
пературу слоя до рабочего предела, после чего начинали загрузку
печи U постепенно увеличивая высоту слоя. Затем начинали раз-
грузку огарка через сливной порог и заполняли печь 2. Обычно
заполнение двух печей до нормального уровня занимало 36 ч.
Переход с одностадийного на двустадийный обжиг флотационного
концентрата позволил снизить содержание мышьяка в огарке до
1,5 —1,6% и этим обеспечить повышение извлечения золота при
цианировании до 97,5%.
В Канаде на предприятии «Джайент Иеллоунайф» осущест -
вляют двустадийный обжиг концентратов в количестве примерно
200 т/сут с использованием также печей КС [1, 7, 8].
В США, на золотоизвлекательной фабрике «Карлтон», в печи
КС с 1951 г. осуществлен одност адийный обжиг флотационных
сульфидно-теллуристых концентратов с содержанием до 310 г/л Аи,
22—25% S и 22—24% Fe 12, 9—111 . Схема установки для обжига
показана на рис. 74 . Золото в этих концентратах находилось
в виде теллуристых соединений в форме, тесно ассоциированной
с пиритом, а также в небольшом количестве в свободном состоянии.
Пульпу флотационного концентрата из сгустителя обогати-
тельной фабрики с содержанием 60% твердого подают диафраг-
мовым насосом в промежуточный бак-мешалку. Из этого бака
пульпу подают, как показано на рис. 74, в дисковый фильтр.
Кек с содержанием 84—88% твердого подают в репульпатор,
где к нему добавляют воду до содержания 78—80% твердого,
после чего он самотеком поступает в питающий бак-мешалк\
размером 1800x1800 мм.
Из питающего бака пульпа дисковым насосом передается
в обжиговую печь типа «Дорр». Пульпа концентрата подается
в печь через специальный загрузочный патрубок, установленный
против разгрузочного отверстия на 150 мм выше уровня кипящего
слоя. Загрузочный патрубок представляет собой трубу диаметром
38 мм, сплюснутую на конце и загнутую вниз под углом ~30°.
Этот патрубок вставлен внутрь печи. Для более равномерного
7*
19
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

распределения поступающего в печь концентрата, а также для
охлаждения патрубка во время остановок печи в него через
специальную трубу вводят небольшое количество сжатого воз-
духа.
Печь представляла собой цилиндрический кожух высотой 5 м
и диаметром 5 м, изготовленный из листовой стали толщиной
6 мм, футерованный внутри теплоизолирующим слоем толщиной
150 мм и огнеупорным кирпичом толщиной 220 мм.
д электрофильтр
Рис. 74, Схема установки для обжига в кипящем слое
1 — - фильтр; 2 — репульпатор; 3 — агитатор для пульпы; 4 — песко-
вый насос; 5 — воздушный фильтр; 6 — воздуходувка; 7 — циклоны;
8 — мультициклон; 9 — чаны для охлаждения; 10 — насос, 11 — кон-
трольный щит
Футеровка была выполнена на высоту 1,5 м от подины, т. е.
до уровня разгрузочного отверстия для огарка. Выше этого уровня
суммарная толщина слоя изоляции и огнеупорной кладки состав-
ляла 125 мм.
Подина печи была сделана из листовой стали толщиной 22 мм
с 134 отверстиями. Расстояние между центрами отверстий состав-
ляло 300 мм.
В каждом отверстии имелась трубная резьба, в которую ввин-
чивали грибок из нержавеющей стали, представляющий собой
трубу диаметром 25 мм и длиной 228 мм. Верх трубы был перекрыт
пластиной диаметром 75 мм и толщ иной 6,5 мм. Непосредственно
под пластиной в стенке трубы были сделаны четыре равномерно
расположенные по кругу отверстия диаметром 6,5 мм. Подина
печи была покрыта двумя слоями огнеупорной кладки толщиной
по 75 мм. Обжиг концентрата производили при температуре слоя
620°
С.
196
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В процессе обжига теллуристое золото разлагалось, выделяя
мелкозернистое металлическое золото, которое легко растворя-
лось при цианировании.
Пирит, окисляясь, образовывал пористые зерна окиси железа,
что облегчило проникновение цианистого раствора к частицам
золота и растворение их.
В течение первых шести месяцев эксплуатации печи обжиг
вели с избытком воздуха от 50 до 100% и получали огарки ярко-
красного цвета, из которых при цианировании не удавалось по-
лучить достаточно высокое извлечение золота.
Затем процесс обжига был изменен; начали работать с мень-
шим избытком воздуха и при содержании кислорода в отходящих
га'зах около 1% стали получать огарки шоколадного цвета. Такой
режим обжига позволил получить приемлемое содержание золота
в остатках от выщелачивания огарков.
* На фабрике «Карлтон» в связи с этим считают, что при боль -
шом избытке воздуха в свободном пространстве печи (выше уровня
кипящего слоя) создаются идеальные условия обжига во взве-
шенном состоянии увлеченных потоком газа мелких частиц кон-
центрата, благодаря чему на поверхности этих частиц может раз-
виваться высокая температура, значительно превышающая темпе-
ратуру слоя. В результате этого произойдет плавление частиц
огарка (пыли), что отрицательно скажется на извлечении из них
золота при цианировании. Поэтому поддержание минимального
избытка кислорода над кипящим слоем при обжиге, сводящее
к
минимуму
возможность
оплавления
огарка,
считается
не-
обходимым условием высокого извлечения золота при циани-
ровании.
Отмечено, что лучшие результаты по извлечению золота и рас-
ходу реактивов получаются при образовании огарка шоколадного
цвета.
Отмечено также, что лучшие результаты дают двухступенчатый
обжиг, при котором теллуристое золото разлагается в восстано -
вительной атмосфере, а горячий огарок, содержащий серу, обжи-
гается вторично в атмосфере, содержащей избыток воздуха, до
получения огарка красного цвета.
Печь была рассчитана на обжиг 60—70 т/сут концентрата, фак-
тически же обжигали 30—35 т/сут и работали периодически —
по 14—16 ч в сутки. При остановках печи слой материала сохра-
нял свою температуру сравнительно продолжительное время, что
исключало необходимость в дополнительном разогреве печи перед
ее пуском. Установлено, что печь без дополнительного последую-
щего разогрева можно было останавливать на 36 ч.
При работе печи материал в количестве —60% выгружался
через порог, —40% выносилось из печи с отходящими газами.
Система очистки отходящих газов включала два циклона
диаметром 1100 мм, один двухтрубйый мультициклон диаметром
600 мм и электрофильтр.
19
7
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Суммарная
степень
очистки
газа
составляла
более
99%.
В табл. 33 приведен состав концентрата и твердых продуктов его
обжига при получении огарка шоколадного цвета.
Таблица 33
Состав концентрата и продуктов его обжига
Материал
Аи,
г/т
$so4> %
ss> %
Fe«+, %
Fe
s
+, % Нераство-
римый
остаток,
%
Исходный концентрат
215
_
22,9
22,4 44,7
Огарок . ...
140
0,8
0,2
Ъ
11,9 70,0
Пыль:
• 1 -го циклона .
485
0,6
0,8
11,3
29,4 31,4
2-го циклона
560
0,4
1,0
14,5
24,5 32,3
мультициклона
560
0,5
0,7
♦ 9,3
23,4 40,2
электрофильтра
231
2,7
0,1
2,9
29,9 36,2
Извлечение золота при цианировании составляло 97,5%, со -
держание золота в остатке от цианирования 5,1 г/т.
На фабрике «Гетчелл» (США) — одном из немногих (если не
единственном)
предприятии
золотодобывающей
промышленности
зарубежных стран
—
осуществляется
непосредственный обжиг
золотомышьяковых руд в печах КС производительностью до
75 т/ч [1].
Поступающая на обжиг руда содержит 2,85% As; 3,6% S;
3,2% Fe; 0,1 % Sb и 7 г/т Au. Печь кипящего слоя диаметром 4,8 м
работает на нефтяном топливе при температуре обжига 590—
650° С. Отходящие из печи газы охлаждаются до температуры
175—200° С, в результате чего конденсируется основная масса
мышьяка. Оставшийся в газах мышьяк удавливается в процессе
мокрой очистки в скруббере.
На руднике «Дални» (Африка, Южная Родезия) после лабора-
торных исследований была построена опытная установка для
обжига
в
кипящем
слое
арсенопиритного
золотосодержащего
концентрата. Производительность установки 100 т/сут.
В 1952 г. была пущена промышленная установка [11—131
производительностью 600 т/сут. Схема установки изображена на
рис. 75 .
Печь для обжига в кипящем слое имела диаметр 5 м и высоту
6 м и состояла из двух камер Ли В. Печь работала 14—16 ч в сутки
в зависимости от количества получаемого концентрата. Пульпа
концентрата содержала 72—78% твердого и 22—24% S. В ка-
мере А температуру поддерживали на уровне 588° С. Регулиро-
вание температуры производили впрыскиванием воды в слой.
Камера В служила в основном для постепенного охлаждения
огарка, температура в ней устанавливалась в пределах 340—
450° С.
198
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Содержание мышьяка в огарке составляло 1,4%, серы 1%,
золота 120—150 г/т.
В отечественной золотодобывающей промышленности обжиг в
кипящем слое упорных золотосодержащих концентратов широ-
кого распространения еще не получил, но уже проведено значи-
тельное количество исследований по отработке параметров об-
Схема установки для обжига в кипящем слое н£ руднике «Далии»:
1 — - сгуститель; 2— насос; 3 — агитатор; 4 — компрессор; 5 — печь; 6 — по-
дина, 7 — воздуходувка; 8 — чаны для охлаждения огарка; 9 — чан для сбора
огарка, 10 — пылевая камера; 11 — циклоны
жига применительно к различным материалам отдельных место-
рождений. В 1956—1957 гг. в Иргиредмете были проведены пер -
вые в Советском Союзе лабораторные испытания двустадийного
обжига в кипящем слое пиритно-мышьякового концентрата Дара-»
сунской золотоизвлекательной фабрики, содержащего: 23,5% S;
9,55% As; 23,3% Fe; 1,13% Си; 0,6% Pb; 18,4 г/т Аи;
6,2 г/т Ag [13].
Для проведения этих испытаний были сконструированы и со-
оружены две лабораторные печи КС, в которых в последующем
были проведены последовательно первая и вторая стадии обжига.
Результаты
исследований
позволили
установить
следующие
оптимальные условия первой стадии обжига для удаления мышь-
яка и сохранения в огарке серы:
Температура, °С
450—480
Удельная производительность, т/(м
3
/сут)
4,5 —5,5
Удельный расход воздуха, м
3
/(м
2
*мин)
.
3,5 —4,0
Линейная скорость воздуха, см/с
8
199
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Было установлено, что в процессе проведения первой стадии
обжига при расходе воздуха, составлявшем 85—90% от теорети-
чески необходимого для сжигания серы и мышьяка, мышьяк от-
гонялся на 85—90% (содержание мышьяка в огарках снижалось
до 1,3 —1,9%), а сульфидная сера практически полностью остава-
лась в огарке.
Огарки первой стадии подвергали обжигу во второй печи и по
результатам этих опытов были установлены следующие оптималь-
ные условия:
Температура обжига, °С . .
,
. 580—620
Удельная производительность, т/(м
2
-сут) , .
3,0 —4,0
Удельный расход воздуха, м
3
/(м
2
-мин)
5,5 —6,0
Линейная скорость воздуха, с м / с . . .
.
8,5 —9,5
Извлечение золота из огарков при цианировании, % . . 92—93
Одновременно с проведением лабораторных исследований Цвет-
метпроектом было разработано проектное задание опытной печи
и обжигового цеха для обжига в кипящем слое мышьяково -
пиритных концентратов Дарасунского рудоуправления.
Проектом
предусматривалось сооружение двухкамерной печи
прямоугольной формы общей площадью 4,2 м
2
(1,7x2,5) суточной
производительностью 18 т. В I960 г. В Дарасунском рудоуправ-
лении был достроен опытный цех, сооружена установка для дву-
стадийного обжига в кипящем слое флотационного концентрата и
начаты пробные испытания [131. За основу проведения исследо-
ваний был принят режим обжига, установленный ранее в лабора-
торных условиях. Для проведения испытаний был подготовлен
мышьяковистый концентрат текущей добычи, содержащий 30,6% S;
9,6% As; 2,4% Си; 1,1% Pb; 27,0% Ре; 50 г/т Аи.
Крупность концентрата составляла 60% — 0,074 мм, влажность
4—7%.
В период испытаний был выявлен ряд конструктивных недо -
работок установки и трудностей в освоении процесса, но, как
утверждают
исследователи,
были
получены
удовлетворительные
результаты по селективному окислению арсенопирита, подтвер -
дившие данные предыдущих лабораторных исследований.
Технологическое извлечение золота из обожженных материа-
лов "по балансу составило 97%.
В последующем
данная
установка была реконструирована,
печь переделана в однокамерную с целью замены существовав-
шего обжига в механических печах на обжиг в печи КС [14, 15].
Общая схема аппаратов опытно-промышленного цеха
показана
на рис. 76.
В связи с этим основными задачами обжига явились удаление
из концентрата мышьяка и получение его в виде товарного про-
дукта — технического мышьяковистого ангидрида. Задача полу-
чения мышьяковистого ангидрида представляла особые трудности,
так как аналогичных примеров ни в отечественной, ни в зарубеж -
ной промышленности не существовало.
200
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

После реконструкции установки печь прямоугольного сече-
ния имела площадь пода, равную 3,4 м
2
,
высоту порога 1,0 м
и высоту печи от подины до свода 6 м. Печь была футерована ша-
мотным кирпичом. Подина печи была выполнена из жаропроч-
ного бетона и оснащена соплами грибковидного типа. Живое се-
чение сопел составляло 0,8% от площади пода.
Очистку отходящих из печи газов осуществляли в циклонах
СИОТ и НИИОгаз типа ЦН-15, включенных последовательно,
Рис 76. Схема цепи аппаратов опытно-промышленного цеха для обжига в кипя-
щем слое*
i — приемный бункер; 2 — лотковый питатель* 3 — грохот; 4 — ленточный транс-
портер; 5 — элеватор; 6 — расходный бункер; 7 — ленточный питатель; 8 —
печь КС; 9 — воздуходувка РГН-3000; 10 — циклоны; 11 — эксгаустер; 12 —
электрофильтр; 13 — камера кристаллизации; 14 — дымовая труба; 15 — шнек;
16 — шнек для огарка
и в электрофильтре ВП-2,4. Циклоны, газоходы и электрофильтр
были теплоизолированы для предотвращения конденсации паров
трехокиси
мышьяка.
Для
конденсации
и
улавливания
паров
трехокиси мышьяка за электрофильтром была установлена ка-
мера кристаллизации, из которой очищенные газы через трубу,
расположенную на расстоянии 800 м от цеха, выбрасывались
в атмосферу.
На данной установке обжигали
подсушенный (до 4 —5%
влаги) концентрат, в отличие от аналогичных зарубежных уста-
новок, где обжигают преимущественно пульпу. Обжиг пульпы
концентрата на данной установке исключался в связи с необхо-
димостью получения товарного мышьяковистого ангидрида.
В процессе освоения установки было испытано два режима об-
жига концентратов: режим полного окисления сульфидов и режим
преимущественной отгонки мышьяка в газовую фазу.
501
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Максимальную степень отгонки мышьяка получали при су-
щественно
недостаточном
для
полного
окисления
сульфидов
количестве 02.
Режим полного окисления сульфидов обеспечивался при рас-
ходе воздуха, равном 130—135% от теоретического количества,
при температуре 750—850° С. Технологические показатели об-
жига в кипящем слое при полном окислении сульфидов
4
(режим А )
и преимущественной отгонке мышьяка (режим В ) были следую-
щими:
Режим А Режим Б
Расход воздуха от теоретически необходимого коли-
чества, % ................................ ...........................
.
.
.
130—135
80—90
Удельная производительность печи, т/(м
а
«сут) . .
3,5 —4,5
6,5 —7,5
Температура в слое, °С ................................ ................................ . 750—850
550—580
Содержание в огарке из печи, %:
Бобщ....................................................................................... 0,4 -0,6
12
Ss ........................................................................................... 0,1 —0,2
7,2 —
As ........................................................................................... 1 —1,5
0,35—
Извлечение в газовую фазу мышьяка, % . 65—75
80—85
Для постоянной эксплуатации печи был принят режим преи-
мущественной отгонки мышьяка.
Режим работы печи при недостаточном количестве кислорода
был проверен при 500—850° С, в качестве оптимальной вы-
брали температуру 550—580° С. Такой режим обжига обеспечивал
требуемый температурный режим в электрофильтре и во всем га -
зовом
тракте. При указанном
температурном режиме обжига
и расходе воздуха, составляющем 80—90% от теоретически необ-
ходимого количества, содержание кислорода в газах под сводом
печи колебалось от 0 до 1,5%, а содержание S02 составляло
10—12%.
Пылевынос из печи составлял 20% от концентрата. В условиях
стабильной
"работы
электрофильтра
обеспечивалось
получение
кондиционного
технического
мышьяковистого
ангидрида,
содер -
жащего 92—97% As203. Содержание золота
в
мышьяковистом
ангидриде 'составляло 1—2 г/т. Лучшие результаты получались,
если запыленность газа перед электрофильтрами не превышала
5—8 г/м
3
.
Фактическое извлечение золота в огарок составляло
96,1 —97%, но оно могло быть повышено при увеличении к. п. д.
электрофильтра и устранении механических потерь.
В процессе обжига имело место обогащ ение золотом огарка
ванны печи, особенно нижнего приподового слоя. Это явление
отмечалось и на всех зарубежных заводах. При длительной работе
печи содержание золота в огарке на подине печи повышается до
2—3 кг/т и выше. Это объясняется, вероятно, отсадкой в пульси-
рующей воздушной струе свободного золота, имеющегося в кон-
центрате, а также золота, освобождающегося при окислении суль-
фидных минералов.
Опытная установка Дарасунского рудоуправления — первая
установка в отрасли для обжига в кипящем слое упорных золото-
202
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

жига в кипящем слое*
i — ленточный питатель; 2, 3 — печи КС; 4, 5 — циклоны с бункерами; € — сухие
электрофильтры; 7 — кристаллизатор; 8 — рукавный фильтр; 9 — скруббер; 10, 11 —
бак для оборотных растворов с насосом; 12 — кюбелн для пыли
состояла в том, что в них отсутствовало свободное золото. Практиче -
ски все золото было связано в этих концентратах с арсенопиритом.
Общая схема цепи аппаратов полупромышленной установки
приведена на рис. 77 .
В условиях сравнительно низких (500—550° С) температур и
слабоокислительной атмосферы в первой стадии обжига проис-
ходила максимальная отгонка мышьяка. На второй стадии об-
жига в условиях значительного избытка воздуха и повышенной
температуры происходило полное окисление серы и углерода.
Ниже приведен оптимальный технологический режим дву-
стадийного' обжига концентрата.
Удельная производительность, т/(м
2
-сут)
Температура, °С:
в слое
под сводом
Коэффициент избытка воздуха *
Линейная скорость воздуха в потоке, м/с
Разрежение под сводом, мм вод. ст.
содержащих мышьяково-лиритных концентратов в 1967 г. была
пущена в постоянную промышленную эксплуатацию.
В Иргиредмете и ВНИИцветмете в лабораторном масштабе
были проведены исследования окислительного обжига в печах КС
углистых золотосодержащих концентратов [16—17], а в 1966 г.
ВНИИцветмет
провел
полупромышленные
исследования
двуста-
дийного обжига углистых золотосодержащих концентратов одного
из месторождений Казахстана. Особенность этих концентратов
Первая стадия
Вторая стадия
6,0 —6,5
2,5 —3,0
500—550
650—670
450—470
Не менее 560
0,5
1,5 —1,8
0,1
0,1
2—3
2—3
* По отношению к теоретически необходимому количеству на окисление
всех сульфидов и углерода.
203-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

гг
=>
It
*
«а»
6,08,0
С.%
Рис 79. Влияние содержания углерода
в огарке на извлечение золота при циа-
нировании огарков
Установлено, что единственным продуктом обжига углистых
концентратов,
пригодным для последующего цианирования,
яв-
ляется огарок. Полученные в процессе обжига пыли циклонов
и электрофильтров характеризуются высоким содержанием актив-
ного углерода и должны быть возвращены на ^ообжиг в первую
стадию после их предварительной грануляции.
Исследованием установлено, что при температуре обжига выше
670° С наблюдается резкое увеличение потерь золота с кеками циа-
нирования,
что
объясняется
термической
пассивацией
золота
(рис. 78). При температуре обжига ниже 635° С содержание золота
10
•
Ч
/
/
С
X
Л
\|1
О
/
'<.4
•
550 600 650 700 750 $00
t,°C
Рис, 78 Влияние температуры II стадии
обжига на содержание золота в кеках циа-
нирования огарка
в кеках цианирования также резко повышается, но уже как ре- -
зультат сорбционного действия невыгоревшего углерода (рис. 79).
Максимально допустимое содержание углерода в огарках, по-
ступающих на цианирование, должно быть не более 0,3%. Иссле-
дование показало, что предельное содержание углерода в огарках
составляет 0,2% [19].
Установлено также, что причиной высоких потерь золота при
цианировании
является
недоокислившаяся
часть
арсенопирита,
сохранившаяся в огарках и пылях (рис. 80). Разработан оптималь-
ный технологический режим двустадийного обжига в кипящем
слое углистых золотосодержащих концентратов, обеспечивающий
высокую степень извлечения золота из них и получения товарной
трехокиси мышьяка.
В работе [21] приведены данные лабораторного и полупро-
мышленного исследования двустадийного обжига в печах КС
мышьяково-углист>1х
золотосодержащих
концентратов
непосред-
ственно из пульпы. Установлены основные технологические па-
раметры совмещенного способа сушки и обжига в печах КС упор-
ного золотосодержащего концентрата из пульпы. Способ характе-
ризуется простотой аппаратурного оформления,
устойчивой ра-
ботой печей и возможностью комплексной автоматизации уста-
новки.
В заключение необходимо отметить, что информация о работе
золотодобывающей промышленности ведущих в этой области стран
204
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

2,0
As
Рис 80. Потерн золота с кеками циа-
нирования в зависимости от содержа-
ния в огарках мышьяка в форме ар
сенопирита
мира была всегда очень ограниченной. В последние годы в йерио»
дической литературе появлялось также очень мало сообщений о
проводимых исследованиях, о практике переработки на зарубеж-
ных заводах золотосодержащих материалов вообще и упорных
в частности.
Анализируя имеющиеся в литературе данные и резюмируя
все вышеизложенное об укрупненно-лабораторных, полупромыш- %
ленных и опытно-промышленных испытаниях, а также о про-
мышленном применении печей КС при обжиге различных упор -
ны* золотосодержащих материалов, следует отметить, что
этот способ подготовки упорных материалов перед стадией их
цианирования получает все более широкое распространение. Одна-
ко он не является еще преобладаю-
щим способом в золотодобывающей
промышленности как в нашей стра-
не, так и за рубежом. В настоя-
щее время еще во многих стра-
нах мира — Канаде, Австралии,
ЮАР,Гане,СШАит.д. — ис-
пользуют установки подового об-
жига. «Только в одной Австралии
эксплуатируется около 50 таких
установок, на которых обжигают
ежесуточно более тысячи тонн
различных золотосодержащих материалов [1, 2].
Чем же можно объяснить сравнительно медленное распростра-
нение обжига упорных золотосодержащих материалов в печах
КС, несмотря на его вполне определенные преимущества, и «жи-
вучесть» подового способа?
Причина этого заключается в том, что золотодобывающие
предприятия в большинстве своем являются сравнительно мел-
кими,, с малым объемом перер абатываемых материалов. Обжиг
золотосодержащих материалов подовым способом обходится на
этих предприятиях в 50—90, а в отдельных случаях снижается
до 20—25 центов за 1 т, в то время как стоимость обжига подоб-
ных материалов на установках КС составляет несколько долларов
за 1 т. Так, на заводе «Голден Сайкл» (США), где эксплуатируется
печь КС производительностью около 40 т/сут, стоимость обжига
1 т золотосодержащего концентрата составляет 3,96 долл. [2].
Несмотря на это, ряд специфических органических недостат-
ков подового обжига — низкая удельная производительность
печей,
неравномерное
распределение
температуры по
массе
обжигаемого материала, трудность регулирования температуры и
газового режима в печи — способствует непрерывному расшире-
нию масштабов применения кипящего слоя в золотодобывающей
промышл ен ности.
В особенности будет ускоряться процесс замены подового
обжига на обжиг в кипящем слое в тех случаях, когда происхо-
205
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

яит объединение отдельных мелких предприятий или расширяются
масштабы
переработки
материалов
действующего
предприятия.
В этом случае установка большого количества мелких печей с по -
довым обжигом становится явно нецелесообразной.
В последние годы как в нашей стране, так и за рубежом на -
чаты исследования по применению процесса хлоридовозгоночного
обжига в печах КС для переработки различных золотосодержащих
материалов. Судя по имеющимся в литературе данным [22, 23],
этот процесс обеспечивает более полное и комплексное извлече-
ние всех ценных составляющих сырья. Подробнее эти исследова-
ния рассмотрены в главе XIV.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Лодейщиков В. В. Техника и технология извлечения золота из руд за рубе-
жом. М ., «Металлургия», 1973. 285 с. с ил.
2. Золотодобывающая
промышленность
капиталистических
и
развивающихся
стран в 1970—1973 гг. М ., «Цветметинформация», 1975. 24 с.
3. «Chim. Engin. and Mining Review», 1951, v. 43, N 5, p. 175 —179.
4. Обжиг сульфидных материалов в кипящем слое М , Металлургиздат, 1958.
185с.сил.
5. «Canad Min. and Met. Bull.», 1961, v 54, N 592, p. 595—608 .
6. «Canad. Min. and Met. Bull », 1951, v. 44, N 471, p. 457 —460
7. «Canad Min. and Met. Bull.», 1961, v. 54, N 588, p. 302—314.
8. Жучков И. A . y Рейнгольд Б. Af., Панченко А. Ф , Плешакова Н Е .
—
«Цвет-
ная металлургия» (Бюл ин-та «Цветметинформация»), 1970, Кя 5, с 27—29.
9. «Mining Engineering», 1954, N 12, p. 1181—1185.
10. «Mining Congress Journal», 1954, v. 40, N 3, p. 53.
П. Применение в СССР процессов обжига в кипящем слое М.,
ЦИИН ЦМ,
1960. 496 с. с ил.
12. «Eng. and Min J », 1957, v. 158, N 5, p 98—104.
13. Процессы в кипящем слое. М., ЦИИН ЦМ, 1959, 131 с. с ил.
14. Рейнгольд Б. М
,
Дубинин Я. Л.,
Чумаков Л. Я.
—
«Научные труды» (Ир-
гиредмет). Сб. Кя 27. Иркутск, Восточно—Сибирское книжное издательство,
1972, с. 189.
15. Рейнгольд Б. М .9 Синакевич Л. С., Чумаков Л. И , Чувакин С. Я.
—
«Цвет-
ные металлы», 1969, Кя 6, с. 42 —45.
16. Лодейщиков В. В., Скобеев К. К -,
Жучков И. А .,
Ломзова М. В
—
«Науч-
ные труды» (Иргирсдмет) Вып. 13. М , «Недра», 1965, с. 306 —331.
17. Лодейщиков В В.,
Жучков Я. Л.,
Колесников Я. А . и др.
—
«Цветная ме-
таллургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1967, Кя 7, с. 29—33.
18. Колесников Я. А ., Ларин В. Ф., Пантелеева Л Г Я., Бахтина Я. Я.
—
«Цвет-
ные металлы», 1967, Кя 6, с. 44 —46.
19. Колесников Я. Л.,
Казанов В. Я.,
Бахтина И. Я. и др.
—
«Цветная метал-
лургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1968, Кя 3, с. 21 —26.
20. Скобеев Я. К
,
Жучков И. А .,
Лодейщиков В. В.
—
«Цветная металлургия»
(Бюл. ин-та «Цветметинформация»), 1966, Кя 4, с. 26—29.
21. Колесников Я. Л. — «Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформа-
ция), 1970, Ня 13, с. 23—26.
22. Ranson Я. £. — «Canad. Min. J.», 1973, v. 94, N 6, p. 58—59.
23. Зырянов М. Я.,
Нивин Л. Я.,
Полетов С. В.
—
«Цветная металлургия»
(Бюл ин-та «Цветметинформация»), 1971, Кя 12, с. 22 —23; 1972, No 3, с. 8 —
10; 1972, Кя 4, с. 23—25.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Глава XII
НАГРЕВ И ОХЛАЖДЕНИЕ ME ТА J ДА
В КИПЯЩЕМ CJOE
А
Применяемые в настоящее время аппараты для отжига труб (камерные садоч-
ные электропечи или злектроконтактные аппараты) и нагрева заготовок (кон-
вейерные конвективные печи) несовершенны. Скорость нагрева труб в камерной
печи и заготовок в конвейерных конвективных печах весьма низка, что опреде-
ляет крайне малую производительность печных агрегатов,
а следовательно,
высокую стоимость передела.
Кроме того, в камерных печах часто происходит деформация труб под дей-
ствием массы садки, имеет место заметное окисление металла. Не всегда дости-
гается равномерность отжига по длине труб. При электроконтактном нагреве
концы труб не поддаются отжигу и их приходится отрезать. Существенным не-
достатком конвективных печей является также неоднородность образующегося
в них температурного поля, что приводит к неравномерному нагреву заготовок,
а это в свою очередь отрицательно сказывается на работе прессов.
В связи с этим более перспективными агрегатами для термообработки как
массивных тел (заготовок), так и тонких (трубы) были признаны печи КС с инерт-
ным материалом на газовом топливе, аналогичные печам, на которых проводи-
лись первые исследования по рекристаллизационному отжигу стали [1].
По нагревающей способности печи КС превосходят, как показывает опыт,
все применяемые в промышленности печи, за исключением индукционных. Боль-
шая скорость нагрева, возможность поддержания температуры в слое с точно-
стью ±1С, отсутствие коробления изделий при нагреве, возможность дости-
жения высоких температур и получения необходимых сред (атмосферы) в рабо-
чей зоне выгодно отличают нагрев в кипящем слое от указанных выше способов
нагрева.
Кроме того, скорость на!рева различных материалов в печах КС можно
широко регулировать,'
применяя частицы инертного материала разных фракций
или изменяя температуру слоя.
1. НАГРЕВАТЕЛЬНЫЕ ПЕЧИ
И ГАЗОРАСПРЕДЕЛИТЕЛЬНЫЕ УСТРОЙСТВА ч
На рис. 81 приведены принципиальные схемы основных видов
нагревательных печей КС [2]. Для высокотемпературного мало -
окислительного
нагрева
применяют
схему
а.
Газо -воздушная
смесь проходит через газораспределительное устройство и псе-
вдоожижает слой. Горение смеси в кипящем слое обычно завер-
шается на расстоянии 30—50 мм от решетки. На небольшом рас-
стоянии за пределами зоны горения температура в кипящем слое
становится постоянной во всем объеме. В печах, работающих по
схеме а, можно получить температуру от 850 до 1500° С. Такие
печи можно успешно применять для отжига изделий из цветных
металлов.
Для
безокислительного
нагрева
Уральским
политехническим
институтом
предложена схема б,
предусматривающая двухсту-
пенчатое сжигание
газа. Слой твердого
инертного
материала
псевдоожижается газо-воздушной смесью с а < 1. Недостающее
207
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

тепло подводится к зоне / из зоны II вторичного дутья, где проис-
ходит дожигание продуктов неполного сгорания. Дожигание мо-
жно вести как непосредственно в зоне всплесков слоя, так и над
слоем или под сводом печи. В последнем случае тепло к кипящему
слою будет подводиться радиацией от свода. Промышленные печи,
построенные по этой схеме, эксплуатируются на Минском рессор-
ном заводе, где их используют для концевого нагрева рессор под
завивку, и -на ГПЗ-1.
Институтом тепло- и массообмена АН БССР [3—4] разрабо-
тана схема в с двухзонным сжиганием газа. В зоне / предусмат-
MMMMtмм
а
5
в
Рис. 81. Принципиальные схемы камерных и проходных нагревательных печей КС*
а — однокамерная печь, б — печь с двухступенчатым сжиганием газа; в — печь
с раздельным сжиганием газа
ривается нагрев заготовок, в зоне II — нагрев частиц. Для со-
здания безокислительной атмосферы горючую смесь с коэффи-
циентом расхода (избытка) воздуха а < 0,5 подают через решетку
в зону нагрева металла L При а с 0,5 в зоне / не всегда удаетей
получить требуемую температуру,
поэтому значительное
коли-
чество тепла в нее поступит из зоны I I с промежуточным тепло-
носителем. В зоне I I происходит полное сжигание газо -воздушной
смеси с а > 1, что обеспечивает одновременно частичное дожига-
ние продуктов горения, поступающих из зоны I под экранирующий
дырчатый свод.
Зона I и зона I I разделены перегородкой, верхняя кромка
которой расположена ниже уровня плотного слоя.,
В период ра-
боты печи кипящий слой по всему ее сечению составляет единое
целое.
В дальнейшем [5] перегородка в печи была снята, поскольку
было установлено, что и без нее смешение газовой фазы обеих
зон было незначительным.
Большое влияние в рассмотренных выше схемах нагреватель-
ных печей уделяется конструкциям газораспределительных уст-
ройств. Газораспределительные устройства или подины в печах КС
служат как подом, так и устройством, назначение которого со -
стоит в равномерном распределении горючей смеси по подине.
208
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В печах безокислительного нагрева часто используют колпач -
ковые подины с живым сечением от 1 до 3%. Подина печи в этом
случае выполняется из жаростойкого бетона, а колпачки — из
жаростойкой стали (1Х18Н9Т). Замеры, выполненные на колпач-
ковой решетке при температуре кипящего слоя 1250° С, показали,
что температура колпачка в центре его верхнего торца на 200—
250° С, а на боковой поверхности на 300—350° С меньше, чем
техмпература слоя [6]. Проскока пламени через колпачки не на -
блюдалось при значениях а от 0,1 до 1,2, что объясняется высокой
скоростью истечения газо-воздушной смеси (20—50 м/с) из отвер-
стия колпачков, а постоянная величина гидравлического сопротив -
ления колпачков при пуске установок свидетельствует о том, что
горючая смесь воспламеняется уже после выхода ее из отверстий.
Опыты показали, что стойкость колпачков, изготовленных из
стали марок ЭИ612 и 1Х18Н9Т в условиях работы при темпера-
турах до 1300° С, была хорошей. Резьбовые соединения колпач-
ков сохранялись в хорошем состоянии, окалины на них не на-
блюдалось.
Хорошие отзывы получила металлическая стержневая водо-
охлаждаемая подина. Эта подина работала без ремонта 1000 ч.
Потери тепла на решетку были невелики и составляли около 2%.
Она принята к промышленному применению на печах Минского
рессорного завода и ГПЗ-1.
Для печей небольшого размера используют сплошные пори-
стые керамические подины. Эти подины имеют такие преимущества
перед перфорированными и колпачковыми подинами, как сравни-
тельно небольшое гидравлическое сопротивление, высокая огне-
упорность; равномерное
распределение
газо -воздушной
смеси
по сечению.
Однако очень трудно изготовить большую керамическую по-
дину, имеющую одинаковое сопротивление по сечению. Сохране-
ние одинакового сопротивления по сечению необходимо в связи
с тем, что при низких скоростях газо-воздушной смеси будет
наблюдаться прогрев той части подины, где сопротивление выше,
что может привести К воспламенению горючей смеси в подрешет -
чатой зоне.
При работе с фракциями инертного материала 0,2 —0,5; 0,5 —
1; 1—1,5 мм сопротивление* пористых керамических подин изме-
няется мало, что свидетельствует о незначительном засорении
каналов пор. При работе с тонкодисперсными материалами пори-
стые подины быстро забиваются пылью. Таким образом, пористые
керамические подины могут служить хорошим газораспредели-
тельным устройством высокотемпературных печей только при стро-
гом соблюдении технологии их изготовления и правильном выборе
частиц промежуточного теплоносителя.
Низкие температуры в слое обычно получают сжиганием газо -
воздушной смеси вне слоя, например в выносной топке, с дополни -
тельным разбавлением продуктов сжигания воздухом.
209
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Для получения в кипящем слое температур 400—800° С пред-
ложили газо-воздушную смесь сжигать в затопленной подине.
На водоохлаждаемой перфорированной подине с живым сечением
0,5% укладывали слой корундизовых шаров диаметром 9 мм и
высотой 100 мм. Кипящим слоем служил электрокорунд фракции
0,2 —0,5 мм. Отвод тепла из слоя осуществляли водоохлаждае-
мым змеевиком, имитировавшим металл. Сжигание газа произ-
водили при ос 1. В установившемся режиме горение газа
стабилизировалось в насадке, разогреваемой до 1300—1400 °С
вблизи решетки [7]. Данная конструкция подины была исполь-
зована
при
проектировании аппаратов для
отжига
латунных
труб на Ревдинском заводе по обработке цветных металлов и
прутков из стали ШХ15 на Серовском металлургическом заводе [8 ].
Наряду с; большими преимуществами нагревательные печи КС
имеют ряд недостатков. К ним прежде всего относятся определен -
ный унос из слоя ожижаемых инертных частиц и трудности в ме-
ханизации процесса нагрева и установке печей в общую техно-
логическую линию цеха.
2. ОТЖИГ ТРУБ ИЗ ЛАТУНЕЙ
Лабораторные
исследования
рекристаллизационного
отжига
труб из латуней JI68 и JI070-1 диаметром 16—25 мм, толщиной
стенки от 0,75 до 2 мм и длиной 300 мм были проведены в печи КС
электрокорунда,
размером
час-
тиц 0,16 мм. Печь представля-
ла собой открытую сверху фу-
терованную
камеру внутренни-
ми размерами 120 X 400 мм, отап-
ливаемую газообразным топли-
вом при а > 1 [9, 10]. Образцы
труб нагревали попарно на спе-
циальной подвеске при разных
температуре слоя и времени вы-
держки
в
печи.
Конструкция
подвески не позволяла материа-
лу
кипящего
слоя
попадать
внутрь образцов и нагрев их
происходил только с наружной
поверхности. В процессе иссле-
дования
снимали
термограммы
нагрева труб. Образцы охлаж-
дали на воздухе или иногда в воде. Основные опыты проводили
на трубах из латуни Л68. После отжига определяли технологи-
ческие свойства труб (рис. 82).
Исследование показало, что при повышении толщины стенки
труб время выдержки образца для достижения заданных свойств
пропорционально увеличивалось. Диаметр образца практически
210
40
35
\Ъ30
-60
-50
25L40
—
<
I
Г к"'
<
650
700
750 t.'C
Рис. 82 Зависимость механических свойств
труб размером 19x0,75 мм» отожженных
в кипящем слое от температуры слоя при
выдержке 1 -5 с (/), 2^7 с (2), 3 —10
4-20с(4),5-30с(5),6-45с(6)
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

не влиял на время выдержки, так как коэффициент теплоотдачи
при любом диаметре (16—25 мм) оставался практически постоян-
ным и равным 700 Вт/(м
2
- град). Опыты, проведенные на образцах
из латуни JI070-1,
показали аналогичную картину
изменения
механических свойств. Несмотря на то что термический режим
отжига
характеризовался
окислительной
атмосферой (а > 1)
из-за
малого
времени
выдержки
образцов
окисление
ме-
талла было даже меньше, чем при существующих способах
нагрева.
В процессе проведения опытов было обращено внимание на
действие материала слоя на поверхность образцов. Было установ-
лено, что механических повреждений и рисок на трубках не обра -
зовывалось. При всех исследованных температурах слоя и любой
продолжительности
выдержки частицы
корунда, оставшиеся
на
поверхности образцов, легко сдували воздухом.
В целом исследования показали перспективность применения
печей КС инертного материала для рекристаллизационного от -
жига латунных труб.
За основу
конструкции
таких
печей [9] рекомендовалось
принять проходные печи, используемые для исследования отжига
стальных прутков. Эти печи рассчитаны на работу при температу-
рах слоя выше 850° С. Для отжига латуней необходима темпера-
тура слоя 650—750° С. При сжигании природного газа непосред-
ственно в кипящем слое снижение температуры ниже 850° С резко
увеличивает химический недожог и понижает устойчивость горе-
ния.
В связи с этим были проведены исследования получения низко -
температурного кипящего слоя путем использования шаровой на-
садки из высокоглиноземистого огнеупора [91, а также погружной
горелки [11]. Исследования показали, что оба способа дают воз-
можность получать в кипящем слое температуры, необходимые
для
рекристаллизационного отжига
латуни.
Исследования
про-
должаются.
3. НАГРЕВ ЗАГОТОВОК ПОД ШТАМПОВКУ И ЗАКАЛКУ
Скорость нагрева заготовок в конвейерных конвективных пе-
чах очень низкая. В связи с этим для обеспечения бесперебойной
работы прессового оборудования необходимо одновременно нагре-
вать много заготовок и занимать значительные площади в цехах
под нагревательные печи. Существенным недостатком применяе -
мых конвективных печей является также неоднородность образу-
ющегося в них температурного поля, что приводит к неравномер -
ному нагреву заготовок, а это в свою очередь отрицательно сказы -
вается на работе прессов.
В связи с этими недостатками конвективных печей исследовали
нагрев заготовок под штамповку в печах КС площадью пода 150 х
хЗОО мм. [10, 12]. Высота слоя материала в спокойном (нерабочем)
211
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

состоянии составляла 200 мм. В качестве материала для слоя
использовали корунд, шамотную крошку со средним размером
зерна 0,2 и 0,5 мм, шлаковые шарики с dcp - 0,6 мм и алундо-
вые шарики с d — 0,8 мм. Ожижающей и греющей средой явля-
лись дымовые газы, при сжигании природного газа, разбавлен-
ные воздухом.
В качестве образцов для нагрева в кипящем слое были выбраны
куски алюминиевых сплавов размером 150x200 мм, вырезанные
из плоской ребристой заводской заготовки толщиной до 40 мм.
В кипящем слое корунда заготовки нагревали до 450° С за
2—3 мин (рис. 83). Практически такие же скорости нагрева образ-
цов были получены при использовании мелких частиц шамота.
Однако при 400—500° С из-за
низкой
твердости
алюминиевых
сплавов частицы корунда и ша-
мота
налипали
на
поверхность
образцов. Увеличение размера ча-
стиц не исключало их налипание.
Только при нагреве заготовок в
кипящем слое алундовых и шла-
ковых частиц, имеющих гладкую
поверхность,
удалось
избежать
налипания частиц. При этом от-
мечалось, что частицы, оставшиеся
на
горизонтальных
поверхностях
заготовок,
легко стряхивались
и
сдувались.
Было отмечено также, что в
процессе нагрева образцов следует исключать возможность удара
их друг о друга и о стенки печи во избежание вдавливания
частиц в заготовку.
Исследования показали, что применение печей КС для нагрева
заготовок
под штамповку
позволяет резко
интенсифицировать
этот процесс и обеспечить бесперебойную работу пресса при одно -
временном нагреве всего лишь трех-четырех заготовок. В связи
с этим значительно уменьшаются площади, занимаемые печами.
На одном из заводов сконструирована и построена печь КС
производительностью 40 кг/ч для нагрева алюминиевых сплавов
при температуре 500—535° С под закалку [13]. Температурный
перепад по объему кипящего слоя не превышает 4° С. Скорость
нагрева в кипящем слое заготовок из сплавов Д1 и Д20 диамет -
ром 90 и толщиной 30 мм, определенная с помощью термограмм
нагрева, является более высокой, чем в печи Н-85.
Время нагрева под закалку трех садок из сплавов Д1 и Д20,
по 32 заготовки в каждой садке, в кипящем слое — в 4 раза меньше,
чем в печи Н-85. Механические испытания и металлографические
исследования образцов заготовок, термообработанных в печи КС,
показали, что их свойства и структура соответствуют техническим
212
Рис.
S3. Термограмма
нагрева
алю-
миниевых заготовок в различных средах-
/ — корунд ЭН-12; 2 — шлаковые ша-
рики, d = 0,6 мм; 3 — конвективная
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

условиям, предъявляемым к указанным сплавам. Печь КС для
нагрева алюминиевых сплавов под закалку находится в настоящее
время в промышленной эксплуатации.
4. ОХЛАЖДЕНИЕ
Экспериментальными данными [2] установлено, что кипящий
слой как охлаждающая среда занимает промежуточное положение
между маслом и воздухом. Скорость охлаждения металлических
заготовок и деталей в кипящем слое в 15 —20 раз выше, чем на
воздухе, и может легко регулироваться подбором фракционного
состава частиц.
В настоящее время способ охлаждения и закалки в кипящем
слое самых разнообразных изделий находит широкое применение
в различных отраслях промышленности. Кипящий слой успешно
применяют
при
закалке
проволоки,
прутков,
рельсов,
фрез,
листов и других изделий. Его успешно применяют для охлаждения
или закалки мелких изделий (например, болтов), а также для
охлаждения массивных стальных заготовок и изделий, причем
в этом случае удается избежать в них образования трещин (флоке-
нов). В работе [14] сообщается, например, что после проведения
ряда подготовительных исследований изложницы массой 4000 кг
начали охлаждать в ванне песка, псевдоожиженного воздухом.
Для более интенсивного отвода тепла из слоя песка в него
были помещены водоохлаждаемые змеевики, а стенки камеры
были кессонированы.
Снижение температуры изложницы на воздухе от 600 до 200° С
происходило в течение 3—4 ч, а в кипящем слое песка — за 40 мин.
Наиболее эффективным считается
комбинированное охлажде-
ние,
'при котором в кипящий слой подают распыляемую форсун-
ками воду. Температуру слоя в этом случае можно поддерживать
постоянной.
Применение кипящего слоя в качестве охлаждающей среды,
по данным фирмы «Лоррэн-Эско»
1
,
позволяет получать изделия
с более высокой твердостью и более дисперсной структурой, обе-
спечивающей более высокую износоустойчивость. Таким способом
фирма предлагает охлаждать рельсы после прокатки для повы-
шения их эксплуатационных свойств.
При обработке на сорбит рекомендуется
1
охлаждение проводить
при температуре 560—620° С с выдержкой в течение 200—800 с.
При обработке на бейнит охлаждение производят при темпера-
туре 380—480° С с выдержкой в течение 300—900 с*
Благодаря
широким
возможностям
регулирования
темпера-
туры кипящего слоя в последнем можно создавать различнейшие
условия как охлаждения, так и закалки, включая ступенчатую
1
Пат. (Франция), No 289616, 1971.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

закалку и охлаждение. Следует считать перспективным примене-
ние кипящего слоя для термической обработки различных мате-
риалов и изделий.
**
*
Отмеченные выше преимущества печей КС, используемые в на-
стоящее время при нагревании и охлаждении в металлообрабаты-
вающей промышленности, обусловили широкое развитие в послед-
ние
годы исследовательских
и
опытно-конструкторских работ
по определению возможности использования этих печей для мно-
гих различных процессов [8].
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Баскаков А* П., Голдобин Ю. М, Рубцов Г. /С. и др. — «Бюллетень ЦНИИ
и ТЭИЧМ», 1967, Mb 7, с. 42 —45; 1968, No 12, с. 42 —46.
2. Ильченко А. И -, Кучин Г. Я . — В кн.: Нагрев (охлаждение) металла в уста-
новках с кипящим слоем. Киев, «Наукова думка», 1973, с. 39.
3. Забродский С. С . Высокотемпературные установки с псевдоожиженным
слоем. М ., «Энергия», 1971. 328 с. с ил.
4. Нелькович 5. Л. Исследования процессов переноса в аппаратах с дисперс-
ными системами. Минск, «Наука и техника», 1969. 185 с. с ил.
5. Щеглов Л. В . — «Автомобильная промышленность», 1970, No 2, с. 18.
6. Баскаков А♦ Я♦ Скоростной безокислительный нагрев и термическая обра-
ботка в кипящем слое. М., «Металлургия», 1968. 283 с. с ил.
7. Удилов В. М. — «Газовая промышленность», 1969, No 5. с. 19.
8. Промышленные печи с кипящим слоем. Свердловск, изд. У ПИ, 1976.
138с.сил.
9. Рубцов Г. /С., Удилов В. Af., Баскаков А. П . и др. — «Цветные металлы»,
1969, No 6, с. 82—85.
10. Баскаков Л. Я . Нагрев и охлаждение металлов в кипящем слое. М ., «Ме-
таллургия», 1974. 272 с. с ил.
11. Баскаков Л. Я., Берг Б. В ., Хорошавцев В. В.и др. —«Цветные металлы»,
1972, No 2, с. 66 —67.
12. Баскаков Л. Я ., Дымов Г. Д., Суханов Г. Я. и др. — «Цветные металлы»,
1972, X* 4, с. 70—71.
13. Мовчан Л. С., Ошурков Л. Л., Заваров Л. С . — «Цветные металлы», 1972,
No9,с»87.
14. Вепле* С., С. — «Metal Progress», 1963, v. 79, N 4, p. 18.
Глава XIII
ОБЖИГ ФЛОТАЦИОННОГО ПИРИТА
(КОЛЧЕДАНА)
ПРИ ПОВЫШЕННОЙ ТЕМПЕРАТУРЕ
А
Во всех способах обжига флотационного пирита решается основная задача —
произвести наиболее полное окисление серы при достаточной интенсивности
процесса с получением высокой концентрации сернистого газа и с утилизацией
избыточного тепла из кипящего слоя и газов.
214
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Железистый огарок после обжига в кипящем слое практически мало исполь-
зуют из-за низкого содержания железа, наличия цветных металлов, а также из-за
высокой его дисперсности.
Анализ разработанных
технологических схем
по
использованию огарка
показывает, что трудности реализации процесса связаны с большой дисперсно-
стью материала,
что требует предварительной грануляции (завод «Тобато»
Япония) или окатывания конечных продуктов (фирма «Монтекатини», Италия).
При разработке процесса в печи ДКСМ*1 были сделаны попытки перевести
цветные металлы, содержащиеся в продуктах обжига, в растворимые формы
для подготовки к последующей гидрометаллургической переработке и извлече-
нию. Однако учитывая небольшие количества цветных металлов, содержащихся
в
продуктах обжига (0,3—0,4% Си; 0,7 —1,0% Zn),
гидрометаллургическая
переработка их может оказаться нерентабельной, так как потребуется подвер-
гать выщелачиванию большое количество материала.
Большая тонина помола продуктов обжига после печей КС затрудняет
фильтрацию и отстаивание.
_
Кроме того, при гидрометаллургическом процессе совсем не решается вопрос
об извлечении благородных металлов без применения других процессов, а также
возникает необходимость в сушке и укрупнении железистого остатка в случае
его использования в черной металлургии.
В связи с указанным в последние годы ведутся значительные исследования
по совмещению окислительного обжига с укрупнением частиц огарка. Способ
основан на динамическом равновесии сГил сцепления частиц, обусловленных
образованием при повышенной температуре обжига на поверхности частиц лег-
коплавкой эвтектики (вероятно, типа FeO—FeS), и сил отрыва, вызываемых
действием ожидающего агента и соударением частиц, препятствующих их пол-
ному слипанию.
Укрупнение частиц огарка в ходе обжига и соответственно ванны кипящего
слоя позволит повысить рабочую скорость дутья и, как следствие этого,
увеличить производительность при одновременном снижении пылевыноса.
Имеется ряд патентов и авторских свидетельств, предлагающих способы
обжига пиритов в кипящем слое при температуре выше 1000° С вместо 700—
800° С. *
2
[1].
Исследования обжига флотационных пиритов различных составов при по-
вышенной температуре проводились в УНИХИМе и Гинцветмете [2—5]. Про-
ведены исследования с различным составом флотационных пиритов, например
с тонкодисперсными лениногорскими пиритами, содержащими золото и серебро,
с уральскими с различным содержанием серы и с алмалыкскими, выделенными
после обогащения.
Изучение температуры спекания этих пиритов при помощи дилатометриче-
ских измерений свидетельствует о различной температуре, при которой проис-
ходит усадка образца. Так, для лениногорского пирита — это 1100° С, алма-
лыкского 960° С, уральских пиритов 1040—1050° С.
На рис. 84 приведена зависимость выхода огарка через порог от температуры
обжига. Из хода кривых следует, что выход огарка и крупность его увеличива-
ются с повышением температуры. Только при обжиге алмалыкского пирита тре-
буется температура более низкая, чем для остальных пиритов, что, вероятно,
связано с его физическими свойствами и наличием вмещающих пород кварца,
известняка и других примесей, снижающих температуру спекания.
Промышленные испытания по укрупнению огарка, проведенные на Ленино-
горском цинковом заводе, не дали положительных результатов [6].
Из сопоставления данных работы [6] и графика (рис. 84) следует, что замет-
ное укрупнение огарка лениногорского пирита происходило при температуре
выше 980° С, в то время, как промышленные опыты проводили при температуре
900—980° С, что не позволило увеличить крупность огарка и снизить пылевынос.
Гранулометрический состав продуктов обжига промышленного и эксперименталь-
ного огарков приведен на рис. 85.
ДКСМ-печь с двойным кипящим слоем.
*
2
Пат. (США), No 2789034, 1957; пат. (Великобритания), N2 768297, 1954.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

При обжиге лениногорского пирита при температуре 1000—1040° С удель-
ная производительность печи достигала 13—16 т/(м
а
«сут), что в 2,6 —3,4 раза
превысило производительность, полученную при 750° С. Увеличение крупности
огарка позволило вести процесс при рабочей скорости псевдоожижения 0,4 —
0,49 нм/с при пылевыносе, не превы-
шающем 42—50% от твердых продук-
60
40
0,1 0,30,50,70,91J1,3
Размер частиц,, мм
Рис. 85. Гранулометрический состав огар-
ков опытной установки и промышленной
печи Лениногорского полиметаллического
комбината
/ — опытные при повышенной темпера-
туре; 2 — промышленный при 750° С
тов обжига (при (0,13 м/с в промышленной практике пылевынос 97%). Повы-
шение температуры процесса способствует также увеличению скорости окисле-
ния, что дает возможность окислить сульфиды с достаточной полнотой при
теоретическом расходе воздуха (содержание S06m в огарке равно 0,3—0,4%).
Повышение температуры об-
жига способствует также пере-
распределению железа и пустой
породы
в
огарке
и
пыли.
Железо концентрируется в огар-
ке, а пустая порода — в пылях
(рис. 86), что указывает на обра-
зование
легкоплавких
эвтекти-
ческих
соединений
минералов
железа,
способствующих
слипа-
нию зерен между собой.
Промышленные
испытания
процесса обжига при повышен-
ной температуре на Воскресен-
ском химическом комбинате под-
твердили
укрупненно-лабора-
торные исследования. Ниже при-
ведены
результаты
промышлен-
ных
испытаний
высокотемпера-
турного обжига
на Воскресен-
ском химкомбинате в сравнении
с существующим процессом (750—800° С), а на рис. 87 — сравнительный гра-
нулометрический состав твердых продуктов обжига двух режимов.
1035Ю70(опь)тNo3)
(опытN42}
t°C
Рис 86. Распределение железа между продуктами
обжига в зависимости от температуры процесса.
1 — - огарок; 2 — пыль циклона; 3 — пыль рукав-
ного фильт ра
!20
§
Y
//
Т
>
о -------
20
soo
юоо то
Рис. 84. Зависимость выхода огарка от
температуры:
/, 2 — лениногорский пирят; 3 — алма-
лыкский пирит
§
<
А
1
SJ
8
(
1015
1050
Температура обжига, °С
Удельная производительность, т/(м
2
-сут):
по сухой массе .........................
повыжигусеры...
Ю40—1050 750—800
11*—20**
4,3 —7,8
9—10
3,5 —4,0
*
Промышленные испытания на существующей печи BXK в условиях пропускной
способности газоходного тракта.
*♦ Получено в укрупненно-лабораторных испытаниях
21
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Запыленность газов, г/м
8
после печи
180—190
перед электрофильтром
11.2
после электрофильтра
[ 0,03
Средневзвешенное содержание 50бщ в
продуктах об-
жига, %
.
.
.
.
.
.
.
0,93
Содержание S02 в газах после печи, % . .
14,0—14,5
Средневзвешенный размер зерен продуктов обжига,
м
м
.
.
.
.
0,32—0,5
380—420
34,4
[0,16
32
13,5—14,0
0,091
80
60
?*0
20
\(л
VX
-0,071 4,071 +0,1'{ +0,28 +0,4 +0,6 +0,8 +1,25 +2,0
Размер частиц,,мм
Рис. 87. Гранулометрический состав твердых продуктов
обжига при температуре 1060
е
С—/и2—при750°С
Как показали исследования Гинцветмета, циклонные пыли целесообразно
возвращать в кипящий слой при повышенной температуре процесса. В этом случае
пыль налипает на размягченные зерна огарка и происходит укрупнение огарка
и самих пылей. Это подтверждается графиками (рис. 88 и 89), на которых при-
ведены зависимости крупности огарка и выхода огарка от температуры.
Возврат пылей в слой также благотворно влияет на стабилизацию крупности
огарка при повышении температуры, т. е. рост крупности ванны с увеличением
температуры не имеет резкого перегиба (см. рис. 88).
В работах [2, 3, 5] освещаются результаты изучения условий укрупнения
огарка при обжиге флотационного пирита в кипящем слое, содержащего 47—
48% S, крупностью 70% — 74 мкм. Установлена зависимость крупности огарка
от температуры процесса и производительности установки (рис. 90), что в свою
очередь влияет на пылевынос.
Получена эмпирическая зависимость пылевыноса от температуры обжига
и производительности в интервале исследуемых режимов и конструкции уста-
новки. Из графика, приведенного на рис. 97, следует, что изменение интенсив-
ности обжига оказывает значительное влияние на размер частиц в интервале
температур 870—1050° С. Это влияние усиливается с повышением температуры.
Если при 900° С изменение интенсивности обжига с 4,5 до 10,8 т/(м
2
«сут) при-
водит к увеличению среднего размера в 3,3 раза, то при температуре 1050° С
это увеличение происходит в 5,8 раз. Пылевынос при повышении температуры
мало зависит от интенсивности обжига (рис. 91).
Эта зависимость может быть объяснена наличием большего количества суль-
фидного материала, обжигаемого в единицу времени и образующего с окислами
ванны более крупные «капли» эвтектического соединения (FeO-— FeS),
217 %
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Большее влияние на пылевынос при температуре выше 1000 °С оказывает^
изме не ние скорости псевдоожижения; так как интенсивность обжига является
функцией этой скорости при условии
постоянства концентрации S02 в газах
(13%) и постоянных
гидродинамиче-
ских условий существования кипящего
слоя,
определяемого
его
грануломет-
рическим составом [5].
Ю80 то
t,°c
Рис 89. Зависимость крупности (<* ср) огар-
ка и пыли от температуры:
1 — возврат пыли в слой; 2 — без воз-
врата
Рис. 88. Зависимость выхода огарка
от температуры
1—возвратпыливслой;2—без
возврата
1000
то
Характер
зависимостей
крупности
огарка
от температуры, приведенных на рис. 90 [2], от-
личается от характера зависимостей, приведен-
ных на рис. 84 и 89, а также от данных, полу-
ченных в исследованиях по укрупнению огар-
ка при обжиге никелевых концентратов (см.
главу IV, рис. 29, 30).
Исследования
обжига
пирита
и
медных
концентратов, проведенные Гинцветметом, и'
V
|1 0,8
ч
£
у?
*
850 900 950 10001050
t,°C
Рис 90. Зависимость крупности огарка от
температуры при различной интенсивности
обжига, т/(м
2
«сут)
1—10,8;2—7,7;3—6,7;4—4,5
60
%Z 40
20
/
О
£
X--X -
2,0
Ъ0
Производительность
печи, кг!
1
*
Рис 91. Зависимость пылевы-
носа от производительности и
температуры
/—,850°С;2—920°С;3-
990°С;4-1030°С
обжига
никелевых
концентратов,
проведенные
Гипроникелем,
показали,
что
кривые имеют перегиб при определенной температуре, характерной для каж-
дого состава материалов, после чего рост крупности зерен возрастает, при
этом
снижается
пылевынос.
Это
положение
подтвердили
промышленные
испытания на Воскресенском комбинате, когда обжиг до определенной темпе-
218
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ратуры шел с повышением иылевыноса за счет увеличенной скорости газов,
и только при 1050° С начиналось резкое изменение хода процесса — значительно
увеличилось количество огарка, выгружаемого с пода печи, огарок становился
значительно крупнее, снижалась температура газов и уменьшался пылевынос.
Более высокая температура начала укрупнения по сравнению с темпера-
турой образования эвтектики (985° С), вероятно, объясняется наличием вме-
щающей породы, которая разобщает частицы минералов [1 ] и изменяет подвиж-
ность зерен в кипящем слое.
Для внедрения процесса высокотемпературного обжига требуется доработка
некоторых конструктивных элементов обжиговых печей с целью обеспечения
надежной работы при температуре процесса выше 1000° С.
В работе [7] освещаются результаты исследования возможности укрупне-
ния огарка при обжиге в кипящем слое флотационного пирита при помощи эле-
ментарной серы. Промышленные испытания показали, что добавка к пириту
14,5% элементарной серы способствует укрупнению огарка и пылей вследствие
повышения температуры газов в печи с 890 до 1000—1050° С. Это вызвано оп-
лавлением серы, влияющей на самоагломерацию тонких фракций продуктов об-
жига. При этом выход огарка увеличивается в 4 раза и уменьшается запылен-
ность газов на 22% при одновременном увеличении расхода воздуха (на 41%),
необходимого для дополнительного окисления элементарной серы.
Элементарную серу, таким образом, можно рассматривать как одну из лег-
коплавких добавок, способствующую слипанию твердых частиц.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Levizkj N — « Z f u r Ergbergbau und Metallhiittenwesen», 1959, Bd 12, No 10,
S. 497—507.
2. Орлов В. Я.,
Ляпустина Е. М.
—
«Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цвет-
метинформация»), 1969, No 19, с. 31—34.
3. Орлов В. Я.,
Ляпустина Е. М.,
Ведерникова В. В.,
Шубин Л. С.
—
«Теоре-
тические основы химической технологии», 1974, No 5, т. V I I I , 792 с.
4. Серебренникова Э. # .,
Зубарев В. Я.,
Новиков Л. Л.,
Буянов £. Л.,
Мо-
розов А» В.
—
«Научные труды» (Гинцветмет). Сб. No 40. М., «Металлургия»,
1975, с. 109.
5. Орлов В. Я.
—
В кн.: Исследования в области неорганической технологии.
Л., «Наука», 1972, с. 285—289.
6. Давчич Я. Я.,
Литвинов В. П.
—
«Цветная металлургия» (Бюл. ин -та «Цвет-
метинформация»), 1974, No 4, с. 28.
7. Давчич Я. Я.,
Литвинов В. Я
,
Тихонов Л. Я.,
Ахметов Р. С.
—
«Цветная
металлургия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1976, JSCs 12, с. 22.
Глава XIV
•
* Х Л0РИД0В03Г0Н0 ЧНЫЙ ОБЖИГ
ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКОГО СЫРЬЯ
ТЯЖЕЛЫХ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
А
В производстве тяжелых цветных металлов стоимость потерь ценных компонен-
тов составляет в настоящее время 30—60% от стоимости их в сырье, в том числе
потери золота и серебра достигают 50—70% [1—3] *.
* См. также Бабаджан Л. Л.. Пирометаллургическая селекция металлов в
конверторах медеплавильного
производства. Автореф. докт.
дис. Свердловск,
1966.
219
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Анализ современного состояния процессов обогащения руд и металлурги-
ческой переработки концентратов дает основание считать, что эти потери не
могут быть существенно снижены традиционными методами обогащения и метал-
лургии. Необходимо создание новых процессов.
Одним из
наиболее
перспективных
направлений развития
металлургии
тяжелых цветных металлов, активно разрабатываемых в последние десятилетия
и способных решить поставленную задачу, является применение хлоридовоз-
гоночного обжига [4—12] *1
.
Сущность хлоридовозгоночного обжига заключается в образований и отгонке
в газовую фазу летучих хлоридов извлекаемых металлов при взаимодействии
содержащихся в сырье соединений последних с хлоринатором без расплавления
всей массы перерабатываемого сырья. При этом происходит замена всех соеди-
нений извлекаемых металлов одним классом хлоридов, обладающих высокой
упругостью паров при температуре 600—1100° С. Извлечение чистых металлов
из хлоридов после их конденсации осуществляется известными и освоенными
промышленностью методами. Хлоридовозгоночный обжиг обладает следующими
существенными преимуществами:
1. Глубокое вскрытие сырья, обеспечивающее высокое извлечение тяжелых
цветных и сопутствующих металлов даже из наиболее упорных минералов, обус-
ловленное большой реакционной способностью хлора и хлористого водорода.
2. Высокая степень и комплексность извлечения ценных металлов без рас-
плавления или выщелачивания всей массы сырья вследствие высокой летучести
хлоридов при относительно низких температурах.
3. Высокая селективность отделения ценных металлов от железа и вмещаю-
щей породы, позволяющая получить богатые возгоны из очень бедного сырья,
а также возможность раздельного извлечения самих цветных металлов.
4. Резкое сокращение на начальных стадиях процесса количеств материалов,
поступающих на дальнейшую переработку.
5. Возможность полной регенерации хлоринатора из обжиговых газов и
хлоридов извлекаемых металлов и рециркуляции его в процессе, что исключает
заражение окружающей среды и снижает расход вновь вводимого хлоринатора
до 1,0 —3% от массы сырья.
6. Возможность создания на базе хлоридовозгоночного обжига рациональ-
ной технологии комплексной переработки полиметаллического сырья цветных
металлов.
Хлоридовозгоночный обжиг широко применяют в металлургии редких, радио-
активных металлов в качестве основного метода в промышленном производстве
многих из них [4, 5, 13—16].
Первые исследования применения хлорного метода для извлечения меди,
цинка и других тяжелых цветных металлов были начаты еще в 20-х годах [19],
в последние годы ему уделяется все большее внимание [6, 11, 18]. Промышлен-
ное применение процесс хлоридовозгоночного обжига получил в настоящее время
как эффективный метод очистки железосодержащего сырья (в основном пирит-
ных огарков) от примесей малых количеств тяжелых цветных металлов [19—
21]
Необходимо отметить, что широкое применение хлоридовозгоночного об-
жига
для
комплексной
переработки
полиметаллического
труднообогатимого
сырья, содержащего тяжелые цветные металлы, несмотря на все возрастающую
в них потребность, задерживается до настоящего времени из-за отсутствия ра-
циональных технологии и аппаратурного оформления процесса, обеспечивающих
эффективное извлечение больших масс относительно недорогих металлов.
Псевдоожиженный слой обеспечивает создание оптимальных условий для
хлоридовозгоночного
обжига
полидисперсного
сырья;
позволяет
использовать
высокопроизводительную, легко управляемую аппаратуру; значительно упро-
*
1
См.'также Лебедев Б . Я. Хлоридовозгонка — один из методов комплекс-
ного извлечения цветных и благородных металлов. Автореф. докт. дис. Алма-
Ата, 1952,
*
2
См. также пат. (Япония), No 24724, 1965.
220
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

дцает подготовку сырья и подвод тепла, необходимого для осуществления про-
цесса; делает возможным промышленную реализацию многотоннажных произ-
водств, основанных на хлоридовозгоночном обжиге. Начиная с 60-х годов разра-
ботке хлоридовозгоночного обжига в кипящем слое и изучению его закономер-
ностей уделяется большое внимание [18, 23—25]
1. РАЗРАБОТКА СПОСОБА
ХЛОРИДОВОЗГОНОЧНОГО ОБЖИГА В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
Разработка и исследования хлоридовозгоночного обжига поли-
дисперсного полиметаллического сырья тяжелых цветных метал-
лов в кипящем слое были начаты в Гинцветмете в 1966 г. В ходе
работ были осуществлены:
разработка
способа
хлоридовозгоночного
обжига
бедного
полидисперсного полиметаллического сырья в кипящем слое и
его принципиального аппаратурного оформления;
исследование
основных
закономерностей
хлоридовозгоночного
обжига полиметаллического сырья в кипящем слое;
полупромышленные испытания данного процесса и его аппара-
турного оформления;
разработка
технологии
комплексной
переработки
полиметал-
лического сырья, основанной на хлоридовозгоночном обжиге в
кипящем слое, и ее технико-экономическая оценка.
Специфика
процессов
переработки
бедного
полиметалличес-
кого сырья тяжелых цветных гметаллов (труднообогатимых руд
и промпродуктов их обогащения и т.д.) заключается в относительно
малой стоимости этих металлов и необходимости переработки боль -
ших масс сырья максимально дешевым способом. < Предложенный
и
4
разработанный в Гинцветмете способ хлоридовозгоночного об-
жига
полидисперсного
полиметаллического
сырья
в
кипящем
слое*
2
предусматривает подачу сырья в основание кипящего слоя
без специальной' предварительной подготовки. Ванна слоя обра-
зуется либо крупными фракциями перерабатываемого материала,
не выносящимися из слоя при рабочих скоростях ожижающего
газа, либо специально подобранным зернистым материалом, инерт-
ным в условиях процесса (при переработке пылевидных материа-
лов). Частицы сырья, выносящиеся из цлоя, обжигаются при их
фильтрации через образованный таким образом псевдоожижен-
ный слой.
** См. также Буянов В. Я. Хлоридовозгонка бедных оловосодержащих про-
дуктов в кипящем слое. Автореф. канд. дис. Иркутск, 1961.
**Лейзерович Г. Зак М. С., Майский О. В. и др. Авт. свид. No 221297.
—
«Изобретения, промышленные образцы и тов. знаки», 1968, N° 21; Лейэеро-
вин Г. Я., Зак М. С.,
Сорокина В. С. Авт свид. No 441310.
—
«Открытия, изо-
бретения, промышленные образцы, тов. знаки», 1974, Mb 32; Зак М. С., Лей-
зерович Г. Швец Б. Л. и др. Авт. свид. No 399561.
—
«Открытия, изобретения,
промышленные образцы, тов. знаки», 1972, Кя 32; Зак М. С.,
Лейзерович Г.
Чехова Е. Ф. и др. Авт. свид. No 517652.
—
Открытия, изобретения, промышлен-
ные образцы, тов. знаки», 1976, N° 22.
221
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Газообразный хлоринатор подают в печь через подину сов-
местно с псевдоожижающим газом, твердый хлоринатор — в слой
совместно с перерабатываемым сырьем. Подвод тепла, необходи -
мого для протекания хлоридовозгоночного обжига, осуществляется
путем сжигания твердого или газообразного топлива непосред-
ственно в слое [7, с. 126—135; 26; 27]. Такой способ осуществле-
ния хлоридовозгоночного обжига обеспечивает решение постав-
ленных задач и промышленную реализацию процесса.
Очистку
обжиговых
газов,
содержащих
возгоны
хлоридов
извлекаемых
металлов,
от
механического
уноса
осуществляют
в
горячих
пылеулавливающих устройствах
при
температуре,
предотвращающей конденсацию хлоридов на пылях. Конденсацию
и улавливание хлоридов извлекаемых металлов проводят «мокрым»
способом,
позволяющим
практически
полностью
их
уловить,
получить в виде, удобном для последующей переработки, и облег-
чить последующую регенерацию хлоринатора.
2. ИССЛЕДОВАНИЕ ОСНОВНЫХ ЗАКОНОМЕРНОСТЕЙ
ПРОЦЕССА
Осуществление
хлоридовозгоночного
обжига
полидисперсного
полиметаллического сырья (без специальной предварительной его
подготовки) в кипящем слое обусловило изменение не только
гидродинамической обстановки протекания процесса, но и его
основных закономерностей, что и потребовало специального изу-
чения.
Термодинамическими
расчетами,
выполненными
с
учетом
реальных условйй осуществления процесса, и экспериментами было
подтверждено положение о возможности селективного извлече-
ния тяжелых цветных,и благородных металлов из сырья с оставле-"
нием железа и вмещающей породы в огарках и показана возмож -
ность разделения при хлоридовозгоночном обжиге самих цветных
металлов
1
.
Установлено, что оптимальные условия для селектив-
ного извлечения создаются при применении в качестве непосред-
ственного
хлоринатора
хлористого
водорода
в
присутствии
в газовой фазе паров воды. Влияние кислорода, по сравнению
с влиянием последних менее значительно.
Газовая фаза является одним из основных факторов, опреде-
ляющих
протекание
хлоридовозгоночного
обжига
полидисперс-
ного полиметаллического сырья в кипящем слое. Определены со-
ставы газовой фазы (пределы изменений соотношений и абсолют -
ных значений концентраций хлористого водорода, паров воды
и кислорода), обеспечивающие проведение хлоридовозгоночного
1
Сорокина В. С . Исследование и разработка процесса хлоридовозгоночного
обжига окисленного никельсодержащего сырья. Автореф. канд. дис. М. 1975;
Швец В. Л. Исследование некоторых закономерностей и разработка спрсоба
хлоридовозгоночного обжига оловянного железосодержащего сырья. Автореф.
канд. дис. М., 1976.
222
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

обжига с заданным избирательным извлечением цветных металлов
[27—31]*.
Высокая летучесть
хлоридов исключает
торможение
хлоридовозгоночного обжига продуктами реакции и обеспечивает
высокую скорость осуществления процесса при относительно низ-
ких температурах. Пороговая температура, при которой отгонка
хлоридов опережает их образование при осуществлении процесса
в кипящем слое, составляет для олова 500° С, для цинка 700° С,
для меди 800° С, для никеля 980° С. Полнота и интенсивность пе-
рехода отдельных хлоридов этих металлов в газовую фазу при
обжиге полиметаллического сырья не зависит от присутствия дру-
гих хлоридов и определяется только свойствами самого хлорида,
температурой и составом газовой фазы. Подробное исследование
влияния
температуры на
протекание
процесса
показало,
что
оптимальными
температурами
при
обжиге
полиметаллического
сырья в кипящем слое являются следующие: не ниже 950° С — для
медно-цинково-свинцового, не ниже 1000° С
—
для никель- и
кобальт-содержащего, более 900° С
—
для оловянного сырья
[7, 28, 32—331.
Сравнительные исследования эффективности различных видов
хлоринаторов (НС1, СаС12, NaCl и др.) показали, что наиболее
перспективным при осуществлении процесса в кипящем слое яв-
ляется хлористый водород. Активность хлористого водорода при
температурах выше 800° С равна или превышает активность
хлора, существующие методы регенерации обеспечивают практи-
чески полное извлечение его из отходящих газов в виде сухого
газа заданного давления и возвращение в процесс [32]. Приме-
нение его в качестве основного хлоринатора не ограничивает
технологически содержания извлекаемых металлов в сырье.
Из твердых хлоринаторов наиболее рационально применение
хлористого кальция. В присутствии паров воды и кислорода он
интенсивно разлагается с выделением хлористого водорода и легко
регенерируется.
Как
показали
полупромышленные
испытания,
в кипящий слой без нарущения его гидродинамики хлористый каль-
ций может быть введен в количестве до 30% от массы сырья. Од-
нако с рядом металлов кальций может образовывать вторичные
соединения, существенно снижающие их извлечение. Хлористый
натрий целесообразно использовать в основном для компенсации
механических потерь хлоринатора вследствие относительно ма -
лой скорости его разложения и образования растворов с хлори-
дами извлекаемых металлов, значительно затрудняющих их пе-
реход в газовую фазу.
Для ускорения протекания процесса при применении в каче-
стве основного хлоринатора хлористого водорода и более высокой
селективности целесообразно переводить цветные металлы в окис-
* См. также Майский О. В . Разработка и исследование процесса хлоридо-
возгоночного обжига полиметаллического сырья в кипящем слое (с целью извле-
чения меди, цинка, свинца). Автореф. канд. дис. М ., 1974.
223
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Основные показатели и режимы исследований хлоридовозгоночного обжига различ
Вид
Пок азатели
огарки после окислительного обжига
рядовых
пиритных
концентратов
золотосод
ер-
жащих
пиритных
концентрат
ов
медистых
пиритных
концентратов
трудно-
обогатим ой
полиметалл
и-
ческой
руды
медно-цинко-
вой руды
Me
go
Ф
0,35—0,4
0,07—0,08
82—83
0,85—1,0
0,11—0,13
85—87
4,5—6,3
0,12—0,3
92—96
1,4
0,01—0,05
99,2—99,5
2,7—2,8
0,16—0,22
92—93,5
Ци
с"
ф
0,4—0,85
0,05—0,08
85,5—94,2
з_з^
0,35—0^47
85—88
0,25—0,3
0,05—0,07
70—72
9,5
0,2
98,2
1,15—1,3
0,18—0,21
83—84,5
Сви
ъ
ф
0,05—0,1
0,05
1,3—1,5
0,12—0,14
90—92
0,25
•
0,04—0,05
82—85
5,3
0,1
98,5
0,15—0,2
0,05
75
Зол
о
с*
ф
1,4—2,5
0,2—0,3
89—93
10,0—12,2
I
1,2—1,4
85—87 |
i 4—7
1—1,5
1 82—85
2,25
0,4
82
Сер
еб
ф
15—20
1,5-3,5
78—90
115—130
15—16
87—89
20—30
2,5-4,0
85—90
190
4—4,5
98—98,5
—'
%
—
—
—
—
Оло
ф
*
—*
—
Ни
&
ф
С0
—
=
=
Ко
Ск
Ф
—
—
—
—
—
224-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица 34
ных видов полиметаллического сырья тяжелых цветных металлов в кипящем слое
сырья
удоканская медная
РУДа
огарки бедного оловянного концентрата
окислен-
ная
окислен-
ная
промпро-
дукт
РУДа
Ni—Со
после удаления As и S
после извлечения
Си, Zn, Pb
дь
1,2
4,3
—
3,4 —3,6
2,9
0,35—0,45
0,15
0,01
0,05
0,34
0,12—0,18
0,15
99,2
98,9
—
87,2
93,5—95,5
нк
0,3
7
0,0
3
0,56
0,07
87,5
0,04
0,О
Т
0,07
нец
0,6
5
0,0
5
0,5
1
0,0
8
0,1
о,о
а
0,0
то
—
—
ро
во
кель
■
1,0 —1,1
—
—
0,1 -0,17
—
—
85-91
бальт
123
17,6
85,6
1,9 -2,1
1,9 -2,1
108
8,5
92
2,84
2,84
0
17,6
1,9 —2,1
0,37—0,
45
78-81
8,5.
8,5
2,84
0,34
88
—
0,08 -0,11
0,01 -
85-90
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
Д. Н. Клушин
225-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

51—53
15—17
0,011
1020—10
Же
34—36 |
Si0
2
16—18
Полупро-
мышленн
0,384
910—9
Co
I
Co
Масштаб иссле-
дований . . .
Площадь пода
печи, м
2
.:.
Температура
обжига, °С . .
Среда ....
Производитель-
ность:
т/(м
3
*сут)
кг/ч ....
Хлоринатор
Крупность час-
тиц,мм
.
.
.
Приме чания: 1.С„иСк - исходноеиконечноесодержаниеизвлекаемого
2. Лабораторные и укрупненно-лабораторные исследования, проведены в лабора
новке опытной базы Гиндветмета — РОЭМЗе.
3 Извлечение
в
газовую фазу
при
хлоридовозгоночном
обжиге
огарков
бедного
индия — при обжиге в восстановительной среде 94% .
Вид
Показатели
огарки после окислительного обжига
рядовых
пиритных
концентратов
золотосодер-
жащих
пиритных
концентратов
медистых
пиритных
концентратов
трудно-
обогатимой
полиметалли-
ческой руды
медно-цинко-
вой руды
| 51—53 | 48—50 |
| 15—17 | 20—22 |
Укрупненно-лабораторные
0,011
1020—1050
0,011
990—1
50-51
10—12
0,011
1020—10
Окислительная
14—15
14—15
17—2!
6-7
12,5
6,5 -7
6,5 —7
8—10
3, 3,5
200
СаС12
СаС12
НС1
НС1
СаС12
НС1
^0,1
^3
ленное состояние, а железо — в форму высшего окисла [7, 28,
30]. При обжиге частиц диаметром менее 2 мм процесс лимити-
руется собственно химической реакцией хлорирования, а при диа-
метре более 2 мм — диффузией компонентов газовой фазы внутрь
частицы и продуктов реакции к ее поверхности [28, 31, 33].
Исследованиями
на
нескольких различных видах полиметалли-
ческого
сырья
показано,
что
благодаря
высокой
химической
активности хлористого водорода при соответствующем подборе
режима
хлоридовозгоночного
обжига
цветные
металлы
могут
быть извлечены с высокой степенью практически из всех соедине -
ний, в которых они встречаются в полиметаллическом сырье
(табл. 34).
На основании проведенных исследований основных закономер-
ностей хлоридовозгоночного обжига в кипящем слое были опре-
делены ориентировочные технологические режимы процесса, обе-
спечивающие высокое извлечение в газовую фазу цветных и со-
226
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Продолжение табл. 34
сырья
удоканская медная
РУДа
окислен-
ная
промпро-
дукт
окис
лен-
ная
Ио
огарки бедного оловянного концент рата
после удаления As и S
после
извлечения
Си, Zn, Pb
пезо
3-4
1-
| 26—35 1 21,2
| 21—24
| 20—22 |
| 21—24
Ост. I
Ост.
34—36
I
I 39—42
38—40
39—42
38—40
Лабораторные
Укрупненно-лабора-
Полупро-
Укрупнен-
Полупро-
торные
мышленные но-лабора-
мышленные
торные
0,0014
0,0014
0,011
0,011
0,384
0,011
0,384
Ю20—
1020— 990 —1020 920—930
910—940
900—920 910—940
1050
1050
Восстановительная ч
Периодического
14—15
17,4—19
11—11,5
18—19
16,8—17,5
действия
—
—
6,5 —7
8—8,3
180
8,1 —8,3
270
НС1
НС1
НС1
СаС12
СаС12
СаС12
СаС12
^3
^3
^5
^3
металла в сырье и огарках, % ; ф — степень извлечения в газовую фазу, % .
тории кипящего слоя Гинцветмета; полупромышленные — на полупромышленной уста*
оловянного концентрата составило: висмута — при обжиге в окислительной среде 90%;
путствующих металлов для нескольких видов полиметаллического
сырья [7, 27 —31, 33, 34]. По содержанию цветных металлов,
характеру вмещающих пород и свойствам они охватывают практи-
чески большинство видов бедного полиметаллического (окислен-
ного и сульфидного) труднообогатимого сырья (см. табл. 34).
Полупромышленные испытания разработанного в Гинцветмете
способа
хлоридовозгоночного
обжига
полидисперсного
полиме-
таллического сырья тяжелых цветных металлов в кипящем слое
выполнены на установке производительностью по сырью 7—
10 т/сут впервые в Советском Союзе, а такого сложного и богатого
по содержанию цветных металлов сырья — впервые в мире [271.
Полупромышленная установка (рис. 92) воспроизводит все основ-
ные
стадии
хлоридовозгоночного
обжига
(собственно
обжиг,
горячую очистку газов от пыли, мокрое улавливание возгонов и
др.) и позволяет вести отработку технологии и аппаратурного
оформления процесса в условиях, аналогичных промышленным.
227
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Рис. 92. Принципиальная схема полупро-
мышленной установке для хлоридовоз -
гоночного обжига в кипящем слое.
J — трубчатая электропечь; 2 — воздухоподогреватель; 3 — шнек-питатель;
4 — печь КС; 5 — эжектор; 6 — инерционный пылеуловитель; 7 — циклон; 8 —
скруббер; 9 — турбулентный промыватель; 10 — каплеотделитель; 11 — мокрый
электрофильтр; 12 — эжектор, 13 — напорный бак; 14 — отстойник; 15 — реактор
с мешалкой; 16 — насос
<лива непосредственно в слое с получением газовой фазы задан-
ного состава;
б) правильность
установленных
закономерностей
процесса
и
возможность глубокого
и селективного извлечения цветных и
благородных металлов из полиметаллического сырья;
в) правильность основных
принятых решений аппаратурного
оформления процесса.
3. ТЕХНОЛОГИЯ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ
ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКОГО СЫРЬЯ, ОСНОВАННАЯ
НА ХЛОРИДОВОЗГОНОЧНОМ ОБЖИГЕ В КИПЯЩЕМ СЛОЕ
На основании
проведенных
исследований
хлоридовозгоноч-
ного обжига и анализа свойств и состава полиметаллического
сырья тяжелых цветных металлов была предложена технологи-
ческая схема его комплексной перерабтки (рис. 93) [7, 12, 28, 35].
228
Полупромышленные испытания, проведенные на двух видах
полиметаллического сырья (см. табл. 34), подтвердили:
а) возможность осуществления и промышленной реализации
предложенного способа хлоридовозгоночного обжига с одновре-
менной подачей в печь КС сырья, хлоринатора и топлива без спе-
циальной их предварительной подготовки и сжиганием топ-
Г Якпнпт/чпишп
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Горячие
огарки
Хлоридовозгоноч -
ный обжиг в кипя-
щем слое для
извлечения
Си
/п,
PMu,Ag, Bt
на
тор
для
компенсации
потерь хлора
~Г
Обжиговые газы
-1\
Производство
Пульпа сульфатов
^ и хлоридов
1 Раствор
н zso4
Газы на выброс
Сульфатизация
в кипящем слое
Прокалка
растворов
5лС$2
в кипящем
слое
I
Газы на
f
Железосодержащие огарки
Пхвос
ты
fe - концентрат
Сульфаты Си, Sn концентрат
Zn,Pb7A$iAu на
ни
перера
Полиметаллическое сырье
Топливо
Сырье
обжиг
8 кипящем слое
для извлечения 5
и удаления As
Обжиговые
газы
Горячая
очистка
обжиговых
газов от пыли
Обжиговые
газы
Улавливание
соединений
AS
Соединения
As
Вода
Топливо
Воздух
Хлори-
ii
Оборотный хлоринатор
Обжиговые
Горячая
очистк
а
обжиго
вых
Обжиговые
з
на
захоронение
Обжиговые
Топливо
Горячие
огарки
воздух
Топливо
Воздух
Оборотный
хлоринотор
Г
Регенерация
хлоринатори
Отходлщие
f Топливо
Хлоридовозгоноч-
ный обжиг в кипя
щемслое для
извлечение
$n,Jn,W
Обжиговые
Горячая
очистка
обжиговых
газов от пыли
Вода
Улавливание
хлоридов
5л, In, W
Топливо
Топливо
воздух
Горячие огарки
____ i ____
I
Воздух
Магнетизирую-
щий обжиг
в кипящем
слое
Обжиговые
газы
Очистка
обжиговых
газов
от пыли
I
Обжиговые
выброс
Магнитное
обогащение
газы
Отходящие
со
РИС 93 Принципиальная технологическая схема комплексной переработки поли-
металлического сырья тяжелых цветных металлов
8дНКлушин
229-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Технология основана на последовательно и непрерывно осущест-
вляемых в кипящем слое окислительном, хлоридовозгоночном и
восстановительном
обжиге,
металлургической
переработке
хло-
ридов извлекаемых металлов известными и освоенными промыш-
ленностью способами, регенерации и рециркуляции хлоринатора
в виде хлористого водорода. В зависимости от типа сырья (суль -
фидное, окисленное, мышьяксодержащее и т. д .) схема может
быть воспроизведена частично или полностью. Анализ подготов-
ленности отдельных стадий схемы к промышленной реализации
показал, что практически они все освоены промышленностью
или прошли полупррмышленную проверку. Предлагаемая техно-
логия удовлетворяет, по мнению авторов, требованиям, предъяв-
ляемым к прогрессивным технологическим процессам. Она обла-
дает рядом преимуществ по сравнению с существующими процес-
сами комплексной переработки полиметаллического сырья тяжелых
цветных металлов: на 30—50% повышается сквозное извлечение
ценных компонентов из сырья, значительно расширяется сырье-
вая база цветной металлургии и т. д.
Предварительные
технико-экономические
исследования
сви-
детельствуют об эффективности этой технологии,
целесообраз-
ности дальнейшего развития исследований и промышленной реа-
лизации хлоридовозгоночного обжига для комплексной перера-
ботки полиметаллического сырья, в особенности бедных трудно-
обогати(кых руд,
коллективных
промпродуктов
обогащения,
упорных золотых концентратов и других видов сырья тяжелых
цветных металлов, для которых существующие методы перера -
ботки не дают положительных результато в [12, 28, 36, 37].
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Лексин В. Я ., Токарева А. Г. Экономика комплексного использования по-
лиметаллического сырья. М ., «Металлургия», 1968. 252 с. ил.
2. Голенков Л. Я ., Демидов В. Я ., Табакопуло Я. Я. — «Цветные металлы»,
1966, N° 10, с. 1—5.
3. Бочаров В. Л., Кулигин С. Л., Аржанников Г. Я . — «Цветные металлы»,
1971, N° 10, с. 80 —82.
4. Мс . Intosh Л. В . — «The Industrial Chemistry», 1956, No p. 195—199.
Сажин Я. Я. — Цветные металлы», 1967, N° 7, с. 41 —48.
6. Schacksman Я. — «Z. Erzbergbau und Metallhiittenwesen», 1967, Bd 20,
No 11, S. 499-511 .
7. «Применение кипящего слоя в цветной металлургии». М ., «Металлургия»,
1969, (Гинцветмет. Сб. 30).
8. Stronhak В., Chernik P., Jakubovski Z. — «Rudi i Metali Niezelazne», 1969,
v. 14, N2 3, p. 171—174.
9. Савич В., Иосанович Г. — «Медь», 1970, N° 5, с. 30 —40.
10. Birkin Л. Д., Maskoviak У. е. а. — «Rev. Met.», 1971, v. 7, N° 6, p. 461—
490.
11. OthmerD. F., Nowak R. AICE, Symp. Ser , 1972, v. 68, N° 120, p. 141 —149.
12. Лейзерович Г. Зак M. С. — «Цветные металлы», 1973, N° 10, с. 4 —7.
13. Морозов С. Я . Применение хлора в металлургии редких и цветных металлов.
М., «Наука», 1966, 290 с. с ил.
14. Коршунов Б. Г., Стефанюк С. Л. Введение в хлорную металлургию редких
элементов. М ., «Металлургия», 1970. 343 с. с ил.
230
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

15 Lapage R. ,
Marriage /. W.
—
«Trans. Inst. Mining and Met.», 1973, v. 82,
June, p. 101—103.
16 Levitz jV. e. a . Chem. Engng. Progr., Symp. Ser.,
1964, v. 60, Кя 47, p. 84—
89.
17. Чижиков Д. M . Хлорный метод переработки полиметаллических руд и кон-
центратов. М , ОНТИ, 1936. 256 с. с ил.
18 Лейзерович Г Чехова Е. Ф. Применение обжига в кипящем слое. М .*
«Цветметинформация», 1974. 58 с.
19. O'kubo К.
— *«J. Mining and Met Inst. Japan.», 1972, v. 88, Кя 1016, p. 692—
694, 748—749.
20. Lippert /(. # .,
Pietsch H, Roeder Л.,
Walden Я.
—
«Trans. Inst, of Mining
and Met.», 1970, v. 79, C76, march, p 71—84
21. Новикова В. Я.,
Певзнер Г. Р.,
Счастливый В . Я .
—
«Цветная металлур-
гия», 1971, Кя 15, -с. 25 —28.
22. Drigo G.,
Dufour—Berte С.,
Marino Е.
—
«La Metallurgia Italiana», 1967,
Кя 10, p. 852—860 .
23. Орлов А. /См Пискунов И. Я.
—
«Записки ЛГИ им. Плеханова», 1963, т. 42,
вып. 3, с. 11 Or-120.
24 Бцянов В. Я.,
Г. Ф., Куликовский А. Л. — «Цветная металлургия»
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1967, No 13, с. 29—32.
25. Лейзерович Г. #., За/с М. С., Чехова Е. Ф .
—
«Цветная металлургия») (Бюч.
ин-та «Цветметинформация»), 1972, Кя 12, -с. 6 —9.
26. Зыбалова Г. Я., За/с М. С, Майский О. В
,
Петухова Я. Я
—
«Использо-
вание газа в народном хозяйстве», Об. No 1 . М
,
изд ВНИИГазпром, 1972,
с.9—14
27. За/с М. С., Майский О. В., ДГве^ Б. Л., Юрьев Я. В.
—
«Цветные металлы»,
1977, No 3, с. 19—21; Кя 5, с. 24 —25.
28 Применение кипящего слоя в цветной металлургии. (Гинцветмет.) Сб. Кя 40.
М., «Металлургия», 1975. 220 с. с ил.
29. Лейзерович Г. # .,
Зак М. С.,
Майский О. В.
—
«Цветная металлургия»
(Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1968, Кя 18, с. 27 —32
30 Зак М. С.,
Лейзерович Г. Майский О. В
— «Цветные металлы», 1970,
No 1, с. 13—16.
31. Лейзерович Г. Сорокина В. С .,
За/с М. С.
—
«Цветные металлы», 1976,
No 7, с. 15—17.
32. Сыркина Я. Г.,
Крашенникова Л. Л.,
Залиопо В. М
—
ЖПХ, 1972, т. 45,
No 6, с. 1230—1235.
33. Зак М. С , Щвец. В. Л., Лейзерович Г. Я.
—
«Цветные металлы», 1975, К® 4,
с. 42 —44.
34. Зак М. С , Лейзерович Г. ¥., Шдец В. Л , Токарева А. Г.
—
Металлургия цвет-
ных металлов. М.,
«Металлургия», 1974, (Гинцветмет. Сб. Кя 37), с 124—
133.
35. За/с М. С.,
Лейзерович Г. Чехова £. Ф. и др.
—
«Металлургия тяжелых
цветных металлов». Мм «Металлургия», 1976 (Гинцветмет. Сб. No 42), с. 121 —
128.
36. Резник И Д , Лакерник М. М., Миронова М. Я. и др.
—
«Цветные металлы»,
1971, Кя 5, с. 13-18.
Глава XV
ВИБРОКИПЯЩИЙ СЛОЙ
А
Кипящий слой, являющийся оптимальным состоянием дисперсной системы для
осуществления различных гетерогенных процессов, не является универсальным.
Как и любой другой процесс, он имеет ряд недостатков. К ним прежде всего еле-
8*
23
1
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

дует отнести и то обстоятельство, что кипящий слой образуется только при оп-
ределенных скоростях газа и твердого (жидкости), которые в некоторых случаях
не являются оптимальными для протекания физико-химического процесса и
не
обеспечивают
возможности
использования
материалов широкого
грануло-
метрического состава. В отдельных случаях перевести слой некоторых матери-
алов в состояние кипения вообще не представляется возможным из-за большой
склонности их к агрегированию.
Для расширения диапазона применяемых скоростей, возможности исполь-
зования материала широкого гранулометрического состава и улучшения струк-
туры кипящего слоя начали применять различные механические, в том числе
вибрирующие, воздействия на сыпучий материал.
Виброкипящий слой может быть создан путем воздействия на сыпучий ма-
териал вибрирующих элементов — дна, перегородок, наклонных лотков, а также
с помощью вибропобудителей, введенных непосредственно в слой материала [1 ].
Вибрирующие элементы могут совершать гармонические или в общем случае
поличастотные колебания. Траектория колебательного движения этих элементов
представляет собой прямую, направленную по вертикали или под углом к гори-
зонту, окружность, эллипс и т. д. От амплитуды, частоты и траектории коле-
бательного движения зависит структура слоя, интенсивность*и характер переме-
шивания твердой фазы и скорость поступательного перемещения материала в ап-
парате. В аппаратах виброкипящего слоя в основном используют гармонические
колебания.
Виброкипящий слой может быть создан в условно-неподвижном слое сыпу-
чего материала (а), в сочетании с фильтрацией газа или жидкости через слой
снизу вверх или сверху вниз (б), в слое сыпучего материала в вакууме (в).
Оптимальные параметры для указанных способов создания виброкипящего
слоя еще не определены. Еще совершенно недостаточно разработаны также
основные положения теории виброкипящего слоя. Однако разработка аппара-
туры и исследования возможности практического применения виброкипящего
слоя непрерывно расширяются.
1. ВОССТАНОВЛЕНИЕ ЗАКИСИ НИКЕЛЯ
Исследование процесса восстановления закиси никеля мета-
ном проводили на установке, изображенной на рис. 94 при тем-
пературах 475, 500, 550, 600 и 700° С [2]. Частота вибрации
Рис 94 Схема установки для изучения процесса восстановления закиси никеля
/ — реактор сероочистки; 2 — электропечь; 3, 4 — поглотители С02; 5 — реометр; 6 —
устройство для получения паро газовой смеси, 7 — вибратор, 8 — сильфон; 9 — реак-
тор; 1 0 — раскрывающаяся электропечь; И — холодильник; 1 2 — приемник конден-
сата, 13 — газовые часы
232
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

составляла 50 Гц, амплитуда 0,5 мм. При этих параметрах
вибрации обеспечивалось интенсивное виброкипение слоя части-
чек закиси никеля.
Как
показали
исследования,
коэффициент
теплообмена
при
восстановлении в виброкипящем слое до 96% закиси никеля
с размером частиц 2—3 мм при частоте 50 Гц и амплитуде колеба- -
ний 0,5 мм составлял 187 Вт/(м
2
- °С). Скорость подачи метана
составляла 6 л/ч. Зависимость степени восстановления закиси
никеля
от
продолжитель-
ности нагрева приведена на
рис. 95.
Полученные
в
процессе
опытов твердые и газообраз-
ные
продукты
отличались
однородностью
и
постоянст-
вом состава. Отмечалось, что
применение
виброкипящего
слоя интенсифицировало про-
цесс примерно на 20% по
сравнению с соответствующи-
ми данными для неподвижно-
го
слоя.
Исследования
по-
казали, что с увеличением
амплитуды выше 1,5 —2 мм возрастал унос материала из рабо -
чей зоны реактора. Рекомендуется применять виброкипящий слой
в процессах газового восстановления металлов из их окислов.
2. ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ ОЛОВЯННЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
Некоторые
виды
оловянных
концентратов,
имеющие
повы-
шенное содержание окислов железа и шеелита, подвергают выще-
лачиванию в растворе соляной кислоты. С целью интенсификации
этого процесса были проведены исследования по выщелачиванию
указанных концентратов в виброкипящем слое [3]. Лабораторные
опыты проводили с концентратами, содержащими 15,2% железа
в виде окислов. Крупность составляла 0,3 —0,2 мм. Навеску мас-
сой 10 г с раствором подвергали вибрационному воздействию,
периодически отбирая пробы раствора для анализа.
Было
установлено,
что
виброколебания
интенсифицируют
растворение окислов железа, причем предпочтение следует от-
дать колебаниям, направленным под острым угло м к горизонту.
Направленные
виброколебания позволяли одновременно
пере-
мещать концентрат вверх в виде кипящего слоя. Эта особенность
позволила сконструировать специальный аппарат, в котором кон-
центрат
перемещался
снизу
вверх
по
наклонной
плоскости
навстречу
стекающему
нагретому
потоку раствора
соляной
кислоты [3].
233
Рис. 95. Зависимость степени восстановле-
ния закиси никеля от продолжительности
нагрева т
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Основным узлом аппарата являлась спирально-винтовая труба
из оргстекла диаметром 300 мм, шагом витка 50 мм, углом наклона
спирали 4,5° и длиной 1,5 м. Труба помещалась в тепло изоля-
ционном цилиндрическом сосуде, укрепленном на плите. Плита
была установлена на пружинах и снабжена вибратором.
Опыты,
проведенные
в
укрупненно-лабораторных условиях
с использованием этого аппарата, показали перспективность его
применения для очистки оловянных концентратов и дали основа-
ние
запроектировать
полупромышленную установку
производи-
тельностью 1 т/ч концентрата.
Полупромышленный аппарат представлял собой несущий ци-
линдр диаметром 1,1 м и высотой 3 м, подвешенный на трех пру-
жинах. На цилиндре была укреплена труба в виде спирали вну-
тренним диаметром 85 мм. Шаг спирали составляя 280 мм, а угол
наклона ее в горизонтальной плоскости 3°20'.
Испытания этого аппарара показали возможность его приме-
нения для выщелачивания оловянных концентратов в противо-
точном режиме с удалением примесей до кондиционных содер-
жаний.
Исследования по применению виброкипящего слоя как в нашей
стране, так и за рубежом непрерывно расширяются и проводятся
в самых разнообразных направлениях. Это — перемешивание и
тонкое измельчение; галтовка; обезжиривание и шлифование дета-
лей; гранулирование и гидрофобизация порошков; очистка газов
и центрифугирование; сушка порошков, паст, суспензий, рас-
творов; закалка деталей; нанесение покрытий и ректификация;
растворение;
выщелачивание
и
экстрагирование;
адсорбционные,
твердофазные и каталитические реакции; окислительные и восста-
новительные процессы и т. д. [1 ].
В последнее время в литературе появилось сообщение о воз-
можности
применения
виброкипящего
слоя для
перекачивания
различных жидкостей
3, СУШКА МЕДНЫХ ПОРОШКОВ
Вибрационные
сушилки
обладают
рядом
преимуществ
по
сравнению с другими топами сушильных аппаратов. Они обеспе-
чивают совмещение сушки и транспортировки материала, допу-
скают изменение скорости движения и, следовательно, времени
пребывания материала в печи и, главное, в них можно сушить
тонкодисперсные материалы в условиях устойчивых аэродинами-
ческих режимов. Вибрационные сушилки отличаются малым рас-
ходом энергии и незначительным износом рабочих частей даже
при сушке абразивных материалов. Процесс сушки можно осу-
ществлять при прямоточном или противоточном движении воз-
духа.
1
Ефимов Б . К . Эффект кипящего слоя. «Московская правда», Кя 269, от
17 сентября 1974 г.
234
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Сушку медеэлектролитных порошков осуществляют в настоя-
щее время в электрообогреваемых котлах. С целью механизации
и интенсификации этого процесса было предложено применить
виброкипящий слой с одновременным перемещением его по спи-
ральному лотку [4].
Сушилка
представляла
собой
вертикальный
транспортер,
спиральный лоток которого при ширине 65 мм и высоте бортика
12 мм имел 30 витков [5]. Общая длина спирального лотка состав-
ляла 50 м, площадь 3,2 м
2
.
Транспортер был заключен в непод-
вижный теплоизоляционный кожух. Нижняя часть транспортера
крепилась
болтами
к
универсальному
виброприводу ВПУ-630
конструкции ВНИТИприбор.
Внутри
кожуха
размещались
электронагреватели.
Вибропри-
вод обеспечивал вертикальные и горизонтальные колебания. При
определенной амплитуде колебания частицы материала начинали
двигаться по эллиптической траектории снизу вверх.
Влажный материал подавали на нижний виток вибротранспор-
тера. В сушилке порошок передвигался по вибротранспортеру
в атмосфере восстановительного газа при температуре 180—350° С.
В транспортере
осуществлялся
противоток
газа
и
порошка.
В верхней части транспортера находилась разгрузочная течка.
Из сушилки горячий сухой порошок попадал в виброхолодиль-
ник, в котором порошок охлаждался до 20° С.
Экспериментальные исследования, проведенные на этой уста-
новке с использованием порошков различной влажности и разных
марок, показали, что содержание влаги в порошке от 18 до 34%
практически не оказывало влияния на перемещение порошка по
транспортеру. Не установлено также влияние насыпной массы
(0,83 —1,64) и гранулометрического состава.
Установлен
оптимальный
температурный
режим
сушки:
в нижней части печи — в пределах 180—250° С, в верхней — от
250 зо 300° С [51. Расход электроэнергии при оптимальных ре-
жимах составлял от 250 до 300 кВт «ч/т (1300 кВт «ч/т в обогревае-
мых котлах).
^
Исследованием установлено, что в процессе сушки практиче-
ски не происходило изменения гранулометрического состава по-
рошка и его насыпной массы. Защитная пленка стабилизатора
не
разрушалась.
Производительность
вибросушилки
была
в
'10—12 раз
выше
производительности
стандартной
аппа-
ратуры.
Расчеты показали, что замена обогревательных котлов вибро -
сушилками позволит значительно ускорить процесс сушки порош-
ков и сократить производственные площади.
В настоящее время находится в промышленной эксплуатации
установка
для
сушки
медных
порошков
производительностью
500 кг/ч.
235-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Членов В. Л.,
Михайлов Я. В . Виброкипящий слой. М .,
«Наука», 1972.
342с.сил
2. Рождественский В. Я.,
Волгина Л. М .,
Членов В. А
,
Михайлов Я. В . —
ДАН СССР, 1968, т. 183, No 2, с. 398 —400.
3. Дьяков В. £ .,
Сутурин С. Я.,
Семенов А. £.
— «Цветные металлы», 1974,
JSfe 3, с. 22 —23.
4. Бернер Я. Л. Авт. свид. No 383978.
—
«Открытия, изобретения, промышлен-
ные образцы, тов. знаки», 1973, No 24,
5. Бернер Я. Л., Маренкова Л М., Ройтман В. М. и др.
—
«Цветная металлур-
гия» (Бюл. ин -та «Цветметинформация»), 1975, N° 14, с. 27 —30.
Глава XVI
ТЕПАООТЪЕМ ПРИ ОБЖИГЕ
СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРА ТО В
В ПЕЧАХ КС
А
1. КОЛИЧЕСТВЕННАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ТЕПЛОВЫДЕЛЕНИЯ
ПРИ ОБЖИГЕ СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
Тепловой баланс печи КС при обжиге цинкового концентрата,
работающей с удельной производительностью 5—8 т сухого кон-
центрата в сутки на 1 м
2
поверхности пода, приведен в табл. 35.
Составляющие теплового баланса при обжиге сульфидных ма-
териалов в печах КС изменяются в зависимости от принятой тем -
пературы обжига и концентрации кислорода в дутье. Так, при по -
вышении температуры обжига (температуры кипящего слоя)
Таблица35
Тепловой баланс печи КС при работе на воздушном дутье
Приход, %
Расход, %
Тепло,
выделяющееся
при
сго-
рании
серы,
содержащейся
в
концентрате ........................................ 98,6
Тепло, вносимое концентратом 0,4
Тепло, вносимое воздухом . . 1,0
Тепло, уносимое огарком . . 8,3
Тепло,уносимоепылью ... 5,5
Тепло, затрачиваемое на испа-
рение влаги концентрата . . 4,5
Тепло, уносимое отходящими
газами ................................................57,0
Потери тепла через кладку 5,5
Избыточное тепло слоя . . . 19,2
Итого...100
Итого...100
236-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

уменьшается доля тепла, приходящаяся на отвод избыточного
тепла из слоя и увеличивается доля тепла с отходящими газами.
Характер изменения тепловосприятия слоя и газов печи КС в за-
висимости от температуры слоя приведен в работе [1].
При повышении содержания кислорода в дутье возрастает
доля тепла, отводимого из слоя, вследствие уменьшения коли-
чества отходящих газов на единицу объема окислителя, и, сле-
довательно, уменьшения доли тепла, отводимого с газами.
Суммарная
количественная
характеристика
тепловыделения
при окислительном обжигё сульфидных материалов меняется в за-
висимости от содержания серы в концентрате и степени десульфу-
ризации перерабатываемого материала. Так, при окислительном
обжиге сульфидных цинковых концентратов за счет экзотерми-
ческих реакций выделяется до 600 тыс. ккал, а при обжиге
пиритных концентратов — до 1 млн. ккал на 1 т перерабатывае-
мого материала.
Суммарный отвод избыточного тепла зависит также от удель-
ной производительности печи по концентрату. При росте удель-
ной производительности печи возрастает абсолютное количество
избыточного тепла и, в частности, избыточного тепла, которое
должно-отводиться из слоя. Так, при обжиге цинковых концен-
тратов при удельной производительности 4,5 —5 т/(м
2
- сут) коли-
чество
избыточного
тепла,
отводимого
из
слоя,
составляет
50 тыс. ккал/ч на 1 м
3
слоя, при обжиге флотационных медных
и пиритных концентратов превышает 100 тыс. ккал/ч, при обжиге
гранулированного медного концентрата достигает 500 тыс. ккал/ч.
При наблюдающемся в последние годы росте единичной произ-
водительности печей КС технические решения вопроса теплоотъ-
ема из слоя и газов приобретают самостоятельное значение как
вследствие больших количеств отводимого тепла, которое должно
быть рационально использовано, так и в результате воздействия
эксплуатационных
показателей
работы
теплоутилизационной
аппаратуры на характеристику основного технологического про-
цесса обжига в печи КС. Эти вопросы будут рассмотрены ниже.
2. ПУТИ РАЦИОНАЛЬНОГО ИСПОЛЬЗОВАНИЯ
ИЗБЫТОЧНОГО ТЕПЛА
Приведенные
выше
количественные
характеристики
отъема
избыточного тепла от печей КС при обжиге цинковых концентра-
тов (работа на воздушном дутье) эквивалентны расходу пара,
составляющему —11 т/ч для суточной производительности 300 т
концентрата и —40 т/ч для суточной производительности 1000 т
концентрата.
В целях предупреждения коррозионного разрушения тепло-
утилизационной
аппаратуры
давление
пара,
вырабатываемого
теплоутилизационной установкой печей КС, должно быть не ниже
40 ат II]. В этом случае даже при использования турбин, рабо-
237
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

тающих с противодавлением пара, возможная выработка электро-
энергии от теплоутилизационной установки одной печи составит
от 1000 до 4000 кВт/ч. К этому следует добавить тепло отработан-
ного пара, использованное на технологические нужды предприя-
тия в количестве соответственно от 6 до 25 млн. ккал/ч.
В 1961 г. на конференции по вопросам утилизации тепла, про-
веденной Британским
институтом
топлива,
указывалось,
что
вопрос рационального
использования
всех
видов
топливных
ресурсов становится главным в проблемах роста национального
благополучия.
В последние годы вопросы экономии топлива и рационального
использования вторичных энергоресурсов приобрели еще боль-
шую остроту. В Советском Союзе это нашло свое отражение в при-
нятом законе об охране и рациональном использовании природ-
ных ресурсов.
В связи с этим вопрос о полном и рациональном использовании
всего тепла экзотермических реакций печей КС следует рассмат -
ривать как особо важный, требующий положительного решения
в самые короткие сроки.
К этому обязывают не только рассмотренные выше вопросы
экономии топлива, но и прежде всего требования основного тех-
нологического процесса.
Необходимо отметить, что использование в цепи аппаратов
схемы обжига печей КС теплоутилизационных установок, не обе-
спечивающих полного и радионального использования избыточ-
ного тепла экзотермических реакций, неизбежно сопровождается
резким
ухудшением
показателем основного
производства. Это
ухудшение вызывается следующим:
а) частыми
вынужденными
простоями
обжиговых
печей
вследствие остановки утилизационных установок на чистку и
ремонты;
б) снижением производительности печей КС из-за нарушения
тягового'режима,
вызванного
забиванием
газоходов
теплоутили-
зационных установок частицами шихты, выносимой из печей;
в) снижением и колебанием концентрации S03 в обжиговых
газах, подаваемых на сернокислотное производство по изложен-
ным в-п.п. «а» и «б» причинам;
г) большими расходами на восстановительные и ремонтные
работы теплоутилизационных установок;
д) ухудшениями санитарных условий труда.
Все изложенное в полной мере подтверждается опытом работы
Алмалыкского, Лениногорского, Челябинского и других цинко-
вых заводов.
Ниже дается краткий анализ применяемых в Советском Союзе
и за рубежом теплоутилизационных установок за печами КС,
а также их конструктивных особенностей, обеспечивающих ко-
ренное улучшение как теплотехнических, так и технологических
показателей
работы
печей
КС.
238
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

3. СХЕМЫ ТЕПЛООТЪЕМА ИЗ СЛОЯ
Отъем из слоя избыточного тепла экзотермических реакций
необходим для обеспечения заданной температуры обжига, яв -
ляющейся одним из важнейших параметров процесса. Поддержа-
ние заданной температуры слоя имеет особое значение для высо -
котемпературного обжига концентратов.
Регулирование температуры в кипящем слое при заданном тех-
нологическом режиме можно осуществить тремя способами: из-
менением
соотношения
шихта—дутье,
изменением
влажности
шихты, изменением количества тепла, отводимого из слоя кессо-
нирующими элементами.
При первом способе обычно стабилизируют подачу дутья»
а регулирование температуры в слое осуществляют загрузкой
шихты по показаниям термопары, помещенной в слое. Однако
стабилизация температуры слоя осуществляется здесь ценой на-
рушения таких технологических параметров, как производитель-
ность печи и степень десульфуризации.
При втором способе температуру слоя стабилизируют за счет
изменения влажности шихты. Этот способ используют в основном
при обжиге материала в виде пульпы. В некоторых случаях, на-
пример при обжиге твердой шихты, для регулирования темпера-
туры в надслоевое пространство печи впрыскивают переменное
количество воды.
Недостатком этого способа является частичная или полная
потеря избыточного тепла, отводимого из слоя, а также отрица-
тельное воздействие на работу газоочистки большого количества
водяных паров в отходящих газах.
В обоих рассмотренных случаях теплоотъем из слоя (если
он
применяется)
обеспечивает
отвод
постоянного
количества
тепла. Конструктивно это осуществляется размещением в слое
заданной (расчетной) испарительной
поверхности
змеевиков.
В оптимальном варианте эти змеевики включены в контур цирку-
ляции котла-утилизатора, что обеспечивает их работу на парамет-
рах котла-утилизатора.
Здесь не рассматривается охлаждение змеевиков слоя водой,
поскольку такая схема приводит практически к потере тепла,
отводимого из слоя, и быстрому коррозионному разрушению
самих змеевиков.
Третий способ регулирования температуры слоя предусматри-
вает изменение количества тепла, отводимого из слоя, за счет
изменения составляющих уравнения теплопередачи
Q^HKM,
(44)
где Q — количество тепла, отбираемое из слоя, ккал/ч;
Н — поверхность теплообменника, м
2
;
К — коэффициент теплопередачи, ккал/(м
2
- ч*° С);
А* — температурный напор между слоем и охлаждающим
агентом, ° С.
239
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Поскольку изменение поверхности змеевиков #, помещенных
в слое, в процессе работы печи не пол учило практического приме-
нения
вследствие значительных
трудностей механического
по-
рядка, регулирование теплоотъема осуществляют за счет изме -
нения К или Д*.
В принципе этот способ, по сравнению с первыми двумя спо-
собами,
позволяет
осуществлять
регулирование
температуры
слоя независимо от
технологических
параметров (соотношение
шихта—дутье, влажность и состав концентратов), для которых
могут быть установлены оптимальные параметры, обеспечиваю -
щие достижение наиболее »высоких технологических показате-
лей
обжига
(производительность,
степень
десульфуризации
и т. д.).
Различные схемы регулируемого теплоотъема из слоя изло -
жены в работе [1]. Две из них — прямоточная схема и схема
с изменением влажности и давления охлаждающего пара, были
испытаны на промышленных установках. Первая из них, применен-
ная на печах КССУМЗа, была демонтирована из-за принципиаль-
ных теплотехнических недостатков, присущих этой схеме в приня-
том исполнении. Вторая схема, установленная на заводе «Укрцинк»,
находится в стадии промышленной эксплуатационной проверки.
Годичный опыт работы этой схемы позволяет рекомендовать ее
для более широкого применения.
4. СХЕМЫ ТЕПЛООТЪЕМА ОТ ГАЗОВ
Для охлаждения газов печей КС в Советском Союзе и за
рубежом
наибольшее
распространение
получили
котлы-утили-
заторы.
В применяемых в отдельных случаях на отечественных заво-
дах стояках испарительного охлаждения и стояках с воздушным
охлаждением используется радиационный теплообмен. Как пока-
зано в работе [1], эти стояки не могут обеспечить эффективного
охлаждения
газов
до
необходимого
температурного
уровня,
что подтверждено длительным опытом и* эксплуатации на Челя-
бинском цинковом заводе и заводе «Электроцинк». Кроме того,
стояки испарительного охлаждения в силу своего конструктив-
ного исполнения не могут работать на необходимом давлении пара
(до 40 ат), что приводит к их относительно быстрому коррозион-
ному разрушению при интенсивном отложении шихтового выноса
на корродирующих стенках.
Применение
стояков
воздушного
охлаждения,
подверженных
менее
интенсивному
коррозионному разрушению,
приводит
к
фактически полной потере физического тепла охлаждаемых газов.
Указанные недостатки и связанные с ними значительное раз-
убоживание газов свидетельствует о том, что данные стояки не
могут обеспечить надежное и эффективное охлаждение газов
печей КС.
240
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Применяемые для охлаждения газов печей КС котлы-утилиза-
торы по принципу охлаждения газов можно разбить на две груп-
пы — газотрубные и водотрубные.
Газотрубные котлы получили наибольшее распространение за
рубежом, по-видимому, из-за их низкой стоимости. Однако клас-
сическая конструкция газотрубного котла не нашла применения
для охлаждения газов печей КС, так как плоские трубные решетки
котлов, к которым крепятся дымогарные трубки, по своим проч -
ностным характеристикам не позволяют поднять давление пара
свыше — 20 ат. Возникновение сернокислотной коррозии дымо-
гарных трубок и трубной решетки котла исключает возможность»
их надежной эксплуатации.
Указанный
конструктивный
недостаток цилиндрических
газо-
трубных котлов привел к созданию газотрубных котлов с двой-
ными трубами (рис. 96). В этих котлах нет цилиндрического кор-
пуса и плоской трубной решетки, что позволяет поднять давление
пара в котле до 40 ат и выше. Теплообменные поверхности обра-
зуются системой двойных труб, присоединяемых к коллекторам.
Схемы крепления двойных труб к коллекторам показаны на
рис. 97.
Котлы с двойными трубами собирают из прямых внутренних
и наружных труб; парообразование в этих котлах происходит
в кольцевом пространстве между внешними и внутренними тру-
бами. Концы двойных труб приваривают к овальным или прямо-
угольным коллекторам, образуя таким образом трубные пакеты.
Коллекторы пакетов соединяют с барабаном котла, расположен-
ным выше верхнего коллектора трубного пакета.
Высота расположения барабана над трубными пакетами зави-
сит от необходимого циркуляционного напора для обеспечения
надежной естественной циркуляции.
Поскольку внутренняя и наружная трубы пакета находятся
иод действием различных тепловых нагрузок и, следовательно,
их коэффициент термического расширения различен, форма соеди-
нительных
коллекторов
должна
обеспечивать
их
способность
компенсировать возникающую разность удлинения внутренних и
наружных труб. Вместе с тем для предотвращения прогиба вну-
тренней трубы, подвергающейся сжимающим усилиям, в наруж -
ной трубе, в нескольких местах по ее длине, сверлят по три отвер -
стия (под углом 120°) и устанавливают в них до упора с внутрен-
ней трубой штыри, которые приваривают по контуру (рис. 97).
Такую конструкцию можно применять только при относительно-
низком давлении вырабатываемого котлом пара.
В газотрубных котлах с двойными трубами газовый поток
можно направлять двумя путями. На рис. 96 показана компоновка
котла при движении газа только внутри труб, что несколько
облегчает их очистку от отложений шихтового выноса.
Необходимо учесть, что в этом случае для тепловосприятия
используется около 50% металла, из которого изготовлены трубы.
24!
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

to
to
ш
ф
о
□
ш
н
X
0
)а
о\
s
?
S
ф
ш
<
Й
а
о
U
X
ф
■
о
ф
■
о
о
Е
Рис. 96 Газотрубный котел-ути ли затор с двойными трубами для охлаждения газа мартеновских печей (а), газов синтеза аммония (б) и газов
печи обжига пирита (в):
1 — коллектор горячего газа; 2 — коллектор охлажденного газа, 3, 4 барабаны

Однако при этом исключается необходимость в огнеупорной футе-
ровке котла.
На рис. 98, а показан общий вид котла-утилизатора, у кото-
рого в качестве нагревательных элементов используются как
наружные, так и внутренние трубы. В котлах этбго типа верхние
Рис 97 Схемы крепления труб в котле с двойными трубами:
а — в овальном коллекторе» б — в прямоугольном коллекторе; в — фикси-
рование внутренней трубы тремя штырями для предотвращения ее изгиба;
г — установка в одной наружной трубе трех внутренних труб
коллекторы котельного пучка располагают на одном уровне (в од-
ной горизонтальной плоскости), и зазоры между коллекторами
уплотняют для создания газонепроницаемой перегородки. Ниж -
ние коллекторы располагают через ряд на разной высоте, что
Рис. 98. Газотрубный котел-утилизатор с двусторонним обогревом двойных
труб
а — для охлаждения газов рафинировочных печей; б — для охлаждения
газов печи обжига цинковых концентратов; I — - настенные экраны; 2 — ки-
пятильный пучок; 3 — загрузка концентрата
позволяет
газам,
поступающим
в
межтрубное
пространство,
пройти между нижними коллекторами во внутренние трубы, а из
них — во внутренний выводной газоход. Весь трубный пучок
котла обмуровывают обычными огнеупорными материалами. Котлы
указанного типа можно применять при работе на газах, у кото-
рых отложения легко удаляются при обдувке.
243
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Для охлаждения газов печей КС некоторые заводы применяют
радиационную камеру и описанную систему двойных дымогарных
труб. Поскольку окись цинка,
присутствующая в отходящих
газах, при температуре выше 650° С очень липкая, газы до посту-
пления в дымогарные трубы охлаждают в радиационной камере.
На рис. 98, б показан котел-утилизатор рассмотренного типа,
установленный на одном из заводов Югославии за печью КС
обжига цинковых концентратов. Газы с 10% S02 поступают в ра-
диационную камеру при температуре 900° С, В пыли, часть кото -
рой оседает в радиационной камере котла, содержится до 80%
окиси цинка. При эксплуатации этого котла была выявлена необ-
ходимость его частой и тщательной очистки во избежание резкого
снижения теплопередачи и полного забивания труб, а также
в тщательном уплотнении газового тракта котла, так как наличие
воздуха способствует сульфатизации пыли, что увеличивает интен-
сивность ее прилипания к поверхностям нагрева котла.
В конструкциях, показанных на рис. 98, газы до входа в газо -
трубные элементы охлаждаются в радиационной камере до темпе -
ратуры порядка 650° С во избежание налипания размягченной
пыли на входных кромках дымогарных труб.
Это обстоятельство не было учтено Гипрохимом в конструк-
ции газотрубного котла-утилизатора с двойными трубами, уста-
новленного за печью КС обжига никелевых сульфидных концен-
тратов завода «Североникель». Вследствие этого входные трубы
котла зашлаковывались в течение 2—3 дней работы и печь оста-
навливали для очистки трубных элементов котла. Это вынудило
заменить данный котел котлом-утилизатором водотрубного типа.
Котлы-утилизаторы
водотрубного
типа
более
универсальны,
их можно приспособить к любому технологическому режиму ра-
боты металлургической печи даже в случае наличия в печных газах
шихтового выноса в размягченном и расплавленном состоянии.
Котел-утилизатор водотрубного типа с многократной прину-
дительной циркуляцией описан в работе [1]. Он был установлен
на одном из отечественных сернокислотных заводов за печами
обжига пирита. Основным недостатком в работе этого котла было
засорение огарком поверхностей нагрева и, в частности паропере-
гревателя, выполненного в виде двух секций, расположенных с раз-
рывом одна над другой. В дальнейшем этот котел был рекон-
струирован.
Поверхности
нагрева
пароперегревателя
выполнили
односекционнымр, а скорость газов вдоль поверхностей нагрева
увеличили с 5 до 20 м/с. В результате этой реконструкции поверх-
ности нагрева котла стали самоочищаться за счет абразивности
пиритного огарка, выносимого с газами. Однакоэто привело к быст -
рому эрозионному износу поверхностей нагрева котла.
Применение
котла-утилизатора
аналогичной
конструкции
на
Лениногорском цинковом заводе при переводе печи КС на обжиг
цинковых концентратов привело к быстрому забиванию поверх-
ностей нагрева котла липким шихтовым выносом, обладающим
244
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

высокой адгезией к поверхностям нагрева котла, и нарушению
технологического режима работы печи.
Реконструкция
данных
котлов-утилизаторов,
осуществленная
объединением
«Уралэнергоцветмет»,
несколько
увеличила
дли-
тельность непрерывной работы котла. Однако в связи с примене-
нием интенсивной виброочистки ширм котла в металле трубной
системы возникли чрезмерные усталостные напряжения, которые
привели к нарушению механической прочности труб, их разру-
шению и выходу из строя всего котла.
В СССР и за рубежом имеется опыт эффективного использова-
ния
водотрубных котлов-утилизаторов
туннельного
типа
для
охлаждения сильно запыленных газов печей цветной металлургии
и, в частности, газов печей КС обжига цинковых концентратов.
Однако прежде чем перейти к описанию конструктивных осо-
бенностей туннельных
котлов-утилизаторов,
следует рассмотреть
особенности механизма отложений шихтового выноса печей цвет -
ной металлургии на поверхностях нагрева котлов-утилизаторов.
Анализ этих особенностей позволит не только выявить преиму-
щества т уннельных котлов-утилизаторов, но и оценить их поло-
жительное
влияние
на
показатели
основного
технологического
процесса.
5. АНАЛИЗ МЕХАНИЗМА ОТЛОЖЕНИЙ
ШИХТОВОГО ВЫНОСА
Отложения на теплообменных поверхностях нагрева разделяются на сыпу-
чие и связанные. Процесс образования сыпучих отложений является следствием
адгезии твердых частиц к поверхности нагрева. Силы, вызывающие притяжение
частиц к поверхности нагрева, определяются наличием ненасыщенных силовых
полей поверхностных атомов твердых частиц. Сфера действия этих сил очень
ограничена, поэтому они проявляются лишь в точках контакта. С увеличением
размера и массы частиц эти силы, зависящие также от кривизны соприкасаю-
щихся поверхностей, оказываются меньше сил инерции и тяжести и не могут
удержать такие частицы на поверхности.
Сыпучие отложения растут до наступления динамического равновесия между
процессами оседания тонкой пыли и разрушения осевшего слоя крупными части-
цами. При наличии в газовом потоке крупных частиц, обладающих абразивными
свойствами, увеличение скорости газового потока приводит к возникновению
эффекта самочистки поверхностей нагрева, который сопровождается эрозионным
износом металла труб. Сыпучие отложения легко удаляются известными спо-
собами очистки (обдувкой, виброочисткой и т. д.).
При наличии в уносе расплавленных или размягченных частиц, а также при
развитии в самом слое отложений физико-химических процессов, повышающих
прочность образовавшихся отложений, возникают связанные и связанно-плот-
ные отложения, имеющие тенденцию к неограниченному росту. При этом, как
было показано в работе [1], увеличение скорости газового потока способствует
возникновению связанно-плотных отложений и к их неограниченному росту.
Очевидным
подтверждением решающего
влияния
аэродинамического фак-
тора на условия образования сыпучих и связанных отложений является корен-
ное различие свойств отложений, возникающих на фронтальной и кормовой
части одной и той же трубы, при наличии в газовом потоке выноса, способствую-
щего образованию связанных отложений. В рассматриваемых случаях компо-
ненты уноса и газовой среды, температура и фактор времени были практически
одинаковыми. Единственное различие состояло в аэродинамических силах, опре-
245
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

деляющих характер отложений на фронтальной и кормовой части трубы. Это
является результатом того, что газовый поток, набегающий на фронтальную
часть трубы, уменьшает толщину пограничного слоя газа на нем, причем тем
интенсивнее, чем выше скорость газового потока (при прочих одинаковых усло-
виях).
Кроме того, с увеличением скорости газового потока увеличивается лобо-
вое давление на частицу и, следовательно, ее давление на поверхность нагрева,
с которой контактирует частица. Вследствие этого усилие контакта частиц с фрон-
тальной частью трубы будет увеличиваться с увеличением скорости газового
потока. В свою очередь это будет увеличивать силы прилипания частиц к фрон-
тальной части трубы и между собой.
Сила прилипания частиц может быть представлена, по данным работы {2J,
выражением
где d, d x — диаметр частиц;
£х_2
—
свободная энергия единицы
поверхности раздела одного
твердого тела 1 и газооб-
разной фазы 2 (воздух);
Е^ — свободная энергия единицы
поверхности раздела фаз I—1
(двух твердых тел).
Однако действие молекулярных сил
притяжения у поверхности, определя-
ющих' силы прилипания частиц, прояв-
ляется на расстоянии не более 0,1 Нм.
Площадь
контакта
частиц,
опреде-
ляющая
суммарную
свободную
энергию
раздела фаз, определяется не макроскопи-
ческим диаметром частиц, а значительно
меньшими радиусами кривизны тех суб-
.ми кроскопических
выступов,
которые
обусловливают
первоначальное
соприкос-
новение частицы с поверхностью кон-
такта. Очевидно, что лобовое давление газовой струи на частицу тем больше,
чем выше скорость этой струи, а вследствие этого тем больше и усилие контакта
этой частицы не только с поверхностью трубы, но и с другой частицей. Увеличе-
ние силы, с которой частица контактирует с поверхностью трубы и с другими
частицами, вызывает деформацию субмикроскопических выступов частиц и вслед-
ствие этого увеличение поверхности контакта и уменьшение толщины межфаз-
ной газовой прослойки. Оба эти обстоятельства обусловливают увеличение перво-
начальной силы прилипания^частицы к поверхности трубы и к другим частицам,
а тем самым и интенсификацию процессов, способствующих образованию свя-
занных плотных отложений и их неограниченному росту на теплообменных
поверхностях.
~
Изложенное выше подтверждается усредненной кривой роста твердофаз-
ных отложений в зависимости от скорости газового потока (рис. 99). Рост от-
ложений при преобладающем содержании твердых абразивных фракций разме-
ром более 30 мкм (зола некоторых энергетических углей) имеет максимум при
скорости газового потока 7,5 м/с. С дальнейшим увеличением скорости газа на-
чинается разрушение слоя этих отложений (см. кривую /).
При преобладании фракций размером до 5—10 мкм и наличии возгонов ме-
талла, что характерно для шихтового выноса большинства печей цветной метал-
лургии,
происходит неограниченный рост отложений,
который
прогрессирует
по мере увеличения скорости газового потока (см. кривую 2). Особый интерес
представляет участок кривой, соответствующий скорости газа до 1 м/с, имеющий
почти нулевой рост отложений, что определяется возникновением под действием
246
X
i'
I
!
t'i
<4
8
fZ
Спорость газового потопа, м/с
Рис 99. Усредненная кривая роста
твердофазных отложений на поверх-
ностях нагрева в зависимости от ско-
рости газового потока при попереч-
ном обтекании трубы
1 — преобладание фракций размером
> 30 мкм; 2 — преобладание фрак-
ций размером < 5 мкм
11
t,
у
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

сил тяжести эффекта самообрушения небольших конгломератов шихтового вы-
носа толщиной до 10—15 мм. Впервые экспериментально это явление было от-
мечено при работе на полупромышленном туннельном котле [3]. При малых
продольных скоростях газа на ширмовых поверхностях нагрева образуется при-
стенный (пограничный) слой неподвижного газа толщиной в несколько милли-
метров с температурой, близкой к температуре стенки трубы. Частицы шихтового
выноса при прохождении через этот слой соприкасаются с поверхностям^ нагрева
при таких малых силах адгезии, что гравитационные силы приводят к их отрыву
от стенки трубы.
Приведенная оценка влияния аэродинамического фактора на образование
плотно связанных отложений
позволяет сформулировать следующие главные
условия, предупреждающие их образование:
а) снижение лобового давления газовой струи на частицы, что, согласно
уравнению (45), уменьшит силы их прилипания;
б) увеличение толщины пограничного слоя газа на поверхностях нагрева,
тормозящего проникновение через него частиц шихтового выноса.
Выполнение этих условий связано с созданием теплообмена между газовым
потоком и теплообменными поверхностями котла-утилизатора при продольном
их омывании и минимальных скоростях газового потока без поворота его
в пределах конвективного газохода.
Применительно к свойствам отходящих газов печей цветной
металлургии приведенный анализ образования плотно связанных
отложений
позволяет
сформулировать
общие
принципиальные
требования,
которым должны удовлетворять аппараты,
предна-
значенные для использования физического тепла этих газов.
1. Установка 'теплоутилизационного аппарата в непосредствен-
ноц близости от печи с тем, чтобы аптейк печи переходил в радиа-
ционную камеру теплоутилизационного аппарата.
2. Выполнение
радиационной
камеры
теплоутилизационного
аппарата
в
виде
полностью
экранированного
горизонтального
газохода, сечение которого должно обеспечить низкие скорости
газового потока — до 1 м/с (тем меньше, чем больше запыленность
газового потока), с длиной камеры, обеспечивающей переход
в твердофазное состояние всех жидкоцлавких и размягченных
компонентов шихтового выноса до их соприкосновения с конвек-
тивными поверхностями нагрева, помещенными в конце радиа-
ционной камеры.
3. Выполнение конвективных поверхностей в виде продольно -
омываемых
ширм с
минимальным
продольным относительным
шагом S 2 / d (—1,2—1,3, где d — диаметр трубы) и большим попе-
речным шагом (St порядка 0,5 —0,3 м). Газы вдоль этих ширм
должны двигаться прямолинейно без поворота с минимальными
скоростями во избежание образования плотно связанных отло-
жений. Охлаждение
газов
в
ширмах должно
осуществляться
в значительной степени за счет лучистого теплообмена.
4. Обеспечение
циркуляционной
и
компоновочной
схемами,
а также конструктивными решениями отдельных узлов, длитель-
ной эксплуатационной надежности
котла. Преобладающее зна-
чение этого фактора должно учитываться при оценке всех осталь-
ных показателей теплоутилизационного аппарата (удельный рас-
ход металла, начальная стоимость утилизационного аппарата
247-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

и его размеры), несмотря на важность каждого из них. В связи
с этим, поскольку в подавляющем большинстве случаев точка
росы паров H2S04, содержащихся в отходящих газах печей цвет-
ной металлургии, бывает выше 230° С, базовое давление пара
во всех котлах-утилизаторах должно быть не ниже 40 ат.
5. Соответствие теплотехнических и эксплуатационных харак-
теристик
теплоутилизационного аппарата
требованиям основного
технологического предела, в цепи аппаратов которого установлен
теплоутилизационный аппарат. К числу технологических требо -
ваний относятся необходимость регулирования температуры га-
зов на выходе из теплоутилизационного аппарата и целесообраз-
ность снижения газового сопротивления аппарата при газоплот-
ном его исполнении, что ликвидирует проникновение холодного
воздуха в газы.
Выполнение
перечисленных
требований
придаст теплоутили-
зационному аппарату дополнительно свойства аппарата грубого
пылеулавливания, что позволит установить электрофильтры сразу
за котлом.
Приведенные выше принципы компоновки теплоутилизацион-
ного
аппарата
позволяет
обеспечить
эффективное
охлаждение
отходящих газов до уровня, необходимого для основных техно -
логических переделов цветной металлургии. Так, в частности,
для печей КС обжига цинковых и медных концентратов темпера-
тура
газов
за
котлом-утилизатором
(перед
электрофильтрами)
должна составлять 400—420° С.
Наиболее полно указанным требованиям отвечают котлы-ути-
лизаторы туннельного типа.
6. КОТЛЫ-УТИЛИЗАТОРЫ ТУННЕЛЬНОГО ТИПА
Туннельные котлы-утилизаторы в последние годы нашли широ-
кое применение за рубежом. Их устанавливают за печами цветной
металлургии и в том числе за печами КС.
В работе [1] показана схема котла-утилизатора туннельного
типа, установленного за печами КС на заводе «Коккола» (Фин-
ляндия). Печные газы вначале поступают в радиационную камеру,
а затем в конвективную, где, двигаясь горизонтально -прямоли-
нейно, проходят вдоль ширмовых поверхностей нагрева котла-
утилизатора. Шихтовый вынос, выпадающий из газов и удаляе-
мый с поверхностей нагрева, поступает в бункеры, расположен-
ные под радиационными и конвективными камерами котла.
Котлы такого типа, установленные в Финляндии и Румынии,
имеют суженный конвективный газоход, что повышает скорость
газов. Это обстоятельство приводит к необходимости установки
в газоходах котла большого количества сложных выдвижных
обдувочных аппаратов, включаемых в работу автоматически по
по заданному графику. Однако несмотря на обдувочные аппараты,
приходится периодически прибегать к ручной очистке труб.
248
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В новых
конструкциях
туннельных
котлов-утилизаторов,
в частности, в котлах, установленных на заводе «Онахама»
(Япония),
сечения
радиационного
и
конвективного
газоходов
котла
почти одинаковы,
что
снижает
интенсивность забива -
ния их поверхностей нагрева. Однако и эти котлы-утилизаторы
имеют сложную систему обдувки и очистки поверхностей на-
грева.
Зарубежные
конструкции
туннельных
котлов-утилизаторов
выполняются с принудительной циркуляцией, что требует уста-
новки циркуляционных насосов, усложняющих эксплуатацию и
повышающих стоимость оборудования.
Котлы-утилизаторы
туннельного
типа,
разработанные
Гии-
цветметом совместно с Белгородским котлостроительным заводом,
выполнены с естественной циркуляцией, что увеличивает их экс-
плуатационную надежность. К особенности отечественных кот -
лов-утилизаторов туннельного типа относится также более низ-
кая скорость газов в газоходах как радиационной, так и конвек-
тивной части котла.
Как показал опыт промышленной эксплуатации первой оте-
чественной
конструкции
туннельного
котла-утилизатора,
уста-
новленного в 1971 г. за .печью КС на заводе «Укрцинк» [4], при-
нятая низкая скорость газового потока обеспечила самоочистку
поверхностей нагрева этого котла. Однако первый образец оте-
чественной
конструкции
котла-утилизатора
туннельного
типа
был изготовлен с частичным экранированием огнеупорной кладки
радиационной камеры котла и с подвесным потолком из жаро-
прочного бетона. В дальнейшем после пуска и освоения на Бел -
городском котлостроительном заводе линии автоматической сварки
газоплотных
панелей,
конструкция
туннельного
котла-утилиза-
тора была доработана с учетом новых технологических возмож -
ностей котлостроительного завода.
На рис. 100 показан котел-утилизатор ТКС 6,5/40 в газоплот-
ном исполнении, рассчитанный на охлаждение газов в количестве
до20ОООм
3
/ч, поступающих от печей КС производительностью
до 300 т цинкового концентрата в сутки. Радиационная камера
котла состоит из сваренных между собой газоплотных мембранных
панелей: фронтовых,
переходящих
в
потолочное
перекрытие,
и боковых.
В нижней части радиационной камеры располагается бункер,
выполненный также из газоплотных мембранных панелей, вклю-
ченных в общий контур естественной циркуляции котла-утили-
затора.
Боковые стенки конвективной камеры котла образованы про-
должением боковых панелей радиационной камеры котла, а пото -
лочные перекрытия — гофрированными стальными листами, при-
варенными к охлаждаемым плавникам сборных камер испари-
тельных ширм. Эти листы снаружи и внутри газохода покрыты
изоляцией, благодаря чему их температура равна 250—300° С.
9д. и, Клушин
249
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В нижней конвективной камере установлен бункер, аналогичный
по конструкции бункеру радиационной камеры.
Во внутреннем пространстве конвективной камеры установ-
лены продольные по ходу газа ширмы: вначале — испарительные
Рис. 100. Котел-утилизатор ТКС 6,5/40.
/ — трубчатые мембранные поверхности радиационного и конвективного газоходов
котла с теплоизоляцией; 2 — радиационная камера; 3 — ширмы испарительных по-
верхностей нагрева; 4 «— бункера, включенные в контур естественной циркуляции с теп-
лоизоляцией
с шагом 600 мм, а затем ряд испарительных ширм в рассечку
с ширмами пароперегревателя с шагом 300 мм.
Газоплотные мембранные панели радиационной и конвектив-
ной камер котла так же, как и панели бункеров снаружи покрыты
слоем изоляции толщиной до 100 мм.
Гинцветметом разработан, а Белгородским котельным заво-
дом изготовлен котел-утилизатор ТФП 25/40, выполненный в газо-
плотном исполнении, для фьюминговой печи в Боливии. На
рис. 101 показан вариант компоновки конструкций этого котла
для печей КС производительностью до 1000 т/сут цинкового кон-
250
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

центрата (50000 м
3
/ч). В этой конструкции третий бункер и реку-
ператор котла исключаются и общагя длина котла с двумя бунке-
рами составляет 19 м [5]. Компоновка котла с печью предусмат -
ривается путем установки низа радиационной камеры котла над
верхом печи кипящего слоя — без переходных боровов и отсе-
кающих шиберов. Такая компоновка может быть рправдана тем
технологическим преимуществом, которое при этом будет полу-
чено—ликвидацией попадания воздуха в газы. Обоснованием
Рис 10!. Котел-утилизатор ТФП 25/40 для печей КС
этой конструкции является надежность туннельных котлов-ути-
лизаторов,
подтвержденная,
в
частности,
опытом
длительной
промышленной эксплуатации котла-утилизатора менее совершен-
ной конструкции
типа ТКС4/40, эксплуатируемого
на
заводе
«Укрцинк» с 1971 г. Котел установлен за обжиговой печью КС.
В 1976 г. была увеличена производительность этой печи до 160—
170 т/сут и соответственно увеличен расход дутьевого воздуха
до14000м
8
/ч. При таком форсированном режиме специфические
показатели работы котла-утилизатора (низкое газовое сопроти-
вление, самоочистка поверхностей нагрева) остались без изме-
нения. Ручную очистку поверхностей нагрева так же, как и при
работе котла в расчетном режиме не проводили. Один раз в смену
проводили ударную очистку.
Ниже приведена эксплуатационная характеристика данного
котла-утилизатора в форсированном режиме. Для сравнения при-
9*
25
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ведены эксплуатационные показатели
ном режиме.
Расход газов, м
8
/ч..
Запыленность газов, г/м
3
Температура газов, °С:
на входе в котел
на выходе из котла .
Паропроизводительность, т/ч
Рабочее давление, кгс/см
2
..
Газовое сопротивление котла, мм вод. ст. .
Пылеосадительная способность, %
Необходимо отметить, что во всех режимах работы основное
количество шихтового выноса из газов осаждается в котлё и уда-
ляется в виде сухой сыпучей массы.
Имеются объективные основания считать, что в газоплотном
исполнении
котлы-утилизаторы,
показанные
на рис. 100—101,
будут обладать значительно большей эксплуатационной надеж -
ностью.
Пуск в Боливии котла-утилизатора ТФП 25/40 за фьюмин-
говой печью, где температура газов на входе в котел составит
1350° С, $ расплавленный шихтовый вынос и возгоны олова в газах
обладают наивысшей силой адгезии к поверхностям нагрева котла-
утилизатора, будет подтверждением эксплуатационной надежности
туннельных котлов-утилизаторов.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Берлин 3. Л. Рациональное использование вторичных энергоресурсов цвет-
ной металлургии. М . «Металлургия», 1972. 350 с. с ил. •
2. Дерягин Б. Кротова Я. А . Адгезия. М. — Л., Изд-во АН СССР, 1949.
244с.сил.
3. Берлин 3. Л., Ермаков Л. 2>. — «Цветные металлы», 1968, Кя 5, с. 50—54.
4. Берлин 3. Л., Царев Я. Ивановский Е. А. и др. — «Цветная металлургия»
(Бюл. ин-та «Цветметинформация»), 1972, Кя 6, с. 45 —49.
5. Костин В. Я., Берлин 3. Л. — «Цветные металлы», 1974, No 8, с. 7 —10.
при работе котла в расчет-
РасчетныЙ форсированный
режим
режим
- 10000
14 000
150
250—300
840—960
960
400—450
450—500
3—3,5
4,5 -5
36—37
36—37
2—3
2—3
90—95
90-95
Глава XVII
ПЫЛЕ УЛАВЛИВАНИЕ
В ПРОЦЕССАХ КИПЯЩЕГО СЛОЯ
1. ОСОБЕННОСТИ ПРОЦЕССА ПЫЛЕВЫНОСА
ИЗ ПЕЧЕЙ КС
Газодинамический режим в области псевдоожижения (кипящего слоя) зернистого
материала сопровождается бурлением слоя материала и выбросом пыли, уноси-
мой газовой фазой. Величина выброса весьма переменна и зависит от многих
факторов, рассматриваемых ниже. Необходимо также отметить, что выбросы
252
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

пыли при псевдоожижении во много раз больше, чем при процессе неподвиж-
ного слоя.
Повышению
выбросов способствует полидисперсное состояние
материала
кипящего слоя. При рабочей скорости дутья, необходимой для обеспечения ки-
пения всего материала слоя, значительное количество мелких частиц выносится
с газами.
Исследования величины пылевыноса освещены в ряде работ [1,2]. Изучали
влияние высоты надслоевого пространства, высоты самого слоя, скорости газа
в слое. Установлены значительные флук-
туации
поля
запыленности
вблизи
по-
верхности слоя и их уменьшение по мере
удаления от нее. С ростом высоты слоя
запыленность газового потока в надсло-
евом
пространстве
снижается.
Это
яв-
ление следует отнести к росту фильтру-
ющей
способности
кипящего
слоя
при
прочих
равных
условиях.
Увеличение
скорости газа в слое повышает запылен-
ность газов в надслоевом пространстве.
Проведенные
исследования
позволи-
ли
предположить
существование
трех
зон
распределения
запыленности
газов
по
высоте
надслоевого
пространства
(рис. 102) [2]:
1-
я
зона — резкое падение запы-
ленности
(так
называемый
сепарацион-
ный участок); скорость витания «частиц
больше скорости газового потока (wmr £>
£> а>г);
2-
я
зона
—
дальнейшее
снижение
запыленности
при уменьшении
скорости
газового потока
по высоте реактора с
расширенным надслоевым пространством;
3-
я
зона
—
постоянная
запыленность,
обусловленная
уносом
частиц (адвих
<3
<3 wr> участок пневмотранспорта).
Высокая
турбулентность
газов
в
ки-
пящем слое и надслоевом
пространстве
способствует
агломерации
частиц
пыли
и осаждению их из газов с возвратом
в слой. Это явление часто приводит к
изменению значения пылевыноса из печи
КС, принимаемого только по грануломет-
рическому
составу
исходного
материала
кипящего слоя.
Наряду
со
снижением
пылевыноса
из печей КС путем изменения геометри-
ческих размеров и формы самих реакто-
ров и газодинамических параметров ки-
пящего слоя разрабатываются другие методы подавления пылевыноса. В этих
методах используются механические и электрические силы. В частности, в Гин-
цветмете разработана система пылеподавления для обжиговых печей КС, ис-
пользующая эффект от наложения электрического поля высокой напряженности
т
I зоо
!
Г100
<
\
\
\
с
N
\
i
\
\
\
\\х
N
\VV
\
гМ
\\\1
VY
к
i
дА
JXil
к
1800
2300
2800
Высота надслаедога
пространства, мм
3300
Рис. 102. Распределение запыленно-
стей газового потока по высоте над-
слоевого пространства (над решеткой)
при различной скорости газа в слое
высотой 500 мм [21*
/—1,65м/с;2—1,50м/с;3—1,38м/с;
------- нормальный
отбор (заборное
уст-
ройство обращено навстречу потоку —
стрелка направлена вниз); — — — —
поворот заборного устройства
на 180°
(заборное устройство обращено
по
на-
правлению
потока — стрелка направ-
лена вверх)
1
А. Ф . Аптекарь и др. — «Цветные металлы», 1974, No 3, с. 40—42.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru
253-

2. ЗАДАЧА И СРЕДСТВА ПЫЛЕУЛАВЛИВАНИЯ
ПРИ ОЧИСТКЕ ГАЗОВ ПЕЧЕЙ КС
Очистка от пыли газов печей КС, как и газов других металлур -
гических или технологических агрегатов, преследует следующие
цели: а) возврат унесенного с газами материала в технологический
процесс (например, при обжиге концентратов и т. д.), а также ис -
пользование очищенных газов, например для получения серной
кислоты, если газы содержат сернистый ангидрид достаточно
высокой концентрации; б) извлечение из уловленной пыли ее
ценных компонентов; в) предотвращение загрязнения атмосфер-
ного воздуха пылью и газами.
В зависимости от свойств очищаемых газов (температуры, хими -
ческого состава, влажности) и улавливаемой пыли [в первую
очередь дисперсности (крупности) частиц, их химического и фазо-
вого состава, электрической характеристики и др.] для очистки
газов печей КС применяют пылеуловители различных конструк-
ций — от сравнительно простых до очень сложных.
К простым пылеуловителям — наименее эффективным — мож-
но отнести пылевые осадительные камеры. Более сложны по своей
конструкции и в то же время более эффективны циклонные пыле-
уловители и мокрые пылеуловители разных типов (скрубберы
с различной насадкой, скрубберы ударного действия и т. д.) .
Наиболее эффективны и наиболее сложны рукавные (тканевые)
фильтры и электрофильтры. Турбулентные промыватели (трубы
Вентури) по эффективности можно причислить к тканевым фильт-
рам
и
электрофильтрам,
хотя
их
конструкция
относительно
проста. Отличительной особенностью турбулентных промывателей
является повышенный расход энергии на очистку газов.
Не рассматривая конструктивные особенности и технико-эко-
номические
показатели
пылеуловителей, остановимся
лишь
на
одном их важнейшем параметре — эффективности улавливания
пыли — послужившем критерием для деления пылеуловителей
на три указанные выше группы.
Ниже приведен оптимальный размер частиц пыли для различ -
ных видов пылеуловителей [4 ]. (Под оптимальным размером час-
тиц следует понимать минимальный размер частиц, мкм, улавли-
ваемых примерно на 90% в обычных производственных условиях):
Пылевая камера .............................
Циклоны ............................... ... .
Скрубберы с насадкой * . .
Скрубберы
ударного
дей-
ствия*....v
.
.
*
Пенные
аппараты
*
.
.
Рукавные
фильтры
Электрофильтры
.
.
.
Турбулентные
промыватели
(трубы Вентури) ...........................
>50
5—2
5
5-25
5—1
0
5—1
0
<1
<1
* Мокрые пылеуловители.
254-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Содержащаяся в газах печей КС пыль, как и другие виды пыли,
по характеру образования в физико-химической характеристике
может быть разделена на две основные группы: м е х а н и ч е -
ская пыль и возгоны.
Частицы механической пыли сравнительно крупны — их раз-
меры находятся приближенно в пределах от нескольких микро-
метров до нескольких десятков микрометров. По химическому
и вещественному (фазовому) составу механическая пыль близка
к исходным материалам (шихте).
Частицы возгонов высокодисперсны и в ряде случаев имеют
размеры порядка десятых и сотых долей микрометра. Пыль,
в которой преобладают возгоны, по химическому и веществен-
ному составу может значительно отличаться от исходных мате-
риалов. Эта пыль обогащается летучими металлами и соеди-
нениями.
Как следует из данных, приведенных выше, высокодисперсную
возгонную пыль с необходимой полнотой (более 90%) можно
уловить лишь в рукавных фильтрах, электрофильтрах и турбу-
лентных
промывателях.
Все остальные
виды
пылеуловителей
недостаточно
эффективны,
для
улавливания
возгонной
пыли.
Однако их можно применять в схемах очистки газов печей КС
в качестве аппаратов предварительного пылеулавливания и раз-
деления механической и возгонных пылей. Ниже пылеулавли-
вающие аппараты рассматриваются более подробно.
3. ПЫЛЕУЛАВЛИВАЮЩИЕ АППАРАТЫ
Пылевые камеры
Пылевые
камеры представляют собой прямоугольную кон-
струкцию,
изготовленную
из
кирпича,
бетона,
металлических
листов. Частицы пыли осаждаются в этих камерах из медленно
движущегося (—1 м/с) газового потока под действием силы тя-
жести. Пылевые камеры редко применяют для очистки газов
печей КС прежде всего из-за низкой эффективности улавливания
пыли. К числу недостатков пылевых камер относятся также
их большие габариты, возможность больших подсосов атмосфер -
ного воздуха через неплотности корпуса камер, трудоемкость
обслуживания.
Циклоны.
Циклоны — распространенный тип пылеуловителей. В цикло-
нах наиболее совершенных конструкций можно достаточно полно
улавливать частицы размером от 5 мкм и больше.
Улавливание пыли в циклонах основано на использовании
центробежной силы. Запыленный газовый поток обычно вводят
в верхнюю часть корпуса циклона, представляющего собой в боль-
255
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

шинстве случаев цилиндр (радиус £>/2), заканчивающийся в ниж-
ней части конусом (рис. 103). [5]. Патрубок входа газа в Циклон
прямоугольной формы расположен
по
касательной (тангенци-
ально) или по спирали к окружности цилиндра циклона. Газы
выходят из аппарата через круглую трубу (радиус d/2), распо-
ложенную по оси циклона. Войдя в циклон, газы движутся сверху
вниз, вращаясь вначале в кольцевом про-
странстве между наружной поверхностью
цилиндра и центральной выходной тру-
бой, а затем в корпусе циклона, образуя
внешний вращающийся вихрь.
Развивающиеся центробежные силы от-
брасывают взвешенные в газовом потоке
частицы пыли (капли) к стенкам цилиндра
и
конуса корпуса циклона. Приблизив-
шись к конусу циклона, газовый пото к
поворачивается и движется вверх к вы-
ходной трубе, образуя внутренний враща-
ющийся вихрь.
Частицы
пыли
(капли),
достигшие стенок циклона, перемещаются
вместе с газами вниз и через пылеот-
водящий
патрубок
выносятся
из
цик-
лона.
Улавливание
пыли
в
циклоне улуч-
шается с повышением скорости газового
потока в циклоне ( W r ) > принимаемой рав-
ной скорости газов во входном патрубке
циклона (см. рис. 103).
Оптимальная скорость входа газа в
- Ч^ГТ l^
1
циклон находится в интервале 20—25 м/с
—j—|——С
-----
L (не менее 15 м/с). Крупная пыль осаж-
дается
в
циклоне
быстрее.
Увеличение
диаметра
циклона
ухудшает
эффектив-
ность улавливания пыли.
Для получения высокого к. п. д. при
большом количестве газа лучше приме-
нять
несколько
параллельно
установленных
циклонов
диамет -
ром не более 1000 мм, группируя их так, чтобы в одной группе
было не больше 8 циклонов при прямоугольной компоновке и
14 — при круговой.
В цветной металлургии для очистки газов печей КС приме-
няют циклоны конструкции НИИОгаза и СИОТа, чаще всего
три
типа цилиндрических циклонов НИИОгаза с
наклонным
входным патрубком (ЦН-11, ЦН-15, ЦН-24) и два типа кониче-
ских циклонов НИИОгаз со спиральным входом (СДК-ЦН-33,
СК-ЦН-34).
В табл.
36 приведены основные
геометрические размеры
цилиндрических циклонов НИИОгаз (см. рис. 103),
256
Рис. 103. Схема цилин •
дрического циклона кон-
струкции НИИОгаза
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Таблица 36
Геометрические размеры цилиндрических циклонов конструкции
НИИОгаза
Размер
Тип циклона
ЦН-15
ЦН-15У
ЦП-24
ЦН-И
Внутренний диаметр выхлопной тру-
бы d ...............................................
0,59D
Внутренний диаметр пылевыпускного
отверстия dx
.
.
.
.
.
.
0,3 —0,4D «*
Ширина входного патрубка в циклоне
(внутренний размер) Ь s
.
0,2D
Ширина входного патрубка на входе
(внутренний размер) Ьг . . .
0,26D
Длина входного патрубка /
0,6D
Диаметр средней линии циклона Dcp
0,8D
Высота установки фланца /?фл . . .
0,1D
Угол наклона крышки *
2
и входного
патрубка циклона а ...............................
15°
15°
24°
11°
Внутренний диаметр циклона D .
—
—
—
—
Высота входного патрубка а . . . .
0,66 D
0,66D
1,11D
0,48D
Высота выхлопной трубы ht . . ♦ • .
. 1,74/)
i,5D
2MD
1,66D
Высота цилиндрической части цикло-
на #ц ..........................
2,26D
1,51 D
2,1Ш
2,06D
Высота конуса циклона Нк . .
2D
1,50D
1,75D
2,0D
Высота внешней части выхлопной
трубы /?в ................................ ........
0,3D
0,3D
0,4D
0,3D
Общая высота циклона Н . .
4,56£>
3,31D
4,26D
4,380
*
1
Больший размер принимают при малых D и высокой запыленности
** Угол наклона крышки циклона берется по линии 2> со .
При одинаковой эффективности очистки
наиболее
высокие
технико-экономические
показатели
имеют
циклоны
ЦН-11 .
Циклоны ЦН-15
—
основной тип цилиндрических циклонов
НИИОгаз — устойчиво работают на пылях, склонных к налипа-
нию. При невысоких требованиях к качеству очистки и улавлива-
нии крупной пыли целесообразно использовать циклоны ЦН-24 .
Циклоны
ЦН-15У (укороченные)
имеют
пониженные
технико-
экономические
показатели,
их
применяют
при
ограниченной
высоте помещения.
Для получения высоких к. п. д. при улавливании мелкой пыли
используют
конические
циклоны
НИИОгаза:
СДК-ЦН-33
и
СК-ЦН-34. К недостаткам конических циклонов относятся: боль-
шие габариты и масса, а также трудности комплектования в
группы.
Под циклоном обязательно устанавливают бункер для сбора
уловленной пыли (при группе циклонов — общий бункер).
257
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Количество очищаемых газов V, м
3
/ч, и диаметр циклона, свя-
заны соотношением
где Wycjl — условная скорость газа, отнесенная к полному сече-
нию цилиндра циклона (в плане).
Для циклонов НИИОгаза рекомендованы следующие значения
1Гусл , м/с: 3,5 — для ЦН-11, ЦН-15 и ЦН-15У; 4,5 — для ЦН-24;
2,5 — для СДК-ЦН-33 и СН-ЦН-34.
Гидравлическое сопротивление циклона Арц,
мм. вод. ст.,
определяют по формуле
Р^усл
* (47)
2g»
= Т30-+Ч*Рф"+••'+ПФрФ
П
Ь
(48)
где р, — плотность очищаемого газа при рабочих условиях.
Коэффициент гидравлического сопротивления £ циклона зави-
сит от его типа, диаметра, состояния внутренней поверхности
стенок,
концентрации и крупности
пыли
и
других'факторов.
Повышение запыленности газов несколько снижает сопротивление
циклонов.
Ниже приведены значения £ * для различных типов циклонов
НИИОгаза при их работе в газовом тракте (не на «выхлоп»):
245 —для ЦН-11; 155 —для ЦН-15; 165 —для ЦН-15У; 75 —
для ЦН-24; 520 — для СДК-ЦН—33; 1050 —для СК-ЦН-34.
При расчете циклона, зная количество очищаемых газов V
и задавшись WyCJl, из уравнения (46) находят его диаметр D.
Зная значение коэффициента гидравлического сопротивления
по уравнению (47) находят Арц.
Общий коэффициент очистки газов ц0 подсчитывают по имею-
щимся данным о фракционном составе улавливаемой пыли и фрак-
ционных коэффициентах очистки газов в данном циклоне:
По"
где т]фр, т]фр, г\фР — фракционные коэффициенты очистки га-
зов, %;
Ф', Ф", Ф
п
—
массовое количество частиц данной
фракции (% к общему количеству пыли).
Данные о фракционных коэффициентах очистки газов для
циклонных пылеуловителей содержатся в работах [3, 5].
Если расчет показывает, что в циклоне данного диаметра
и типа не обеспечивается требуемая величина т)0, необходимо
---------------
«f
* Приведенные значения £ относятся к циклонам c D ^ 500 мм; с уменьше-
нием D и ростом начальной запыленности значение £ снижается. Для группо-
вых циклонов!значение £ увеличивается в зависимости от вида их компоновки
на величину 28—60,
258
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

уменьшить диаметр или взять другой, более эффективный тип
циклона.
Кроме циклонов с тангенциальным или спиральным вводом
газов, для очистки газов лечей КС применяют, хотя и редко,
батарейные циклоны, состоящие из элементов с аксиальным (осе-
вым) вводом газов. Число элементов может быть большим (от
нескольких десятков до сотен). Для придания газовому потоку
вращательного движения в каждом элементе батарейного цик-
лона устанавливают направляющий аппарат (винт или розетку).
Необходимо отметить, что направляющие аппараты легко заби-
ваются возгонной пылью.
Мокрые пылеуловители
Мокрое улавливание
пыли осуществляют
несколькими спо-
собами [3, 61:
1. Запыленный газовый поток промывают в аппарате вводи-
мой в него жидкостью; частицы пыли удаляются из газового
потока вследствие их столкновения с каплями воды.
Этот способ очистки осуществляют в скрубберах
по-
лых и с насадкой, скоростных (турбулент-
ных)
пылеуловителях и т. д. В скрубберах с насад-
кой, кроме промывки запыленных газов жидкостью, происходит
осаждение пыли за счет контакта газового потока со смоченной
поверхностью элементов насадки. В скрубберах ударного действия
запыленный газовый поток ударяется о поверхность жидкости.
2. Запыленный газовый поток вводят в жидкость, в резуль-
тате чего он дробится на пузырьки, внутри которых заключены
частицы пыли. При движении пузырьков через слой жидкости
частицы подводятся к внешней, влажной поверхности пузырь -
ков, смачиваются и вымываются из газа.
Этот способ очистки проводят вбарботажных и пен-
ных пылеуловителях.
В некоторых мокрых пылеуловителях сочетаются оба способа.
Процессу улавливания пыли в мокрых пылеуловителях спо-
собствует конденсационный эффект, заключающийся в предвари -
тельном укрупнении частиц при конденсации на них водяных
паров.
Существует большое число конструкций мокрых пылеулови-
телей средней эффективности (оптимальный размер улавливае-
мых частиц > 5 мкм). Критерием оценки ожидаемой эффектив-
ности улавливания
пыли
мокрыми
методами является расход
энергии на очистку газов (гидравлическое сопротивление пыле-
уловителя, подача жидкости). С ростом затрат энергии повышается
эффективность улавливания пыли.
Достоинством
мокрого
пылеулавливания
является
получение
пыли в виде легко транспортируемой пульпы, что также улучшает
санитарно-гигиенические условия процесса очистки.
25
9
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В то же время мокрое пылеулавливание связано с необходи-
мостью осветления и фильтрации пульпы и с применением анти-
коррозионных
материалов,
если
очищенные
газы
агрессивны.
Кроме того, при мокром пылеулавливании происходит брызго-
унос с очищенными газами, что ухудшает состояние воздушного
бассейна.
Ниже кратко описаны некоторые конструкции мокрых пыле-
уловителей.
Скрубберы.
Скрубберы
представляют
собой
вертикальные
башни — полые или с насадкой,
—
по которым проходит газ
и в которые тем или иным способом вводят жидкость. В скруббе-
рах с насадкой газы обычно вводят снизу и выводят сверху.
Промывную жидкость подают сверху и выводят снизу.
В полых скрубберах, часто используемых для охлаждения
газов перед их очисткой от пыли в сухих электрофильтрах и др.,
предпочитают вводить газы сверху и выводить снизу. Воду в по -
лый скруббер впрыскивают под высоким давлением (порядка
20 ат и более) через форсунки с выходными отверстиями мало-
го диаметра (1—2 мм). Подаваемую в форсунки воду фильт-
руют.
Расход жидкости зависит от входной и выходной температур
газов и колеблется от 0,3 до 0,5 м
3
и более на 1000 м
3
/газа.
Если полый скруббер используют для
улавливания
пыли
(наряду с охлаждением газа), то орошение резко увеличивают,
доводя его до 3—5 и даже 8—10 м
3
воды на 1000 м
3
газа. Воду
подают через форсунки с выходными отверстиями диаметром
10 мм и более под давлением порядка 2 ат.
Скрубберы с насадкой по конструкции сходны с полыми скруб-
берами.
Для насадки применяют кусковые материалы (кокс, кварц
и др.), керамические или фарфоровые кольца, деревянные рейки
(хордовая насадка) и т. д. В последнее время получила рас-
пространение так называемая «плавающая» насадка из легких
полиэтиленовых или полипропиленовых шаров диаметром около
40 мм, свободно двигающихся в газовом потоке и орошаемых
промывной жидкостью.
Особенностью «плавающей» насадки является ее малое забива-
ние даже чвязкой пылью (при движении газов шары самоочи-
щаются).
Плотность орошения скрубберов с насадкой составляет 5 —
20м
3
/чна1м
2
сечения скруббера.
Гидравлическое сопротивление полых скрубберов обычно не-
велико — 10—50 мм вод. ст. (при скорости газов в поперечном
сечении скруббера 1—1,5 м/с). Для скрубберов с насадкой гид-
равлическое сопротивление зависит также от вида и размеров
насадки и определяется по формуле
д p = kW*ptH,
(49)
260
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

где Wt — скорость газа в скруббере, отнесенная к его полному
сечению (обычно 1—1,5 м/с), м/с;
Р; — плотность газов (среднее значение для условий входа
и выхода), кг/м
я
;
Н — высота насадки в скруббере, м;
К — коэффициент сопротивления насадки.
Величина Ар для скрубберов с насадкой не превышает 100—
120 мм вод. ст. Улавливание высокодисперсной возгонной пыли
в скрубберах (полых и с насадкой) происходит недостаточно
эффективно с к. п. д . в пределах 25—60% (в зависимости от плот-
ности орошения). Более крупная пыль (размер частиц >5 мкм)
улавливается полнее — 70% и выше.
Барботажные и пенные пылеуловители. Барботажные и пен-
ные аппараты достаточно эффективно (к. п. д. более 90%) улав-
ливают пыль с размерами частиц больше 5 мкм. Мелкие частицы
пыли улавливаются хуже.
Принцип действия барботажных аппаратов рассмотрен выше
(см. 259). В отличие от барботажных аппаратов в пенных аппа-
ратах газ проходит через подаваемый на решетку слой жидко-
сти со скоростью, значительно превышающей скорость свобод -
ного
вснлывания
пузырьков.
Создается
слой
газожидкостной
пены, в котором и происходит основное улавливание ныли. Пен-
ный режим устанавливается лишь при оптимальных количестве
отверстий в решетке и скорости газов.
Основными недостатками, пенных аппаратов являются значи -
тельный брызгоунос, что приводит к интенсивной коррозии газо -
ходов и газодутьевых машин, а также неравномерное распреде-
ление газа и жидкости на решетках аппаратов, приводящее к не-
стабильности пенного режима.
На решетке поддерживают слой жидкости высотой 20—50 мм,
из которого получают слой пены высотой до 100—200 мм.
Гидравлическое
сопротивление
пенных
аппаратов
составляет
50—100 мм вод. ст.
Скрубберы ударного действия. Действие скруббера ударного
действия (скруббер Дойля) основано на ударе газового потока,
выходящего из сопла со скоростью 35—55 м/с, о поверхность
жидкости с образованием завесы из капель жидкости, где и про -
исходит улавливание пыли [7].
Уровень жидкости в скруббере ударного действия на 2—3 мм
ниже кромки выходного сопла.
Эти аппараты широко применяют для улавливания пыли из
газов сушильных барабанов и других устройств с высоким к. п. д.
улавливания (порядка 97—98% и более).
Расход воды в скруббере ударного действия составляет около
0,2 л/м
3
газа. Гидравлическое сопротивление находится в преде-
лах 120—150 мм вод. ст.
Расчет мокрых пылеуловителей приведен в работе [3].
261
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Тканевые (рукавные) фильтры [6, S, 9]
Тканевые (рукавные) фильтры — высокоэффективные пыле-
уловители, позволяющие получать устойчиво при сравнительно
простом обслуживании очень низкое содержание пыли в очищен-
ных газах (15—20 мг/м
8
). Однако применение тканевых фильтров
лимитируется
термомеханическими
свойствами
существующих
фильтровальных тканей с предельной температурой фильтрации
220—250° С. Кроме того, большая влажность газов и высокое
содержание в них агрессивных компонентов (окислы серы и т. д.)
также ограничивают
применение
тканевых фильтров.
Поэтому
в ряде внедренных процессов переработки различных материалов
в "кипящем слое тканевые фильтры не используют.
Рукавные фильтры классифицируют следующим образом: а) по
методу подачи газов в фильтры (т. е. работы последних под давле -
нием или под разрежением);
б) по размерам фильтровальных рукавов. Наиболее распро -
странены рукава диаметром 135—220 мм и длиной от -2,2 до
4,0 м.
в) по методу периодического снижения гидравлического со-
противления
запыленной фильтровальной
ткани
(регенерации).
Метод регенерации зависит от конструкции фильтра и вида приме-
няемых фильтровальных материалов. Помимо широко распростра-
ненных фильтровальных тканей, сейчас все шире применяют нет ка-
ные материалы из синтетических волокон. Шерстяные и синтети-
ческие ткани обычно регенерируют путем совмещения механиче-
ского встряхивания с обратной продувкой воздухом. Фильтро-
вальные ткани из стеклянного волокна регенерируют только об-
ратной продувкой очищенным газом. В одной из новых конструк-
ций фильтров регенерацию ткани осуществляют концентрирован-
ной (струйной) продувкой воздухом. Нетканые материалы реге-
нерируют обратной импульсной продувкой очищенным газом;
г) по конструкции механизмов регенерации и виду управле-
ния ими. Механизмы включают в работу через определенные
промежутки времени (обычно 10—15 мин) либо от импульса гид-
равлического
сопротивления
фильтровальной
ткани
(например,
фильтры со струйной продувкой).
Масса 1 м
2
фильтровальных тканей составляет 300—500 г.
Ткани делятся на обычные (£тах — 90° С), термостойкие (^щах
= 130 -ь 140° С) и повышенной термостойкости (tmax = 220
250° С). К обычным тканям относятся чистошерстяные (арти-
кул ЧШ-21) и смешанные (70% шерсти и 30% капрона, артикул
ЦМ-83), к термостойким — ткани из синтетических волокон типа
нитрон (артикул НЦМ) и лавсан, повышенной термостойкости —
ткани из стеклянных волокон [артикул ТССНФ (0) и др. ] и синте-
тических волокон типа оксалон и др.
Ткани из стеклянных и синтетических волокон — нитрона,
лавсана и др. — более стойки к воздействию кислот, чем ткани
262
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

из
шерстяных и смешанных (шерсть с
капроном)
волокон.
Ткани
из
стеклянных
волокон
плохо сопротивляются
изгибу
и трению.
В практике эксплуатации газоочистительных установок в цвет -
ной
металлургии широко
распространены
рукавные
фильтры
типов РФГ и УРФМ конструкции Гипроцветмета [3]. Фильтро-
вальные рукава фильтров РФГ (из тканей артикулов: ЦМ-83;
НЦМ и ЧШ-21) имеют диаметр 220 мм и длину 3,1 м. Фильтро-
вальная поверхность одного рукава равна — 2 м
2
, а секции фильтра
из 14 рукавов 2x14 = 28 м
2
.
В фильтрах РФГ ткань регенерируют встряхиванием и обрат-
ной продувкой воздухом (в холодное время воздух подогревают
в калориферах). Интервал между периодами регенерации состав-
ляет обычно 9 мин; период регенерации длится около 1 мин.
Регенерацию секции фильтра РФГ производят поочередно.
При большом числе работающих фильтров РФГ (более десяти)
возможна реконструкция их механизмов встряхивания для одно-
временной регенерации всех секцйй одного фильтра.
Пыль, удаляемая с ткани рукавов при регенерации, поступает
в бункер и из него выгружается шнеком.
Фильтры РФГ выпускают преимущественно в виде десятисек-
ционных аппаратов с поверхностью фильтрации 280 м
2
иввиде
сдвоенных аппаратов с 20 секциями и поверхностью фильтрации
560 м
2
.
Фильтры УРФМ состоят из 20 секций; каждая секция состоит
из 42 рукавов диаметром 220 мм и длиной 4,02 м каждый. Поверх-
ность фильтрации одной секции равна 115 м
2
,
а всего аппарата
2300 м
2
.
Рукава для фильтров УРФМ изготовляют из тканей
ЦМ-83 и НЦМ. Регенерацию тканей в этих фильтрах производят
так же, как и в фильтрах РФГ, встряхиванием и обратной про-
дувкоц воздухом. Однако в фильтрах УРФМ применен механизм
встряхивания с пневматическим управлением.
Скорость фильтрации при улавливании возгонных пылей нахо-
дится обычно в пределах 0,7 —1,0 м/мин для натуральных и синте-
тических фильтровальных тканей и 0,3 м/мин — для тканей из
стекловолокна.
Гидравлическое сопротивление
при фильтрации зависит от
вида пыли и фильтровальной ткани, скорости фильтрации и
режима
регенерации (периодичности,
интенсивности)
и
перед
началом регенерации составляет в фильтрах РФГ и УРФМ 90—
130 мм вод. ст.
Для особо тонкой очистки малозапыленных (около 500 мг/м
3
)
газов (конечная запыленность газов около 2—4 мг/м
3
) с повышен-
ной до 5 м/мии и более скоростью фильтрации, а также доочистки
газов после обычных рукавных фильтров (типа РФГ) недавно
начато применение рукавных фильтров со струйной продувкой
(типа РФСП). Эти аппараты работают с фильтровальными тка-
нями, а также с материалами типа фетра, имеющими значительно
26
3
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

большую массу (800—1000 г/м
2
), чем обычные фильтровальные
ткани.
Регенерацию
фильтровальной
ткани
фильтров
РФСП
производят
по
импульсу
гидравлического
сопротивления
при
достижении цм значения около 150—250 мм вод. ст. Для обрат-
ной продувки подают обычно
воздух под давлением 600—
1000 мм вод. ст.
Фильтры с рукавами из стеклоткани имеют по сравнению
с аппаратами РФГ и УРФМ измененную конструкцию в связи
с низким сопротивлением стеклоткани изгибу и трению.
Расчет тканевых фильтров приведен в работе [6].
Электрофильтры [3, 10]
Эффективную очистку газов печей кипящего слоя при высо-
ких температурах (до 425—450° С) и, особенно газов, содержащих
агрессивные компоненты в виде окислов серы с точкой росы (по
туману серной кислоты), близкой к 275—280° С, производят пре-
имущественно в электрофильтрах.
Электрофильтры классифицируют по направлению хода очи-
щаемых газов — на горизонтальные и вертикальные; по форме оса-
дцтельных электродов — на трубчатые и пластинчатые; по
числу последовательно расположенных электрических полей —
на однопольные и многопольные; по числу параллельно работаю-
щих секций — на односекционные и многосекционные; по состоя-
нию улавливаемой пыли — на сухие, когда газы в электрофильтре
очищают при температуре выше точки росы газа, т . е. улавливают "
сухую пыль, и мокрые, когда газы — влажные из-за конденсаций,
например, паров воды, т. е. улавливают мокрую пыль.
Корпус (кожух) электрофильтра выполняют из листовой стали,
бетона, кирпича или листового свинца в зависимости от темпера-
туры, при которой очищают газы, и их агрессивности. Форма
корпуса электрофильтра может быть прямоугольной (горизонталь-
ные и часть вертикальных электрофильтров) и цилиндрической
(преимущественно вертикальные электрофильтры).
Корпуса
горизонтальных
электрофильтров,
работающих
при
высоких температурах (до 425° С), во избежание подсосов воздуха
выполняют из листовой стали с наружной теплоизоляцией.
Для очистки газов с высокой начальной запыленностью (более
20—30 г/м
3
), а в ряде случаев и с небольшой запыленностью (до
5 г/м
3
) при улавливании высокодисперсной пыли с высоким электри-
ческим
сопротивлением
применяют
многопольные
горизонталь-
ные пластинчатые сухие электрофильтры. Эти аппараты работают
с невысокими скоростями газов в активном сечении (~0,5 —
0,6 м/с). Наряду с распространенными электрофильтрами с пла-
стинчатыми осадительными электродами, набранными из сталь-
ных прутков диаметром 8 мм, вставленных с шагом 15 мм в на-
правляющие из полосовой стали, и коронирующими электродами
из нихромовой проволоки диаметром 2 мм (электрофильтры типов
264
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ОГП, ГПив
последнее время типа УГТ) применяют электро-
фильтры с С-образными пластинчатыми осадительными электро-
дами и игольчатыми осадительными коронирующими электродами
(в том числе и в аппаратах УГТ).
На рис. 104 показан односекционный горизонтальный трех-
польный электрофильтр типа УГТ 1-30 -3 *, предназначенный для
работы при температуре 400° С и разрежении 400 мм вод. ст.
11
Изготовление корпуса электрофильтра УГТ 1-30 -3 из листовой стали обус-
ловлено требованиями герметичности. Подсосы атмосферного воздуха, увели-
чивая объем очищаемых газов и повышая их скорость в активном сечении-, ухуд-
шают качество очистки от пыли. Кроме того, очищаемые газы используют во
многих случаях для получения серной кислоты, а подсосы воздуха снижают
концентрацию сернистого ангидрида.
Корпус электрофильтра может быть выполнен с тремя (по числу электри-
ческих полей) пирамидальными бункерами (см. рис. 104) или с общим щелевид-
ным бункером. Пыль из щелевого бункера выгружают цепным скребковым тран-
спортером, из пирамидальных бункеров — пневмотранспортом.
Внутри корпуса 1 со стороны входа газа установлены газораспределитель-
ные решетки 2, обеспечивающие равномерное распределение газов по активному
сечению электрофильтра. Пыль с решеток удаляют механизмом встряхивания 3,
приводящим в действие молотки (на рисунке не показаны).
Активная часть электрофильтра состоит из трех последовательно располо-
женных систем осадительных и коронирующих электродов (трех электрических
полей), раздельно питаемых током высокого напряжения.
* Цифра 30 означает, что площадь активного сечения электрофильтра равна
30 м*.
265
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Осадительные электроды выполнены в виде пластин 4, набранных в два
Яруса из стальных прутков диаметром 8 мм, вставленных с шагом 15 мм в на-
правляющие из полосовой стали. Размер пластины равен 7,5 X 2,4 м..Всего в ап-
парате 51 пластина. Пластины подвешены к корпусу. Длина активной зоны всех
трех полей равна около 7,5 м.
Коронирующие проволочные электроды 5 каждого поля изготовлены из
нихрома и имеют диаметр 2 мм. Они натянуты вертикальными рядами в плоско-
стях, расположенных точно посередине между пластинами осадительных элек-
тродов (расстояние между пластинами составляет около 260 мм, а между пло-
скостями коронирующих и осадительных электродов около 260/2 = 130 мм).
Расстояние между коронирующими электродами вдоль пластин осадитель-
ных электродов равно 200 мм. Прямолинейность и натяжение коронирующих
электродов обеспечивают грузами, прикрепленными к ним внизу. Активная
длина коронирующих электродов всех трех полей равна 4320 м.
Система коронирующих электродов каждого электрического поля, состоя-
щего из двух полуполей, подвешена к опорной конструкции, расположенной
в верхней части корпуса электрофильтра. Токонесущие части изолированы от
корпуса кварцевыми трубами и муфтами 6 и опорными фарфоровыми изолято-
рами 7. Кварцевые трубы снабжены электрическими нагревателями для их
обогрева перед пуском.
Осадительные ' электроды встряхивают для удаления осевшей на них
пыли ударами молотков 8 по торцам пластин (на каждую пластину один
молоток).
Привод молотков для каждого поля осуществляется от электродвигателя Р.
Частота встряхивания зависит от условий работы электрофильтра — началь-'
ной запыленности и скорости газа и т. д. Осадительные электроды первого по
ходу газов поля встряхивают чаще, чем электроды остальных полей (так, пер-
вое поле встряхивают через 1 ч, а остальные поля — через 2 ч). Коронирующие
электроды встряхивают ударами молотков 10 по верхним рамам, к которым под-
вешены провода.
Привод молотков 10 для каждого полуполя осуществляется от электро-
двигателя
//. Частота
встряхивания
коронирующих
электродов
значительно
выше, чем осадительных: например, один раз в минуту.
Расчет электрофильтров приведен в работе [3, 6, 10].
Скоростные (турбулентные) промыватели (трубы Вентури)
Турбулентные пылеуловители по своей эффективности близки
к тканевым фильтрам и электрофильтрам. Их принцип действия
заключается в следующем. Вода, вводимая в поток запыленных
газов, движущихся с высокой скоростью (обычно 70—100 м/с),
дробится на мелкие капли. Необходимая для дробления жидкости
энергия заимствуется в основном из газового потока [6, 7].
Высокая турбулентность газового потока способствует коагу-
ляции частиц с каплями жидкости. Относительно крупные капли
жидкости вместе с частицами пыли достаточно полно улавливаются
затем в простейших пылеуловителях (например, в мокрых ^цикло-
нах) (рис. 105).
Для разгона газового потока в газопровод встраивают конфу-
зор, переходящий в небольшой участок цилиндрической формы
(горловину), в котором газы движутся с наибольшей скоростью.
Затем газы расширяются в диффузоре, их скорость снижается.
Конфузор, горловина и диффузор образуют скоростной турбулент-
ный промыватель (трубу Вентури). Промыватели бывают как
266
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

круглого, так и прямоугольного сечения. Изготовляют их литыми
из чугуна или сварными из листовой стали.
Оптимальные соотношения отдельных элементов промывателя:
углы раскрытия конфузора и диффузора обычно равны соответ-
ственно 25—28 и 6—7°. Длина горловины составляет от 0,15 до
я/)
a,f
\
-С.
1
г
и
А
Рнс. 105. Схема турбулентного промывателя*
А — труба Вентурн; 1 — турбулентный промыватель; 2 — форсунка
для подачи воды; 3 — циклон для мокрой очистки; dt — диаметр вход-
ного газохода; d% — диаметр выходного газохода; d? — диаметр гор-
ловины; 1К — длина конфузора; /г
—
длина горловины; /д — длина
диффузора; at — угол раскрытия конфузора; а г — угол раскрытия
диффузора
0,5 ее диаметра. Внутреннюю
поверхность
трубы-распылителя
обрабатывают механическим путем.
Распылители с ходом газов сверху вниз удобнее в Э1*сплуа-
тации.
В практике цветной металлургии горячие газы перед входом
в промыватель охлаждают в полом скруббере. Воду в горловину
промывателя подают через радиальные и осевые форсунки (или
их комбинацию) под избыточным давлением 2—3 ат. Расход воды
равен около 1,1 л/м
3
газа. При таком расходе воды и скорости
газов в горловине 80 м/с гидравлическое сопротивление распыли-
теля равно около 500 мм вод. ст.,
а суммарное сопротивление
промывателя, капле уловителя, скруббера, соединительных газо-
ходов — около 650 мм вод. ст.
267
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

В данных условиях при улавливании возгонной высокодис-
персной пыли к. п. д. составляет порядка 98—99% (выходная
запыленность порядка 0,1 —0,2 г/м
3
).
Расход
энергии установками
турбулентных
промывателей
относительно велик 5—6 кВт-ч на 1000 м
3
газа.
Расчет
турбулентных
промывателей
приведен
в
работах
[3и71.
4. СХЕМЫ ПЫЛЕУЛАВЛИВАЮЩИХ УСТАНОВОК
ДЛЯ ОЧИСТКИ ГАЗОВ ПЕЧЕЙ КС
Ниже рассматривается ряд схем пылеулавливания в процес-
сах
цветной
металлургий,
осуществляемых
с
использованием
печей КС.
Обжиг медных концентратов
На рис. 106 приведена принципиальная схема пылегазового
тракта обжигового
передела
медеплавильного завода. Пылевы-
нос из печи КС составляет 70—90% от загрузки шихты. Газы из
печи 1 по двум воздухоохлаждаемым стоякам 2 внутренним диа-
метром 1800 мм и длиной 25 м поступают при температуре около
500° С на грубую очистку в одиночный циклон типа ЦН-15
3 диаметром 2700 мм. и затем — в два групповых циклона ЦН15 4
(в каждом шесть элементов диаметром 800 мм). Газы отсасывают
индивидуальными для каждой печи дымососами 5, расположен-
ными за групповыми циклонами. Подобное расположение дымо-
268
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

сосов позволяет избежать больших подсосов воздуха в системе
тонкой очистки газов. Тонкую очистку газов ведут в сухих
электрофильтрах
типа
ОГ-3 -15,
после
чего
газы
поступают
в сернокислотный цех. Содержание S02 в газах на выходе из
печи составляет 16—17%.
Из-за большого пылевыноса запыленность газов на выходе
из печи составляет 1000—1300 г/м
3
.
Значительную долю выноси-
мой пыли составляют крупные частицы обожженной шихты, что
определяет относительно высокую степень очистки газов (к. п. д.)
в системе грубого пылеулавливания: 90—95% для одиночного
циклона и 80% —для групповых циклонов. Запыленность газов
на выходе из одиночного и групповых циклонов составляет соот-
ветственно 100—130 и 15—25 г/м
3
.
Общий к. п. д. системы грубого
пылеулавливания составляет 97—98% .
Скорость газов в активной зоне электрофильтров равна 0,7 —
0,9 м/с. При такой скорости и стабильном температурном режиме
(температура газов на входе в электрофильтр не менее 270° С)
к. п. д. очистки составляет 98—99,9% при остаточной запыленности
газов около 0,2 г/м
3
.
Обжиг цинковых концентратов
Как и при обжиге медных концентратов, очистку от ходящих
газов печей КС при обжиге цинковых концентратов ведут в две
ступени.
Система
грубой
очистки
включает
охлаждаемые
воздухом
или водой стояки и одну ступень циклонов. Обычно — это цик-
лоны типа СИОТ. Температура газов на входе в циклоны состав-
ляет 450—550° С, а запыленность газов при пылевыносе из печи,
составляющем 30—40%, 60 —130 г/м
3
.
На печь устанавливают
два параллельно работающих циклона —СИОТ No 10 или 12 —
или четыре циклона СИОТ No 9.
Тонкую очистку газов ведут в сухих горизонтальных много-
польных электрофильтрах типа ОГ-4 -16 и т. д.
Между циклонами и сухими электрофильтрами устанавливают
эксгаустеры (типа Э-2, Э -4), что позволяет электрофильтрам рабо-
тать под небольшим разрежением (давлением) (в пределах +2
+ —5 мм вод. ст.). Подсосы воздуха в электрофильтрах и сни-
жение концентрации S02 в газах невелики (на выходе из нечи
концентрация S02 в газах составляет около 13%).
Сухие электрофильтры работают при скорости газов в электри-
ческом поле порядка 0,5 —0,6 м/с, при этой скорости и хорошем
электрическом режиме запыленность газов за электрофильтрами
равна около 0,1 —0,15 г/м
3
.
В электрофильтрах должна поддерживаться температура не
ниже 250° С во избежание конденсации* паров серной кислоты,
что может привести к замазыванию электродов влажной пылью
и к коррозии.
269
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

На одном из заводов охлаждение газов печи КС для об-*
жига цинковых концентратов ведут в котле-утилизаторе туннель-
ного типа ТКС 4/40.
Схема газового тракта следующая: печь КС — котел-утилиза-
тбр — группа циклонов СИОТ No 10 (2 шт.)
—
два дымососа
Э-4 — электрофильтр ГК-30 .
Температура под сводом печи составляет 810° С, за котлом
380—390° С. Запыленность газов, г/м
3
: 130—140 — перед котлом-
утилизатором, 7 —20 (средн. 13,4) — перед циклонами СИОТ;
1,35 — 1,75 (средн. 1,5) —за циклонами; 0,15 —0,25
—
за элек-
трофильтрами.
Сульфатизирующий обжиг медных концентратов
При сульфатизирующем обжиге огарок из
печи содержит
растворимый сульфат меди и нерастворимые окислы железа. Ога-
рок подвергают выщелачиванию слабой серной кислотой (отра-
ботанным электролитом). После очистки раствора медь извле-
кают электролизом. Обжиг в печи ведут при температуре 660—
700° С. Обжиговые газы содержат (в зависимости от состава кон-
центратов) 5—10% S02.
Особенность газового тракта состоит* в применении горячего
циклона для грубой очистки и турбулентного промывателя для
окончательной очистки обжиговых газов.
Разделение пыли и возгонов при очистке газов печей КС
Выше отмечалась разница в дисперсном и химическом составе
механических пылей и возгонов. В ряде случаев необходимо раз-
дельно улавливать из газов (печей) кипящего слоя механическую
пыль и возгоны для их последующей раздельной переработки
(как, например, при описанном ниже обжиге мышьяксодержащих
пиритов). Раздельное улавливание достигается применением пыле-
уловителей, работающих при температуре выше точки конденса -
ции летучих соединений металлов. В этих пылеуловителях улав-
ливают механическую пыль, а летучие соединения остаются в газо-
вой фазе.
Они проходят
высокотемпературный
пылеуловитель
и осаждаются в следующей ступени пылеулавливания после пред-
варительного охлаждения газов до температуры ниже точки кон-
денсации возгонов.
Для улавливания возгонов применяют наиболее эффективные
аппараты: электрофильтры (сухие и мокрые), тканевые фильтры
(если это возможно в условиях температуры очистки газов и уме-
ренной агрессивности последних) и турбулентные промыватели.
В качестве
высокотемпературных пылеуловителей, работаю-
щих обычно в интервале температур 700—1000° С, применяют
горячие циклоны. Перспективны для этой цели металлокерами -
ческие и керамические фильтры, которые к тому же значительно
эффективнее циклонов,
270
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Обжиг мышьяксодержащих пиритов
При обжиге мышьякосодержащих пиритов по методу «Боли-
ден» (Швеция) количество подаваемого в печь воздуха регулируют
по отношению к количеству обжигаемого пирита таким образом,
чтобы содержание кислорода в обжиговых газах было практиче-
ски равным нулю. При недостатке кислорода в кипящем слое
происходит возгонка соединений As и небольшой части серы из
пирита. Механическая пыль, выносимая с газами, осаждается
в горячем циклоне, установленном непосредственно за печью
и работающем при температуре около 700° С. Огарок из печи и
из циклонов охлаждают в воздушном холодильнике КС.
Обжиговые газы за циклоном содержат S02, соединения мы-
шьяка в газовой фазе и некоторое количество паров элементарной
серы. К газам подают вторичный воздух для окисления соеди-
нений мышьяка и элементарной серы.
После этого обжиговые газы с 13—14,5% S02 охлаждают для
конденсации летучих соединений мышьяка и улавливают их,
например, в мокром электрофильтре.
На комбинате «Кемпбелл Майне» (Канада) при обжиге в ки-
пящем слое флотационных пиритных концентратов, содержащих
мышьяк, при производительности печи 48 т/сут образуются газы,
содержащие; т/сут: 3—3,5 As203; 2—2,5 пыли; 19—25 S02.
Высокодисперсная огарковая пыль содержит около 120 г/т
золота.
Для улавливания огарковой пыли и мышьяка создана спе-
циальна я установка.
Содержащие S02 газы после очистки выбрасывают в атмо -
сферу через дымовую трубу.
Для улучшения рассеяния вредных газов в атмосфере при
- неблагоприятных метеорологических условиях газы подогревают
установленной в дымовой трубе горелкой.
Технологическая схема установки очистки
газов
предусма-
тривает улавливание пыли в горячем электрофильтре при темпе-
ратуре, превышающей точку конденсации паров As203 (> 220° С).
Затем газы охлаждают ниже этой точки и улавливают мышьяк
в рукавном фильтре.
Пыль
из
электрофильтра, содержащую золото
и
сурьму,
перерабатывают
в отдельной технологической цианидной цепи
с сорбцией золота активированным углем из раствора.
Существующий спрос на неочищенный уловленный мышьяк
позволяет организовать сбыт, что, хотя и при небольшом эко -
номическом эффекте, но устраняет необходимость в его захоро-
нении.
Газы из печей КС с температурой > 425° С перед поступлением
в электрофильтр охлаждают до 370° С подсосом холодного воз-
духа на входе в эксгаустер печей.
271-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Электрофильтр — двухсекционный, двухпольный, с автома-
тическим поддержанием максимального напряжения на корониру-
ющих электродах.
Уловленную
в
электрофильтре
пыль
ежесуточно
удаляют
шнеками, гасят водой и перекачивают на извлечение золота.
Наружные
стенки
корпуса
электрофильтра
выполнены
по-
лыми. Через них циркулирует горячий (—315° С) воздух для пред-
отвращения
образования
трудноудаляемых
мышьяковых
насты-
лей на холодных стенках корпуса.
По выходе из электрофильтра и перед поступлением в рукав-
ный фильтр газы охлаждают для конденсации мышьяка с 315 до
120° С
—
температуры, обеспечивающей стабильную службу
фильтровальной ткани рукавного фильтра.
Охлаждение ведут в специальной камере смешением горячих
газов с холодным воздухом. Камера имеет спиральную форму
с тангенциальной подачей потока горячих газов, омывающих
внешние стенки камеры, и центральной подачей охлаждающего
воздуха. Это позволяет устранить образование мышьяковых на-
стылей на холодных стенках камеры.
Разрежение в камере смешения и подачу охлаждающего воз-
духа контролируют автоматически.
При температуре газов на входе в рукавный фильтр более
135° С вся система очистки газов автоматически отключается.
Рукавный четырехсекционный фильтр — обычной конструк-
ции с автоматической регенерацией ткани и хорошей тепловой
изоляцией. Осажденную мышьяксодержащую пыль из бункеров
рукавного фильтра удаляют шнеками и пневмотранспортом по-
дают в герметичное хранилище. Воздух пневмотранспорта после
разгрузки пыли возвращают в рукавный фильтр на очистку. При
эксплуатации электрофильтра происходили поломки высоковольт -
ных изоляторов и образование настылей пыли на электродах.
Ряд
трудностей
вызвала
транспортировка
мышьяксодержа-
щей пыли. Металлические лопасти шнеков в бункерах рукавного
фильтра заменили резиновыми. Для разрушения пыли, нависа-
ющей над шнеками в бункерах, применили подачу сжатого воз-
духа.
Эксплуатация описываемой установки очистки
газов
неиз-
бежно связана с контактом обслуживающего персонала с мышь-
яком, в связи с чем применяют защитные средства (особая спец-
одежда, респираторы с подачей свежего воздуха и т. д.).
После пуска газоочистительной установки осаждение мышьяка
на почву резко сократилось и составило в среднем 0,0009 мг/м
2
при проектной величине 0,026 мг/м
2
.
Заметно снизилось содержа-
ние мышьяка в листве деревьев.
Уголь при извлечении золота из пыли не регенерируют, а на -
капливают в течение 30 дней в сборниках, просеивают, пропиты-
вают и сушат, после чего отправляют на плавку. Содержание
золота достигает 15 кг на 1 т угля.
272
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Сухая очистка в реакторе КС газов
электролизных ванн для получения алюминия
Газы электролизных ванн для получения алюминия содержат
газообразный HF, пыль, и смолистые вещества. Наряду с распро-
страненнными
методами
двухступенчатой
очистки
этих
газов
в сухих электрофильтрах для улавливания пыли и смолистых
веществ (первая ступень) и промывки их содовым раствором в ап -
паратах второй ступени (скрубберы и пр.) в последнее время
получил распространение метод сухой очистки газов глиноземом
в реакторах КС.
Фирмой «Алкоа» (США) разработана подробная схема очистки,
примененная на заводе «Листа» (Норвегия) [11]. Газы от ванн
с обожженными электродами подают газодувкой в реактор с ки-
пящим слоем глинозема, в котором улавливают HF и пыль, со -
держащую фтор. Уносимый газами глинозем улавливают в ру-
кавном фильтре, расположенном в верхней части реактора. Ре-
генерацию ткани в рукавном фильтре производят импульсной
продувкой сжатым воздухом.
Свежий глинозем подают питателем с одного конца реактора.
Отработанный глинозем удаляют через порог реактора и подают
пневмотранспортом в электролизные ванны.
Содержание фтора в свежем глиноземе повышается с 0,008
до 1,26%.
Площадь пода реактора кипящего слоя, составляет 20 м
2
;
высота кипящего слоя 12—20 см, температура газов 110° С,
время нахождения глинозема в кипящем слое 1 ч —1 ч 45 мин.
В рукавном фильтре реактора установлено 432 рукава с сум-
марной поверхностью фильтрации 400 м
2
.
Рукава изготовлены
из полиэфирного волокна «Дакрон» с массой 1 м
2
545 г. Срок служ-
бы ткани 1,5 —2 года при скорости фильтрации около 1,2 м/мин.
Гидравлическое
сопротивление
реактора (включая
рукавный
фильтр) составляет около 500 мм вод. ст.
Эффективность улавливания в реакторе фтора (общее содержа-
ние) составляет 99,9%, пыли 98,2%, смолистых веществ 98,7%.
5. ОСНОВНЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ РАЗВИТИЯ ПЫЛЕ- И
ГАЗОУЛАВЛИВАНИЯ НА УСТАНОВКАХ ПЕЧЕЙ КС
Основными направлениями развития пыле- и газоулавливания
на установках печей КС являются следующие: оснащение всех
пыле- и газовыделяющих агрегатов эффективными пыле- и газо-
уловителями;
герметизация
транспортирующих
устройств
для
огарка,
пылей
и
других материалов,
шихтоподготовительных
агрегатов и других механизмов с отводом запыленных вентиля-
ционных газов для тонкой очистки tfx от пыли; широкое приме-
нение кислорода в пирометаллургических процессах для умень-
шения количества выбрасываемых газов и повышения концентра -
273
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ции в них S02 для его утилизации; использование газообразных
компонентов отходящих газов для получения полезных продуктов
(серной кислоты из сернистого ангидрида и др.).
Аппаратурное
усовершенствование
пылеуловителей
осущест -
вляется следующим образом: в электрофильтрах применяют улуч -
шенные формы осадительных и коронирующих электродов, более
эффективные
механизмы
встряхивания;
в
тканевых
фильтрах
изменяют методы регенерации, применяют более термо- и кисло-
тостойкие
фильтровальные
ткани; усовершенствование
мокрых
пылеуловителей
заключается
в
снижении
непроизводительных
потерь
гидравлического
сопротивления
уменьшением
капле-
уноса, повышением коррозионной стойкости конструктивных эле-
ментов.
Для более полного извлечения из пылей цветных и редких
металлов целесообразно селективное их пылеулавливание, т. е.
поэталная очистка газов. Температура газов на каждом этапе
соответствует
преимущественной точке
конденсации того
или
иного компонента пыли, находящегося в виде паров.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Тодес О. М.у Цитович О. Б.
—
В кн. Применение кипящего слоя в химиче-
ской промышленности. Ч . И. Л.,
Ленинградский дом научно-технической
пропаганды, 1965, с. 93 —114 .
2. Черкез Г. С.,
Каганович Ю. Л.,
Злобинский Л. Г . Высокотемпературные
эндотермические процессы в кипящем слое. М .,
«Металлургия», 1968. 408 .с.
с ил.
3. Справочник по пыле- и золоулавливанию. М ., «Энергия», 1975. 296 с. с ил.
4. Ross R . D. Air pollution and Industry, Van Nostrand Co, N. — Y., 1972. 296 p.
5. Циклоны НИИОгаз. Руководящие указания
по
проектированию,
изготов-
лению, монтажу и эксплуатации. М ., изд. Всесоюзного объединения по очистке
газов и пылеулавливанию. Минхиммаш. 1970. 94 с. с ил.
6. Гордон Г. М.,
Пейсахов И.Л . Пылеулавливание и очистка газов. 3 -е изд. М .,
«Металлургия», 1977. 456 с. ил.
7. Ужов В. Н , Вальдберг Л. Ю. Очистка газов мокрыми фильтрами. М , «Хи-
мия», 1972. 248 с с ил.
8. Гордон Г. М
,
Аладжалов Я* Л. Газоочистка рукавными фильтрами в цвет-
ной металлургии. М ., Металлургиздат, 1956. 204 с. с ил.
9. Ужов В. Я.,
Мягков Б . Я. Очистка промышленных газов в фильтрах. Мм
«Химия», 1970, 320 с. с ил.
10. Ужов В. Я . Очистка промышленных газов электрофильтрами. М.,
«Химия»,
.
1967. 344 с. с ил.
11. Environmental control, edited by Carl Rampacek; a publication of the
Metallurgical Society of AIME, 1972, p. 169—183.
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
Агломерация 9
гранулометрический 13, 54
химический 13, 52
4
фазовый 55, 56
Ангидрид:
сернистый б
серный б
Аэродинамика 31,65
Аэрохолодильники 16, 102
Барботаж (барботирование) 259
Барботеры барботажные аппараты)
261
Вентури трубы 266
Вельц-возгоны 43
Вельд-печи 42
Возгоночный процесс 9
Возгоны ?55
Воздухоохлаждаемые стояки 15
Воздухораспределительные сопла
156599
Выжиг серы 70, 72, 189, 216
Выпарка 39
Выщелачивание 73, 215
Газовый поток:
распределение запыленности 253
скорость 12
Газы:
отходящие 64, 69
сернистые 68, 85
Гетерогенные взаимодействия 6
Гидрометаллургия 11, 215
Гравитация 6, 246
Гранулометрический состав 13, 54, 55,
67, 215, 216
Гранулы 60, 61
—
брикетирование 34
Гранулятор чашевый 37, 103
Десульфуризация 7, 59, 66, 74, 87, 96
Диаметр зерна:
средневзвешенный 63, 217
средний 63, 65, 92
эквивалентный 91
Донная загрузка 20, 69, 100
Дутье:
воздушное 55, 64, 65
обогащенное кислородом 11, 64, 65,
89, 102
Дымососы 15, 67
Забрасыватель скоростной 79
Известняк 34, 63, 66
Извелечение 61, 77, 79
Изотермический режим 10
Инжекторы 33, 99
Кажущаяся энергия активации 10
Кессоны 15
Кипящий (псевдоожиженный) слой 5,
57, 83, 91, 99
----------- порозность 19
Конверсия 106
Контроль и автоматика 101, 104
Концентраты:
гранулированные 32, 102
медные 52
никелевые 53, 102
пиритные 66, 214
свинцовые 46
цинковые 72, 77
Котлы-утилизаторы 15, 67, 100, 241—
252
Коэффициент избытка воздуха 12
—
теплоотдачи 96
Конденсационный эффект 259
Кремнезем 7, 70, 73
Магнитная сепарация 12
Массообмен 6
Минералогический состав 52, 66
Нейтрализация растворов 31
Обжиг:
автогенный 35, 53
восстановительный 102, 104, 105,
107
высокотемпературный 26
окислительный 6, 57, 73, 76, 215
продукты 16, 65, 66, 215
пульпа 22 . *
частичный 51, 62, 63, 67, 107
Огарок 13, 55
—
окатывание 89
—
окатыши 61, 72, 90
—
укрупнение 59, 71, 90, 102, 215
Оптимальная концентрация 10
Параметры процесса 12, 74
Печи:
вращающиеся барабанные 12
кипящего слоя 10, 11
------
для обжига во взвешенном
состоянии 11
/
------
многоподовые I I , 67, 68, 100
------- объем надслоевого простран-
ства 18, 70, 102
------
пылеулавливающие установки
268
Пирит 53, 54, 216
—
флотационный 215
Питатели:
ленточные 15
тарельчатые 15
Плавка:
во взвешенном состоянии 51
электротермическая 34
Подины 14, 65, 99, 101
—
беспровальные 104
Природный газ 35, 105, 106
Производительность печи 12, 63, 74,
88, 100
275
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

- ------
удельная 74, 79
Пульпа 22, 67, 68, 77
Пылевые камеры 255
Пылевынос 62, 69, 70, 74, 104, 215,
Пылеуловители:
классификация 254
мокрые 261, 266
области применения 254
эффективность 254
Растворимость 7, 107
—
при выщелачивании 13
Режим:
манометрический 12
температурный 12
Рекуператоры 67
Серная кислота 78
Силикаты:
цинка 7
свинца 7
Система «Беддинг» 64, 68
Скорость:
воздуха 74
окисления 6, 57, 66, 83
рабочая 72
Скрубберы (см. также пылеуловители
мокрые) 23
—
гидравлическое сопротивление. 260
—
полые 260
—
с насадкой 260
Сливной порог 14
Спекание 65
Среда:
восстановительная 10
нейтральная 10
окислительная 10
Степень восстановления 104
Сублимация 10
Сульфатизация 23
Сульфиды 54, 56
Температура:
обжига 88, 91, 97, 102, 239
воспламенения 53, 82
плавления 53, 84
Тепло избыточное 69
Теплоноситель 48
Тепловой баланс 15, 102, 236
Теплообмен 6, 239
Термическая диссоциация 8
Углерод:
окись 10
двуокись 10
Удельный расход воздуха 12, 74
Файнштейн 82, 86, 87, 89, 95
Феррит:
меди 56
цинка 7, 56
Ферритообразование 7, 56, 79
Ферромагнетизм 8
Фильтрация 22, 67
Фильтровальные материалы 262.
Фильтры:
класссификация 262
рукавные 262, 263
РФГ 263
РФСП 263
ЦРФМ 263
электрические 15, 68, 100, 103,
264, 265
Флюсы 67
Форкамера 67
Халькозин 53
Халькопирит 53, 55
Циклоны:
батарейные 259
гидравлическое
сопротивление
258
конические 256
конструкции НИИОгаза 256
общие сведения 69, 70, 100, 103, 255
эффективность 255
Цинковый купорос 39
Электроды:
коронирующие 264
осадительные 264
Электролиты 39, 79
Ярозит 37
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

Предисловие ...............................................................................................................
Глава I
ЦИНКОВАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
L Характеристика цинкового сырья ........................................................................
2. Физико-химические основы обжига цинковых концентратов . . .
3. Обжиг цинковых концентратов в кипящем слое на гидрометалл у ргиче
4. ских заводах .............................................................................................................
5. Обжиг концентратов на пнрометаллургичсских цинковых заводах .
6. Применение кипящего слоя для различных процессов цинкового произ
"водства .....................................................................................................................
Список литературы ..................................................................................................
Глава II
СВИНЦОВАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
1. Обжиг сульфидных свинцовых концентратов ........................................................
2. Возгонка свинца из труднообогатимых руд ............................................................
3. Сушка пульп свинцовых пылей ...........................................................................
4. Сульфатизация свинцовых пылей ......................................I ...............................
5. Извлечение цветных и редких металлов из свинцовых кеков . . .
Список литературы ...................................................................................................
Глава III
МЕДНАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
1. Основные физико-химические свойства медных концентратов и про-
дуктов обжига.....................................................................................................................
2. Кинетика окисления сульфидов меди и медной шихты в кипящем слое
3. Обжиг медных концентратов с укрупнением огарка ..................................................
4. Обжиг Медной шихты в кипящем слое на дутье, обогащенном кисло-
родом ...................................................................................................................................
5. Технология и аппаратурное оформление процесса обжига медных ма-
териалов в ки
ч
пящем слое...................................................................................................
6. Сульфатизирующий обжиг медных концентратов .....................................................
Список литературы ......................................................................................................
Глава IV
НИКЕЛЕВАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
1. Некоторые сведения о свойствах и поведении сульфида никеля при
окислительном обжиге .......................................................................................................
2. Некоторые кинетические закономерности окисления сульфида никеля
3. в кипящем слое .....................................................................................................
4. Исследование обжига никелевого файнштейна в кипящем слое . .
5. Кинетика десульфуризации окатанного никелевого концентрата .
6. Исследование процесса укрупнения закиси никеля при обжиге ни-
7. келевого концентрата ..........................................................................................
8. Практика обжига никелевых концентратов в кипящем с л о е . . . .
9. Переработка никелевых штейнов с применением печей К С . . . .
10. Восстановление никелевых продуктов в кипящем слое .....................................
Список литературы ................................................
4
................................ ............
Глава V
КОБАЛЬТОВАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
!. Сульфатизирующий * обжиг пиритно-кобалыовых и м е д н о -кобальто-
вых концентратов ................................................................................. ...........................
2. Сульфатизирующий обжиг кобальтсодержащих штейнов .........................................
ОГЛАВЛЕНИЕ
5
6
И
3
2
3
7
4
46
47
4
7
49
50
5
5
2
5
6
5
9
6
3
6
82
83
86
89
90
92
10
4
10
4
10
10
9
12
277-
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

3. Сульфато-хлорирующий обжиг кобальтового роштейна ................................................. 125
4. Сульфатизирующий обжиг кобальтсодержащих конверторных шлаков 127
Список литературы .................................................................................................................. 128
Глава VI
ОЛОВЯННАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
%
1. Обжиг концентратов ........................................................................................................... 129
2. Обжиг шламов ................................................................ ... ............................................... 135
3. Восстановительно-сульфатизирующий обжиг промпродуктов ....................................... 135
Список литературы ...................................................................................................... 137
Глава VII
СУРЬМЯНАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
1. Физико-химические основы обжига сурьмяного сырья в кипящем слое
139
2. Аппаратурное оформление процесса восстановительно-возгоночного об-
жига сурьмяных материалов в кипящем слое ...................................................................
143
3. Автоматизация процесса возгонки сурьмы в кипящем слое ......................................
147
4. Обжиг сурьмяных руд и хвостов обогащения .............................................................
149
5. Совместный обжиг хвостов обогащения и отвальных продуктов про-
изводства сурьмы ...............................................................................................................
151
Список литературы .......................................................................................................
154
Глава VIII.
РТУТНАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
1. Обжиг ртутных руд ............................................................................................................. 155
2. Обжиг сурьмяно-ртутных концентратов ........................................................................... 158
Список литературы ....................................................................................................... 160
Глава IX
А Л ЮМ ИНИЕВА Я ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
Кальцинация глинозема ..............................................................................................
161
Охлаждение глинозема ................................................................................................
168
Обжиг и восстановление алунита.................................................................................
171
Обжиг каолиновых глин ..............................................................................................
173
Спекание нефелиновых шихт ......................................................................................
174
Грануляция бокситовых и нефелиновых шихт .......................................... ^ . . .
174
Список литературы ...................................................................................................... 176
Глава X
ПРОМЫШЛЕННОСТЬ РЕДКИХ МЕТАЛЛОВ
1. Окислительный обжиг молибденовых концентратов .................................................
177
2. Восстановительный обжиг трехокиси молибдена ......................................................
188
3. Восстановление двуокиси германия ............................................................................
188
4. Восстановление гексах лори да вольфрама водородом ..............................................
188
Список литературы .......................................................................................................
189
Глава XI
ЗОЛОТОДОБЫВАЮЩАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ
Список литературы ...................................................................................................... 206
Глава XII
НАГРЕВ И ОХЛАЖДЕНИЕ МЕТАЛЛА В КИПЯЩЕМ
СЛОЕ
1. Нагревательные печи и газораспределительные устройства............................................ 207
2. Отжиг труб из латуней, ................................ ..................... .... . . ...... ................................ 210
278
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

3. Нагрев заготовок под штамповку и закалку . . .............................................. . 211
4. Охлаждение ................................................. ...................................
213
Списоклитературы»..., . .
.
. 214
Глава XIII.
ОБЖИГ ФЛОТАЦИОННОГО ПИРИТА (КОЛЧЕДАНА)
ПРИ ПОВЫШЕННОЙ ТЕМПЕРАТУРЕ
Список литературы ....................................................................................................... 219
ГлаваXIV
ХЛ0РИД0В03Г0Н0ЧНЫЙ ОБЖИГ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКОГО
СЫРЬЯ ТЯЖЕЛЫХ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
1. Разработка способа хлоридовозгоночного обжига в кипящем слое . . .
221
2. Исследование основных закономерностей процесса ..................................................
222
3. Технология комплексной переработки полиметаллического сырья, ос -
нованная на хлоридовозгоночном обжиге в кипящем слое .........................................
228
Список литературы ...............................................................................................
230
Глава XV
ВИБРОКИПЯЩИЙ СЛОЙ
1. Восстановление закиси никеля ...................................................................................
232
2. Выщелачивание оловянных концентратов ..................................................................
233
3. Сушка медных порошков ..............................................................................................
234
Список литературы ......................................................................................................
236
ГлаваXVI
ТЕПЛООТЪЕМ ПРИ ОБЖИГЕ СУЛЬФИДНЫХ
КОНЦЕНТРАТОВ В ПЕЧАХ КС
!. Количественная характеристика тепловыделения при обжиге сульфид-
ных концентратов .........................................................................................................
236
2. Пути рационального использования избыточного тепла............................................
237
3. Схемы теплоотъема из слоя ..........................................................................................
239
*4. Схемы теплоотъема от газов..........................................................................................
240
5. Анализ механизма отложений шихтового выноса .......................................................
245
6. Котлы-утилизаторы туннельного типа ........................................................................
248
Список литературы ......................................................................................................
252
ГлаваXVII
ПЫЛЕУЛАВЛИВАНИЕ В ПРОЦЕССАХ КИПЯЩЕГО СЛОЯ
1. Особенности процесса пылевыноса из печей КС .......................................................
252
2. Задача и средства пылеулавливания при очистке газов печей КС . . .
254
3. Пылеулавливающие аппараты .....................................................................................
255
4. Схемы пылеулавливающих установок для очистки газов печей КС . . .
268
5. Основные направления развития пыле- и газоулавливания на уста-
новках печей КС ................................................................ ................................................. 273
Список литературы .............................................................. .............................................
274
Предметный указатель .........................................................................................................
275
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru

ИБ Nb 434
Дмитрий Николаевич Клуши и
Эсфирь Яковлевна Серебренникова
АлЬберт Данилович Бессер
Феликс Александрович МЫзенков
Григорий Яковлевич Лейзерович
Марк Семенович Зак
Георгий Михайлович Гордон
Залман Лев и ков и ч Берлин
КИПЯЩИЙ СЛОЙ
В ЦВЕТНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ
РедакториздательстваИ.В.Ольша нская
Художественный редактор Г. А. Ж е г и н
ТехническийредакторГ.Н.Ка л я п и н а
Корректоры:Н.Ил.Шефтель, В.П .Крылова
ПереплетхудожникаВ.3.Казакевича
Сдано в набор 29.07.77. Подписано в печать 22 02.78
Т-05344 Формат бумаги 60X90Vie Бумага типографская No 2
Гарнитура литературная. Печать высокая
Печ. л, 17,50 Уч. - изд. л. 20,83 Тираж 2000 экз. Заказ 290
Цена3р.60к.Изд.No2834
Издательство «Металлургия», 119034, Москву Г-34,
2-й Обыденский пер., д. 14
Ленинградская типография No 6 Союзполи^рафпрома
при Государственном комитете Совета Министров СССР
по делам издательств» полиграфии и книжной торговли
193144, Ленинград, С -144, ул. Моисеенко, 10
Бесплатная библиотека теплоэнергетика http://teplolib.ru