Металлургия тяжелых цветных металлов - Чижиков Д.М.

{21} Глава II. Физико-химические свойства тяжелых цветных металлов

{23} § 2. Физические и химические свойства цинка

{24} § 3. Физические и химические свойства меди

{26} § 4. Физические и химические свойства никеля

{27} Глава III. Применение тяжелых цветных металлов

{33} Глава IV. Промышленные минералы и руды тяжелых цветных металлов

{40} Глава V. Рудная база промышленности тяжелых цветных металлов

{47} § 2. Запасы и расположение месторождений медных руд

{54} § 3. Запасы и расположение месторождений никелевых руд

{57} Глава VI. Размещение промышленности тяжелых цветных металлов

{64} Глава VII. Динамика производства и потребления тяжелых цветных металлов

{69} § 2. Динамика производства и потребления цинка

{72} § 3. Динамика производства и потребления меди

{75} § 4. Динамика производства и потребления никеля

{77} § 5. Динамика душевого потребления цветных металлов

{85} § 3. Основные методы получения свинца

{87} § 4. Принципиальные схемы металлургии свинца

{88} Раздел Б. Агломерирующий обжиг свинцовых сульфидных концентратов

{89} § 2. Поведение соединений свинца в процессе агломерирующего обжига

{91} § 3. Поведение соединений металлов, сопутствующих свинцу

{96} § 4. Роль кремнезема в процессе агломерирующего обжига

{98} Глава III. Технология процесса агломерирующего обжига

{100} § 2. Скорость агломерации
{100} § 3. Обеспечение газопроницаемости шихты

{102} Глава IV. Аппараты для обжига со спеканием

{105} § 2. Аппараты непрерывного действия

{113} Глава V. Практика агломерирующего обжига

{115} § 2. Двойной обжиг сульфидных концентратов

{116} § 3. Одинарный обжиг сульфидных концентратов

{118} § 5. Питание агломерационной машины
{118} § 6. Зажигание шихты

{119} § 7. Горение сульфидов
{119} § 8. Пылеобразование в процессе агломераций

{121} § 10. Пути интенсификации агломерирующего обжига и утилизация сернистых газов

{123} § 11. Технико-экономические показатели агломерирующего обжига.

{127} Раздел В. Восстановительная плавка в шахтных печах

{128} § 2. Теория восстановления металлов из их окислов

{132} § 3. Изменения шихты при прохождении ею различных температурных зон шахтной печи

{134} Глава VII. Поведение отдельных соединений металлов в процессе шахтной восстановительной плавки

{138} § 3. Соединения мышьяка
{138} § 4. Соединения сурьмы

{144} § 1. Конструктивные особенности шахтных печей типа ватержакетов

{159} Глава IX. Материалы, поступающие в печь, и условия ее нормальной работы

{163} Глава X. Практика работы на шахтной печи
{163} § 2. Работа с высокой и низкой сыпью

{166} § 4. Образование печных настылей и меры борьбы с ними

{170} § 5. Выдув и ремонт печи
{170} § 6. Основные размеры ватержакетных печей и технико-экономические показатели работы

{177} Раздел Г. Продукты шахтной свинцовой плавки

{185} Глава XII. Штейн и шпейза свинцовой плавки

{186} § 2. Строение медно-свинцовых штейнов

{187} § 3. Растворимость свинца в штейне

{189} § 4. Состав штейна свинцовой плавки

{197} Глава XIII. Шлаки металлургических плавок

{198} § 2. Механизм процесса шлакообразования

{200} § 3. Физико-химические свойства шлака

{203} § 4. Влияние различных компонентов на свойства шлака

{215} § 5. Состав шлаков свинцовой плавки

{218} Глава XIV. Газы и пыль шахтной свинцовой плавки

{225} § 2. Влияние отдельных соединений металлов на плавку в горне
{225} § 3. Аппаратурное оформление горновой плавки

{228} § 4. Практика горновой плавки
{228} § 5. Продукты горновой плавки

{230} § 6. Технико-экономические показатели

{241} § 3. Обезмеживание при помощи серы
{241} § 4. Пути рационализации процесса обезмеживания веркблея

{243} Глaвa XVII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы окислительным рафинированием

{252} § 4. Практика окислительного рафинирования

{253} § 5. Переработка отходов окислительного рафинирования

{255} Глава XVIII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы щелочным рафинированием

{256} § 2. Взаимодействие металлов с реагентами

{260} § 5. Аппаратура и практика щелочного рафинирования

{268} § 7. Пути рационализации щелочного способа рафинирования веркблея
{268} Глава XIX. Извлечение серебра при помощи цинка

{281} § 2. Аппаратура, применяемая при обессеребрении

{285} § 3. Практика процесса обессеребрения

{289} § 4. Переработка пены. Удаление цинка

{291} § 5. Купелирование серебристого свинца

{311} § 2. Извлечение висмута при помощи магния

{314} § 3. Извлечение висмута совместным действием кальция и магния

{316} § 4. Переработка висмутистых дроссов
{316} § 5. Приготовление РЬ-Са-сплава
{316} § 6. Рафинирование свинца от кальция и магния

{317} Глава XXII. Непрерывное рафинирование и обессеребрение свинца

{325} § 3. Непрерывное обесцинкование
{325} § 4. Преимущества непрерывного рафинирования свинца

{327} Глава XXIII. Электролитическое рафинирование свинца
{327} § 2. Электролит

{331} § 6. Процесс электролиза
{331} § 7. Анодный шлам

{333} § 8. Электролитическое рафинирование веркблея

{337} Раздел Ж. Гидроэлектрометаллургия свинца

{344} § 3. Прямое выщелачивание свинца растворами хлоридов щелочных или щелочноземельных металлов

{346} § 4. Электролитическое выделение свинца из его сульфида в расплавленных средах

{350} § 2. Основные методы получения цинка

{352} § 3. Принципиальные схемы металлургии цинка

{356} Раздел Б. Обжиг сульфидных цинковых концентратов

{357} § 2. Образование сульфата цинка при обжиге

{360} § 3. Образование феррита цинка в процессе обжига

{364} Глава III. Обжиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка

{366} § 2. Организация обжигового процесса

{369} § 3. Сушка флотационных концентратов

{379} § 5. Практика обжига концентратов на порошок

{385} § 6. Пути интенсификации обжига концентратов

{391} § 7. Основные размеры и технические показатели работы многоподовых печей

{395} Глава IV. Агломерирующий обжиг сульфидных цинковых концентратов

{399} § 2. Аппаратурное оформление и практика агломерирующего обжига сульфидных цинковых концентратов

{401} § 3. Основные размеры и технические показатели работы агломерационных машин по спеканию цинковых концентратов

{402} Раздел В. Пирометаллургический способ получения цинка

{403} § 2. Термохимия процесса восстановления окиси цинка

{405} § 3. Поведение соединений цинка в процессе восстановления и дистилляции

{412} § 4. Поведение соединений кадмия при дистилляции цинка

{413} § 5. Поведение при дистилляции соединений сопутствующих металлов

{414} § 6. Влияние температуры на скорость процесса дистилляции цинка.

{418} § 2. Технологический режим конденсации

{421} § 3. Образование конденсаторной пыли

{423} § 4. Образование цинковой пуссьеры

{424} Глава VII. Реторты. Конденсаторы. Аллонжи

{427} § 3. Сырье для изготовления реторт

{430} § 4. Приготовление ретортной массы

{437} § 8. Конденсаторы и их изготовление

{442} Глава VIII. Цинкодистилляционные печи

{444} § 2. Конструкция и классификация дистилляционных печей

{446} § 3. Печи с поперечным движением газов

{451} § 4. Печи с продольным движением газов

{456} Глава IX. Практика работы при дистилляции цинка

{461} § 2. Обслуживание дистилляционных печей

{465} § 3. Механизация загрузки и выгрузки реторт

{474} § 5. Технические показатели процесса дистилляции
{474} Глава X. Продукты, получаемые при дистилляции цинка, и способы их переработки

{476} § 3. Конденсаторная пыль
{476} § 4. Раймовка

{477} § 5. Ретортный бой
{477} § 6. Конденсаторный бой

{478} Глава XI. Непрерывная дистилляция цинка

{479} § 2. Дистилляция цинка в вертикальных ретортах

{486} § 3. Электротермический способ получения цинка

{495} § 4. Шахтная плавка цинка на кислородном дутье

{497} § 2. Рафинирование цинка ликвацией

{509} Раздел Г. Гидроэлектрометаллургический способ получения цинка

{511} § 2. Принципиальная технологическая схема гидроэлектрометаллургии цинка по сульфатному способу

{514} Глава XIV. Выщелачивание цинка из обожженного концентрата растворами серной кислоты

{515} § 2. Поведение отдельных компонентов при выщелачивании цинка из обожженных концентратов

{520} Глава XV. Очистка раствора сульфата цинка

{522} § 2. Гидролитическое осаждение примесей

{529} § 3. Осаждение металлических примесей цементацией

{530} § 4. Удаление кобальта из раствора

{534} § 6. Удаление хлора
{534} § 7. Очистка раствора от алюминия, магния, калия, натрия

{535} Глава XVI. Отделение жидкого от твердого

{541} Глава XVII. Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии цинка

{551} § 4. Фильтры
{551} § 5. Вакуум-фильтры

{562} § 8. Материалы для изготовления аппаратуры в гидрометаллургии цинка

{563} Глава XVIII. Практика гидрометаллургии цинка

{579} Глава XIX. Практика очистки раствора сульфата цинка

{581} § 2. Очистка раствора сульфата цинка от кобальта и хлора

{585} Раздел Д. Электролитическое осаждение цинка из растворов

{588} § 2. Факторы, влияющие на величину сверхнапряжения водорода на катоде

{592} § 3. Влияние металлических примесей на процесс электролиза и качество катодного осадка цинка

{600} Глава XXI. Аппаратурное оформление процесса электролиза

{610} § 2. Питание ванн и циркуляция электролита
{610} § 3. Охлаждение электролита

{612} § 4. Выемка катодов из ванн и снятие осадка цинка

{614} § 6. Очистка и ремонт электролитной ванны
{614} § 7. Контроль процесса электролиза

{615} § 8. Технические показатели процесса электролиза

{622} Глава XXIII. Продукты, получаемые при гидроэлектрометаллургии цинка, и способы их дальнейшей переработки

{628} § 3. Переработка медно-кадмиевых кеков

{629} Раздел Е. Способы интенсификации гидроэлектрометаллургии цинка

{645} § 2. Основные методы получения меди

{646} § 3. Принципиальные схемы металлургии меди

{648} Раздел Б. Обжиг медных сульфидных концентратов
{648} § 2. Химизм окисления медных сульфидных концентратов

{651} § 3. Печи для обжига медных концентратов и практика работы

{654} Раздел В. Плавка медьсодержащих материалов на штейн в отражательных печах

{663} § 3. Взаимодействия металлов, сульфидов и окислов меди и железа

{666} § 4. Химизм образования штейна и шлака в процессе отражательной плавки

{667} § 5. Плавление шихты и отстаивание жидких продуктов
{667} § 6. Десульфуризация при плавке медных концентратов в отражательной печи

{673} § 3. Влияние сульфида цинка на свойства штейнов

{674} § 4. Растворимость серебра и золота в штейнах

{676} § 5. Медные штейны отражательной плавки

{679} Глава V. Шлаки отражательной плавки на медный штейн

{682} § 2. Медь и драгоценные металлы в шлаках отражательной плавки

{684} Глава VI. Отражательные печи для плавки медных руд и концентратов

{693} § 3. Загрузочные устройства
{693} § 4. Отопительная система

{695} Глава VII. Тепловой режим отражательной печи

{696} § 2. Отопление отражательных печей для плавки медных концентратов пылеугольным топливом

{697} § 3. Отопление печи жидким топливом и натуральным газом

{700} § 5. Использование тепла отходящих газов
{700} § 6. Баланс тепла отражательной печи.
{700} Глава VIII. Практика отражательной плавки медных концентратов

{703} § 3. Заливка и обезмеживание конвертерного шлака

{705} § 5. Выпуск шлака
{705} § 6. Пылеобразование при отражательной плавке
{705} § 7. Служба кирпичной кладки отражательной печи

{706} § 8. Неполадки в работе отражательной печи и меры по их устранению

{707} § 9. Производительность отражательной печи и технико-экономические показатели

{709} § 10. Пути интенсификации плавки медных концентратов

{717} Раздел Г. Плавка медно-колчеданных руд на медный штейн и шлак в шахтных печах

{720} § 2. Химизм процесса пиритной плавки

{724} § 3. Образование магнетита в процессе пиритной плавки
{724} § 4. Термохимия пиритной плавки

{725} § 5. Десульфуризация при пиритной плавке

{727} Глава X. Аппаратурное оформление шахтной плавки медно-колчеданных руд

{728} § 2. Цепь аппаратов секции медно-серного завода

{729} Глава XI. Исходные материалы пиритной плавки

{734} Глава XII. Продукты шахтной пиритной плавки
{734} § 2. Шлаки пиритной плавки

{736} § 3. Газы пиритной плавки медно-колчеданных руд.

{737} Глава XIII. Практика пиритной плавки медно-колчеданных руд в печах с герметизированной загрузкой
{737} § 2. Ход процесса пиритной плавки с получением элементарной серы

{738} § 3. Профиль шахтной печи при пиритной плавке

{739} § 4. Отделение штейна от шлака и режим переднего горна

{740} § 5. Пылеобразование при шахтной пиритной плавке

{742} § 7. Технико-экономические показатели пиритной плавки

{745} Глава XIV. Уральский способ шахтной пиритной плавки в печах с открытой загрузкой

{746} § 2. Образование настылей и способы их удаления
{746} § 3. Технико-экономические показатели пиритной плавки медно-колчеданных руд на уральских заводах

{754} § 3. Восстановительная плавка медьсодержащих материалов

{775} § 6. Пути интенсификации процесса бессемерования штейнов

{779} § 2. Сущность окислительного рафинирования меди

{780} § 3. Поведение примесей при окислительном рафинировании меди

{789} § 4. Печи для рафинирования меди и способы отопления

{793} § 5. Практика окислительного рафинирования меди

{798} § 6. Шлаки от рафинирования меди и их переработка

{799} § 7. Способы возможной интенсификации процесса окислительного рафинирования меди

{800} Глава. XVIII. Электролитическое рафинирование меди

{802} § 2. Поведение примесей при электролитическом рафинировании меди

{807} § 4. Аппаратурное оформление медеэлектролитного процесса

{814} § 5. Практика электролитического рафинирования меди

{816} § 6. Технологические и технико-экономические показатели электролиза

{819} § 7. Качество катодного осадка меди

{821} § 9. Очистка и регенерация электролита

{825} Раздел Ж. Гидроэлектрометаллургия меди

{827} § 2. Химизм растворения медных минералов

{841} Глава XX. Очистка растворов сульфата меди

{842} § 2. Гидролитическое осаждение примесей железа, алюминия, мышьяка из сульфатных растворов в присутствии известняка

{845} Глава XXI. Электролитическое осаждение меди из сернокислых растворов

{847} § 2. Аппаратурное оформление процесса электролиза

{853} Глава XXII. Аммиачный и хлоридный способ гидрометаллургии меди

{855} § 2. Хлоридный способ переработки медных руд и медноколчеданных огарков

{863} Раздел. А. Переработка окисленных никелевых руд.

{865} § 2. Сушка окисленной никелевой руды

{867} § 3. Брикетирование окисленных никелевых руд

{868} § 4. Агломерация окисленных никелевых руд

{871} Глава III. Химизм процесса восстановительной сульфидизирующей плавки окисленных никелевых руд

{872} § 2. Сульфидизация никеля в процессе плавки

{874} § 3. Поведение карбоната и сульфата никеля
{874} § 4. Образование ферро-никеля при плавке окисленных никелевых руд на штейн

{875} Глава IV. Ватержакеты для плавки окисленных никелевых руд

{877} Глава V. Исходные материалы при шахтной плавке окисленных никелевых руд

{878} § 2. Сульфидизаторы при плавке окисленных никелевых руд
{878} § 3. Кокс

{881} Глава VI. Продукты шахтной плавки окисленных никелевых руд

{885} § 2. Шлаки шахтной плавки окисленных никелевых руд

{886} § 3. Газы и пыль при плавке окисленных никелевых руд в шахтной печи

{889} Глава VII. Практика ватержакетной плавки окисленных никелевых руд

{890} § 2. Образование ферро-никелевых настылей и меры борьбы с ними

{891} § 3. Производительность печи и расход кокса

{892} § 4. Потери никеля в шлаках и унос пыли при шахтной плавке окисленных руд

{893} Глава VIII. Бессемерование никелевого роштейна до файнштейна

{894} § 2. Практика бессемерования никелевых штейнов

{896} § 3. Укос пыли при конвертировании никелевых роштейнов

{899} Глава IX. Переработка никелевого файнштейна на металл

{907} Глава X. Варианты способов извлечения никеля из окисленных руд

{908} § 2. Восстановление и сульфидизация окисленных никелевых руд во вращающихся барабанных печах

{909} § 3. Гидрометаллургия окисленных никелевых руд

{910} Раздел Б. Переработка медно-никелевых сульфидных руд
{910} § 2. Способы переработки сульфидных медно-никелевых руд

{912} Глава XII. Окислительный обжиг медно-никелевых сульфидных руд и концентратов
{912} § 2. Окислительный обжиг медно-никелевых сульфидных концентратов во многоподовых печах с механическим перегребанием

{913} § 3. Агломерирующий обжиг медно-никелевых руд и концентратов

{914} Глава XIII. Плавка медно-никелевых руд и концентратов

{918} § 2. Плавка медно-никелевых руд и концентратов в отражательных печах

{919} § 3. Плавка медно-никелевых руд и концентратов в электрических печах

{923} Глава XV. Бессемерование медно-никелевых штейнов

{925} Глава XVI. Разделительная плавка медно-никелевых файнштейнов при помощи сернистого натрия

{932} § 3. Переработка продуктов разделительной плавки

{935} Глава XVII. Переработка медно-никелевых файнштейнов гидроэлектрометаллургическим способом

{938} Глава XVIII. Электролитическое рафинирование никеля

{947} Глава XIX. Переработка медно-никелевых файнштейнов и боттомов карбонильным способом

{951} Глава XX. Переработка мышьяковых никелевых руд и шпейз

{952} § 2. Концентрационная плавка на рафинированную шпейзу

{971} § 6. Переработка полиметаллических отходов производства в газогенераторах на жидком шлаке

{973} Глава II. Транспортирование, хранение и шихтование материалов на заводах цветной металлургии

{975} § 2. Шихтование материалов
{975} Глава III. Пылеулавливание

{977} § 2. Фильтрование газов через ткань

{986} Глава IV. Основные правила по технике безопасности и производственной санитарии на заводах цветной металлургии

{1035} Указатель диаграмм состояний различных систем

Автор: Чижиков Д.М.

Теги: цветные металлы

Год: 1948

Похожие

Металлургия свинца и цинка

Металлургия меди, никеля и кобальта. Часть 2. Металлургия никеля и кобальта

Металлургия меди, никеля и кобальта. Часть 1. Металлургия меди

Основы теории металлургических процессов

Текст

АКАДЕМИЯ НАУК
СССР
д.м. чижиков
МЕТАЛЛУРГИЯ 1
ТЯЖЕЛЫХ
ЦВЕТНЫХ IДІЭІ
МЕТАЛЛОВ
ЛЛ>

АКАДЕМИЯ НАУК СССР
ИНСТИТУТ МЕТАЛЛУРГИИ им. А. А. БАПКОВА
Член-корреспондент АН СССР
д. м. чижиков
МЕТАЛЛУРГИЯ
ТЯЖЕЛЫХ
ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
ИЗДАТЕЛЬСТВО АКАДЕМИИ НАУК СССР
МОСКВА 1948 ЛЕНИНГРАД

ПРЕДИСЛОВИЕ
Одним из ярких примеров грандиозных успехов Советского Союза
за 30 лет является создание промышленности цветных металлов.
Получившая свое развитие главным образом в годы сталинских пятилеток
цветная металлургия обеспечила потребности развивающегося
социалистического хозяйства в период мирного строительства и военные нужды
в годы Великой Отечественной войны с немецко-фашистскими
захватчиками.
Развитие цветной металлургии Советского Союза потребовало
значительных усилий со стороны производственников и ученых. Исследования,
выполненные в научно-исследовательских институтах и лабораториях г
способствовали освоению и усовершенствованию металлургических
процессов. В ходе проектирования, строительства, освоения и экспло-
атации предприятий цветной металлургии накопился обширный научный·
и практический материал, представляющий исключительный интерес.
Обстоятельный труд, выполненный членом-корр. АН СССР Д. М. Чи-
жиковым, является результатом многолетней работы по обобщению и
развитию научного и производственного опыта, накопившегося за годы
строительства цветной металлургии в Советском Союзе. Работа
представляет особую ценность, поскольку автор принимал непосредственное
участие, как инженер и ученый, в значительном числе исследований, а также
в производственной деятельности.
Монография, освещающая теорию и практику производства четырех
основных металлов: свинца, цинка, меди и никеля, при компактности
изложения полностью охватывает все вопросы металлургии тяжелых
цветных металлов. Не подлежит сомнению, что предлагаемая читателю·
работа, содержащая систематическое изложение накопившегося опыта
и достигнутых успехов, позволит советским металлургам не только четко
представить себе стоящие перед цветной металлургией задачи по
усовершенствованию металлургических процессов, но и поможет успешному
разрешению этих задач.
Академик И. Я. БарЭан

ОТ АВТОРА
Цветная металлургия относится к тем отраслям тяжелой индустрии
достижения которых особенно выпукло характеризуют грандиозные
успехи Советского Союза за 30 лет творческого созидания в построении
социалистического народного хозяйства. Хотя всю цветную
металлопромышленность после Великой Октябрьской социалистической революции
пришлось фактически создавать заново, в настоящее время нет почти ни
одного цветного металла, производство которого не было бы организовано
в нашей стране. За время существования советской власти, в исторически
весьма короткий срок, были построены, пущены и освоены многочисленные
предприятия по получению меди, свинца, цинка, никеля, алюминия,
магния, олова, кобальта, сурьмы, кадмия и других редких и рассеянных
металлов.
Особенности технического прогресса, свойственные лишь
социалистическому строю, когда при полном овладении техникой сама эксплоатация
оборудования сплетается с непрерывной его реконструкцией, с
постоянными поисками все более совершенных технологических процессов и
аппаратов, стимулировали неизменное движение вперед советской
цветной металлургии.
За годы советской власти усилиями металлургов —■ рабочих,
инженеров и научных работников достигнуты значительные успехи в деле
усовершенствования и рационализации процессов выплавки и
рафинирования тяжелых цветных металлов. Старшее поколение ученых металлургов—
Н. П. Асеев, А. А. Банков, И. П. Бардин, В. А. Ванюков, В. Я. Мостович,
М. А. Павлов, Г. Г. Уразов, П. П. Федотьев, а также ученые,
сформировавшиеся в советское время, —- X. К. Аветисян, Ю. В. Баймаков,
А. Н. Вольский, Н. П. Диев, А. Ф. Капустинский, Ф. М, Лоскутов,
Н. Н. Мурач, С. А. Плетенев, И. Н. Плаксин, В. И. Смирнов, А. А.Цейдлер,
Г. И. Чуфаров и др. провели обширные исследования по детальному
ознакомлению с вещественным составом многочисленных металлосодѳр-
жащих продуктов, по изучению химизма и механизма многообразных
процессов цветной металлургии, по разработке и организации новых
технологических схем получения и рафинирования цветных металлов.
Многосторонние работы советских металлургов внесли большой вклад
в развитие теории и практики цветной металлургии.
В прилагаемой монографии, имеющей несколько энциклопедический
характер, излагаются теоретические основы и практика производства
четырех о«новвыж тяжелых металлов: свинца, цинка, меди и никеля.
В обобщенном »в$е в книге показаны обширный опыт и научные знания,
щттшвжые советскими металлургами за 30 лет творческого труда в
^^бяаети цветной металлургии, а также достижения заграничной наука
ш техники.
Д. М. Чажитв

ВВЕДЕНИЕ
Цветные металлы — свинец, медь, ртуть, сурьма, цинк и др. были
известны человеку с древнейших времен. На основании дошедших до
нас памятников материальной культуры и литературных источников
можно представить состояние производства π технику получения
цветных металлов в различные периоды истории человеческого прогресса.
В древнем Египте, Иудее, Финикии, Китае, затем в Риме и Греции
искусство получения металлов высоко ценилось и поощрялось. Однако
производство цветных металлов до начала прошлого столетия носило
примитивный характер и масштабы его были незначительны. Быстрыми
темпами цветная металлургия стала развиваться в прошлом столетии.
Рост промышленного производства стал особенно заметен в текущем
столетии в период между первой и второй мировыми войнами. Период
второй мировой войны знаменуется значительным повышением добычи
цветных металлов, являющихся исключительно важным стратегическим
сырьем. Послевоенный период, вследствие колоссальных разрушений,
нанесенных многим государствам в результате фашистской агрессии,
и потребности в больших количествах цветных металлов для
восстановления и расширения хозяйства, будет знаменоваться дальнейшим ростом
выплавки цветных металлов.
Краткий очерк эволюции техники и основных этапов развития
цветной металлургии дает представление о тех коренных сдвигах, которые
произошли за последний, столетний, период промышленного
производства цветных металлов.
* *
*
Основным методом получения тяжелых цветных металлов из рудного
сырья, применявшимся в древнейшие времена и сохранившим в полной
мере свою актуальность по сегодняшний день, является пирометаллургия.
В начальном периоде промышленного развития производства
тяжелых цветных металлов, в первой половине XIX столетия, минеральным
сырьем для получения меди, свинца и цинка служили природные,
преимущественно, монометаллические окисленные, карбонатные и силикатные
руды с достаточно высоким содержанием в них извлекаемого металла.
Прототипами аппаратов, в которых осуществлялась восстановительная
плавка меди, свинца, а несколько позднее также и никеля, являлись
шахтные и пламенные печи. Начало применения пламенных печей для
металлургических плавок в Европе относится к 1493 г,; шахтных печей —
к 1585 г.
За пятисотлетний период развития конструкции пламенных и
шахтных печей непрерывно совершенствовались и видоизменялись, приняв
формы современных мощных отражательных и ватержакетных печей.

8
Введение
Техническое оформление пирометаллургии цинка вследствие
получения металла в момент его восстановления в парообразном состоянии
пошло по линии применения керамиковых реторт с их внешним
обогревом в специальных печах. Этот способ имеет широкое распространение
и в современной пирометаллургии цинка.
Постепенное истощение запасов богатых окисленных руд и
необходимость перехода к эксплоатации сульфидных месторождений выдвинули
перед металлургами проблему искусственного перевода сернистых
минералов в окислы металлов и внедрения в металлургическую практику
процесса окислительного обжига.
Действительно, вторая половина XIX столетия характеризуется в
области металлургии свинца, цинка и меди методическим изучением
процессов обжига и конструированием обжиговой аппаратуры. Начиная от
простых одноподовых печей с ручным перегребанием до современных
механизированных многоподовых аппаратов и агломерационных машин,
цветная металлургия прошла длинный путь постепенного овладения
технологией и техникой обжига сернистых материалов.
С этой точки зрения внедренная в практику в 1878 г. пиритная плавка
в шахтных печах кусковых медно-колчеданных руд является
рациональным сочетанием в одном аппарате процессов окисления сульфидов и ошла-
кования пустой породы с одновременной концентрацией меди в
промежуточном продукте —штейне.
Продувка (бессемерование) жидкого штейна в конвертерах,
внедренная в промышленном масштабе в начале восьмидесятых годов прошлого
столетия, также является своеобразным окислительным процессом с
удачным сочетанием в одном агрегате процессов обжига, ошлакования
пустой породы и восстановления меди до металла.
К крупным достижениям металлургической техники второй половины
прошлого столетия следует отнести изобретение и освоение шахтных
печей ватержакетного типа, стенки которых составляются из железных·
кессонов, охлаждаемых циркулирующей в· них водой, и вращающихся
конвертеров с магнезитовой футеровкой.
Замена древесного угля коксом (в 1872 г.) при плавке руд в шахтных
печах также явилась значительным прогрессом в развитии металлургии
цветных металлов.
Следующий этап в развитии металлургии относится к тому периоду,
когда разведанные запасы богатых монометаллических сульфидных руд
стали приходить к концу и главным видом минерального сырья для
выплавки цветных металлов явились полиметаллические или убогие
сульфидные руды. Переработка подобных руд по стандартным
технологическим схемам наталкивалась на значительные трудности, сопровождалась
большими потерями металлов и нередко экономически себя не
оправдывала.
Новое свойство минерального сырья—его полиметалличность—выдви-
нуди задачу коренного изменения технологии получения цветных металлов.
Конец прошлого столетия характеризуется многочисленными
исследованиями по разработке комплексных химико-металлургических схем для
переработки полиметаллических и убогих руд. После длительных и упорных
поисков проблема переработки полиметаллических и убогих сульфидных
руд была благоприятно разрешена внедрением в практику цветной
металлургии флотационных методов обогащения.
Флотация, основанная на использовании различий
физико-химических свойств поверхности минеральных частиц и на выделении
суспендированных в воде тонко измельченных минералов при помощи пузырь-

Введение
9
ков воздуха и специальных реагентов в виде селективных концентратов,
по простоте, значимости и оригинальности может быть поставлена в ряд
величайших открытий современности. Флотационное обогащение
полиметаллических и убогих руд, внедренное в широких масштабах за
последние десятилетия, неизмеримо расширило сырьевую базу цветной
металлургии и вцесло ряд коренных изменений в технологию и технику
производства цветных металлов.
Возможность отделения при флотации основной массы пустой породы
от рудных минералов, концентрация последних в виде обогащенного
металлом продукта, селективное выделение концентратов, содержащих
преимущественно один какой-либо металл, — все эти положительные
стороны флотации оказали благоприятное влияние на технику и
экономику собственно металлургии.
Более высокое содержание металла в исходном продукте и уменьшение
в последнем количества пустой породы, подлежащей ошлакованию,
облегчили процесс извлечения и способствовали снижению расходных
коэффициентов на единицу выплавляемого металла. Производительность
основных агрегатов по выплавке металлов—конвертера в медном,
ватержакета в свинцовом и реторт в цинковом производстве — значительно
возросла. Повысилось общее извлечение металлов.
Однако новое физическое свойство исходного сырья — тонкая измель-
ченность концентратов — выдвинуло перед металлургами вадачу
предварительной подготовки шихты для основных металлургических
процессов. В медном и никелевом производстве флотация поставила
вопрос об отказе от плавки в ватѳржакетных печах сульфидной кусковой
руды и о переходе на плавку флотационных концентратов в
отражательных печах с получением жидкого штейна и частичным ошлакованием
железа и всей пустой породы. Этот переход знаменует собой коренной
сдвиг в медном и никелевом производстве.
В пирометаллургии свинца и цинка переработка тонкоизмельчѳнных
концентратов при сохранении существовавших агрегатов для выплавки
металлов (ватѳржакѳтных и ретортных дестилляционных печей)
выдвинула вопрос о необходимости предварительного их окускования. Для этой
цеди в практике нашли применение агломерационные машины
непрерывного действия, на которых процессы окисления и спекания были
совмещены.
Переход цветной металлургии на новый род сырья в виде тонкоизмель-
чѳнных концентратов с повышенным содержанием металлов резко
увеличил потери вследствие распыления и улетучивания.
Для борьбы с потерями стали применяться нылѳуловительные
установки: циклоны, бегхаузы и котрели. Хотя мешочные фильтры были
известны еще в 1850 г., однако усовершенствование бегхаузов в части;
автоматизации встряхивания мешков и механического
транспортирования пыли потребовало длительного времени. Шагом вперед в технике
пылеулавливания явилось внедрение электрофильтров или котрелей.
Пиромѳталлургические агрегаты: обжиговые, шахтные и отражательные
печи современных свинцовых, цинковых, медных и никелевых
заводов, как правило, оборудуются мощными установками для
максимального улавливания пыли, которая является коллектором большого числа
ценных элементов, содержащихся в концентратах и улетучивающихся
при отдельных операциях.
Внедрение селективной флотации в практику металлургии не
обеспечило, однако, получения чистых, монометаллических, свободных
-от примесей концентратов. Полимѳталличность большинства руд цвет-

10
Введение
ных металлов неизменно обусловливает переход того или иного
количества металлов-спутников в получаемые в процессе флотации
концентраты. При пирометаллургической переработке концентратов примеси
частично переходят в выплавляемый металл. Получаются черновые
металлы, нуждающиеся в дополнительном рафинировании от вредных
примесей и в извлечении из них аккумулированных редких и драгоценных
металлов.
Требования многих отраслей промышленности на высококачественные
металлы остро поставили перед металлургами вопрос о методах
рафинирования черновых цветных металлов. Предварительное окисление
примесей в расплавленном металле и последующее электролитическое
рафинирование его стали обязательными для всей продукции меди.
Многостадийное огневое рафинирование свинца с применением для
этой цели различных реагентов — кислорода, серы, хлора, щелочи,
цинка, кальция, магния и т. д. —имеет целью максимальное удаление
примесей и извлечение драгоценных металлов из веркблея. Электролитическое
рафинирование свинца обеспечивает получение высших сортов металла.
По-иному разрешился вопрос получения высококачественного цинка.
Поскольку пирометаллургическим путем не удавалось длительное время
получить цинк высокой чистоты, был разработан и внедрен в
производство новый технологический способ получения металла —гидроэлектро-
металлургический. Основанный на получении сернокислых соединений
металлов в растворенном состоянии, очистке растворов от примесей и
последующем восстановлении цинка на катоде при электролизе с
нерастворимыми анодами, этот способ за последние три десятилетия нашел широкое
применение в промышленности. Электролитный цинк получается
высокой чистоты. В то же время непрерывно совершенствуется также
пирометаллургия цинка.
Новыми процессами в металлургии цинка, внедряемыми в
промышленность в последние годы, является непрерывная дестилляция в
вертикальных ретортах и ректификация чернового металла в тарельчатых
колоннах из карборунда.
В период между первой и второй мировыми войнами производство
цветных металлов непрерывно возрастало. В особенности усилился рост
добычи металлов после кризиса в капиталистических странах 1930—
1932 гг. Интенсивная подготовка агрессивных стран ко второй мировой
войне и ответные мероприятия других стран ускоряли темпы роста
производства важнейшего стратегического сырья, каковым являются тяжелые
цветные металлы. Увеличение добычи сопровождалось значительными
техническими сдвигами в металлургии.
Основные тенденции' технологической реконструкции цветной
металлургии на современном ее этапе заключаются в стремлении максимально
повысить селективность при флотации с одновременным получением
концентратов с высоким содержанием металла. Поэтому вопросы флотации
стоят в центре внимания металлургов. Непрерывно углубляются и
расширяются познания в этой области, изобретаются новые машины,
аппараты и схемы извлечения металлов из руды.
Весьма важным вопросом современной цветной металлургии является
осуществление комплексности при переработке руды. Руды цветных
металлов, за весьма малым исключением, являются многокомпонентными.
Помимо основных металлов — меди, свинца, цинка или никеля — в них
содержатся также другие металлы, как кадмий, сурьма, висмут, кобальт,
мышьяк, олово, золото, серебро, редкие и рассеянные элементы. Стоимость
металлов-спутников в ценностном выражении нередко превышает стой-

Введение·
II
мость основных .металлов, поэтому выдвигается необходимость рационали -
зацип технологических процессов в направлении максимального
извлечения попутных металлов. В связи с этим в современной .металлургии
придается исключительное значение вопросам пылеулавливания и
рафинирования металлов. Пыль и отходы от рафинирования черновых металлов
являются исходными материалами для получения ряда ценнеііших продуктов.
Стремление уменьшить количество газов при пирометаллургических
процессах связано с внедрением электротермических аппаратов, в
достаточной степени герметизированных. Делаются попытки применения
индукционного нагрева для плавки и рафинирования металлов.
Наблюдается тенденция к переходу на непрерывные процессы в ряде
металлургических производств, например, непрерывная дестилляцпя
цинка в вертикальных карборундовых ретортах, ректификация цинка
в непрерывно действующих тарельчатых колоннах из карборунда,
непрерывное окислительное рафинирование и обессеребрение свинца и т. д.
Ведутся упорные работы по переработке концентратов во взвешенном
состоянии, по применению воздуха, обогащенного кислородом, по
использованию хлора π других активных веществ в целях интенсификации
и рационализации металлургических процессов, дальнейшего
уменьшения расходных коэффициентов и общего повышения извлечения
металлов из рудного сырья.
Большое внимание уделяется вопросам подготовки шихты и
складскому хозяйству металлургических предприятий. Приемка,
транспортирование и хранение сырья, флюсов, топлива, оборотных материалов,
измельчение, дозировка и смешение ингредиентов шихты являются важным
звеном производственного процесса, обеспечивающим нормальную работу
и экономичность основных металлургических агрегатов.
Советская цветная металлургия за годы Сталинских пятилеток,
предшествовавших Великой Отечественной войне, используя имеющиеся
достижения науки и техники и прокладывая новые технические пути
развития, стала мощной отраслью народного хозяйства. В годы войны
предприятия цветной металлургии благодаря высокому уровню
технического развития и патриотизму советских металлургов, несмотря на
ущерб, нанесенный немецкими оккупантами, обеспечили страну
необходимыми цветными металлами. Закон о пятилетнем плане
восстановления и развития народного хозяйства СССР на 1946—1950 гг.
предусматривает высокие темпы дальнейшего роста производства цветных и
редких металлов «на основе улучшения работы действующих
предприятий, строительства новых заводов, восстановления предприятий в
районах, подвергавшихся оккупации, и внедрения новой техники». В 1950 г.
по сравнению с 1945 г. производство свинца должно возрасти в
2.6 раза, цинка —в 2.5, меди —в 1.6, никеля —в 1.9 раза.
Историческое решение ХѴШ съезда ВКП(б) «перегнать в
экономическом отношении главные капиталистические страны» и речь товарища
Сталина 9 февраля 1946 г. на предвыборном собрании избирателей
Сталинского избирательного округа г. Москвы указали дальнейшие
перспективные пути развития народного хозяйства СССР. Широкое
знакомство с теоретическими основами и современным состоянием
технологии и техники производства цветных металлов и тщательное
изучение вновь намечаемых научных тенденций и процессов являются
необходимым условием обеспечения наиболее прогрессивного пути развития
цветной металлургии Советского Союза.

ЧАСТЬ ПЕРВАЯ
ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

Глава I
ИСТОРИЯ ВОЗНИКНОВЕНИЯ И РАЗВИТИЯ ПРОИЗВОДСТВА
ТЯЖЕЛЫХ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
Цветные металлы были известны человеку в глубокой древности,
много раньше, чем железо. Из доисторических металлов свинец и медь
нашли применение в человеческом обиходе за несколько тысячелетий
до нашей эры. Более поздним металлом является цинк, хотя сплавы меди
с цинком, или латуни, были известны в древние времена. Относительно
«молодым» металлом является никель.
§ 1. Свинец
Из группы тяжелых цветных металлов свинец не имел того
культурного значения в доисторическом прогрессе народов, которое имела медь.
Объясняется это физическими свойствами свинца: его мягкостью и малой
прочностью. Эти свойства делали свинец непригодным для изготовления
орудий производства, а также средств нападения или защиты. Быстрое
тускнение на воздухе и потеря металлического блеска делали свинец
непривлекательным и в качестве украшения.
Свинец впервые появился в Египте, одновременно с золотом и
серебром, за 7000—5000 лет до н. э. В Британском музее находится образец
свинца, который относят, примерно, к 3800 г. до н. э.
Финикияне за 2000—3000 лет до н. э. разрабатывали свинцово-сереб-
ряное месторождение Рио-Тинто (Испания). Вблизи последнего находятся
древнейшие отвалы свинцовых шлаков. В первый период добыча свинца
была связана с получением серебра.
Греки добывали руду и выплавляли свинец на островах Родосе, Кипре,
Эвбее. Серебро-свинцовое месторождение в Лаврионе (Аттика)
разрабатывалось в 500 годах до н. э., затем было заброшено как выработанное.
В 1863 г. это месторождение было вновь «открыто» и эксплоатируется
до настоящего времени, причем вместе с рудой переплавляются и
старые шлаковые отвалы.
Римляне добывали свинцовую руду в Галлии, Британии и Германии
в III в. до н. э. Древние римляне не только умели выплавлять
металлический свинец, но и изготовляли из него водопроводные трубы, листы,
монеты.
В древние и средние века кроме металлического свинца были известны
также некоторые соединения последнего. Например, глет и свинцовые
белила применялись в медицине.
Интересно отметить, что некоторые «открытые» римлянами
месторождения свинцовых руд были в свое время известны финикиянам и
разрабатывались карфагенянами. Впоследствии, между VII и X вв. н. э., таким

16
Часть первая. Общие сведения
же образом были «открыты» некогда известные римлянам месторождения
свинцовых руд в Рейнской области. Свинцовые месторождения Гарца
были открыты в 963 г., Силезии и Богемии—в XII в. В США возникновение
свинцового производства относится к 1621 г. В первый период добыча
свинца развивалась в восточных штатах. С открытием в 1863 г. свинцовых
месторождений в штатах Колорадо, Юта, Айдаго свинцовая
промышленность передвинулась на запад США.
На территории, входившей в состав б. Российской империи, добыча
цветных металлов, и в частности свинца, производилась еще в глубокой
древности.
Многочисленные остатки старых горных выработок и шлаковых
отвалов свидетельствуют о том, что добыча цветных металлов имела
место в Туркестане, на Алтае, Урале и Дальнем Востоке в довольно
больших по тогдашнему времени размерах. Искусство добывать металлы
приписывается легендарному племени «чудь». По следам «чудских»
разработок до последнего времени «открываются» новые месторождения руд
цветных металлов.
Начало развития производства цветных металлов в России относится
к XVI в. Первый завод по выплавке свинца был построен в 1705 г. в
Нерчинске (Забайкалье). В середине XVIII в. было приступлено к эксплоа-
тации богатых месторождений Алтая. За период с 1764 по 1795 г. было
построено пять сереброплавильных заводов. Попутно с серебром
получался также свинец.
К концу XVIII в. суммарная выплавка серебра по Нерчинскому и
Алтайскому районам составила 28.7 т; свинца было получено 1330 т.
В 1795 г., по третьему разделу Польши, к России отошла Верхняя Си-
лезия со свинцовыми и цинковыми месторождениями. В 1801 г. с
присоединением Грузии к России отошли свинцово-серебряные" заводы в Ала-
вѳрдах и Шамлуге, построенные во второй половине XVIII в. Садонскоѳ
месторождение отошло к России после присоединения Северного
Кавказа в 1860 г.
В первой половине XIX в. средняя годовая добыча свинца колебалась
от 600до 1000т, а серебра—от 19 до 22 т. Со второй половины XIX в.
свинцовая промышленность в связи с истощением запасов окисленных руд
с высоким содержанием серебра начинает постепенно приходить в
упадок.
В начале XX в. свинцовые месторождения стали сдаваться в
концессии: Тетюхинскоѳ в 1902 г. немцам; Алтай в 1905 г. англичанам; Садсда
в 1914 г. бельгийцам.
В 1913 г. в России было выплавлено 1518 τ свинца и 14 τ серебра.
За время первой мировой войны и годы интервенции .производство
свинца в России пришло в полный упадок. В 1918 г. было выплавлено
всего 100 τ свинца; в 1921—1922 гг. — около 300 т.
Во время восстановительного периода начинается постепенное
возрождение свинцовоплавильной промышленности СССР. Большие сдвиги
наметились в период первой пятилетки. К концу второй пятилетки
находились в вксплоатации 4 свинцовоплавильных завода: Тетюхинский
(Приморье), Лениногорский (Алтай), Чимкентский (Ю. Казахстан),
Дзауджикауский (Северный Кавказ).

Глава I. Истопил развития производства тяжелых цветных металлов 17
§ 2. Цинк
Металлургия цинка стала развиваться значительно позднее, чем
металлургия других тяжелых цветных металлов, что объясняется
специфическими свойствами цинка и его соединений. Хотя латуни была
известны еще в глубокой древности, первые сведения о металлическом цинке
относятся лишь к V в. до н. э.
Возникновение цинкового производства в Европе относится к XV в.
н. э., когда в Госларе (Гарц) было получено некоторое количество
металлического цинка. До этого цинк ввозился в Европу из Ост-Индии
и Китая.
Во второй половине XVI в. производство цинка в Европе
прекратилось и возобновилось лишь в 1743 г., когда вблизи Бристоля (Англия)
была построена первая цинкоплавильня по способу, заимствованному
у Китая.
• В 1798 г. цинковое производство возникло в Верхней Силезии, которая
в скором времени становшся центром добычи цинка в Европе.
В 1852 г. был построен первый цинкоплавильный завод в Щтольбергв
(Германия), чем было положено начало развитию цинковой
промышленности в Рейнской области.
В США цинк был получен впервые в 1835 г. Первый цинковый завод
был построен в США в 1850 г. в Нью-Арке. В течение второй половины
XIX и начала XX столетия цинковая промышленность в США
интенсивно развивалась. В 1907 г. США заняли первое место в мире по
производству цинка, которое до этого времени принадлежало Германии.
До 1915 г. все мировое производство цинка основывалось надестилля-
ционном способе. В 1915 г. в Анаконде (Монтана) был введен в эксплоатацию
первый электролитный цинковый завод. Начиная с этого времени
гидрометаллургия цинка начала интенсивно развиваться. С 1915 по 1940 г.
в зарубежных странах было построено 23 цинкоэлектролитных завода с
общей производительностью, равной почти 35% мировой добычи цинка.
* *
В России до первой мировой войны производство цинка было
сосредоточено в Польше, на Северном Кавказе и в Павлодарском районе
(Казахстан).
Цинкодестилляционньій завод в г. Дзауджикау (Владикавказ) был
построен в 1906 г. В 1913 г. производительность завода составляла 2900 т.
Всего в 1913 г. в России было получено 11 000 τ цинка.
За время первой мировой войны и годы интервенции производство
цинка прекратилось полностью. Эту отрасль промышленности пришлось
фактически создавать заново. Было приступлено к восстановлению цинко-
дестилляционного завода на Северном Кавказе, довоенный уровень
производства на котором был достигнут в 1926 г.
Для расширения цинкового производства были построены и введены
в эксплоатацию в середине первой пятилетки два дестилляционных
завода: Константиновский в Донбассе в 1930 г. и Беловский в Кузбассе
в 1931 г.
Дальнейшее развитие цинкового производства в СССР пошло по
линий строительства цинкоэлектролитных заводов.
Первый цинкоэлектролитный завод был пущен в эксплоатацию
в 1934 г. в Дзауджикау рядом с реконструированным цинкодестилляцион-
ным заводом.

18
Часть первая. Общие сведения
Второй цинкоэлектролитный завод был введен в эксплоатацию
в 1935 г. в г. Челябинске (Южный Урал). Перед второй мировой войной
<5ыло приступлено к строительству цинкоэлектролитного завода в Усть-
Каменогорске (Алтай). Было начато также проектирование цинковых
заводов для переработки концентратов Дальнего Востока и Средней Азии.
§ 3. Медь
Благодаря нахождению на поверхности в самородном виде, блеску,
красивому цвету, способности коваться и плавиться при сравнительно·
низких температурах медь стала одним из первых металлов, который
первобытные народы начали применять для изготовления предметов
домашнего обихода, земледельческих орудий, оружия и украшений.
По сохранившимся памятникам материальной культуры установлено,
что медь была известна человеку за 5—7 тысяч лет до н. э. В то далекое
время медь добывалась на Синайском полуострове. Несколько позднее-
древним народам стали знакомы бронзы, или сплавы меди с оловом.
Бронзовый век относится, примерно, ко второму тысячелетию до н. э„
Производство меди и получение бронз связано с деятельностью древнего-
народа — финикиян, которые вели разработку медных руд и
выплавляли металл на острове Кипре. Название последнего послужило
обозначением меди латинским словом «cuprum».
В Японии медь и бронзовые сплавы были известны за 800 лет до н. э_
По имеющимся данным, индейцы на Американском континенте также
были знакомы с медью и бронзой задолго до н. э.
В Европе медь добывалась в Испании, в Рио-Тинто за 100 лет до н. э.,
в период римского владычества.
Общий упадок культуры и цивилизации в первом тысячелетии нашей
эры отразился также на производстве цветных металлов. Получение меди
в этот период значительно сократилось.
Начало возрождения медного производства в Европе относится ко
второй половине XII столетия, когда было приступлено к разработке Манс-
фельдского месторождения в Германии.
В Америке медь впервые была получена в 1709 г. Интенсивное
развитие медной промышленности США, в западных штатах, относится ко
второй половине XIX столетия. В начале XX столетия США заняли
первое место в мире по производству меди. В настоящее время США являются
одним из крупнейших центров по- выплавке меди.
В текущем столетии, в связи с открытием новых мощных
месторождений медных руд, производство меди стало интенсивно развиваться
также в Канаде, Чили, Перу, Родезии, Бельгийском Конго и других
местах.
* *
*
На территории Советского Союза медь в древние времена добывалась.
в Сибири, Казахстане, на юге России.
Из раскопок курганов в Днепропетровской области явствует, что
обитавший в этих местах древний народ (скифы) занимался выплавкой
меди и изготовлением медных и бронзовых изделий задолго до основания
славянских общин. Народ «чудь-», обитавший в Нерчинском и Алтайском
районах, был знаком с производством меди и бронзы. Свидетельством
являются сохранившиеся старые отвалы шлаков и горные выработки.
Древние славяне добывали медь в Приуралье.

Глава /f История развития произаодетча тяжелых цяетппых металлов 19
В XVI и XVII вв. медь добывалась на территории Архангельской
области и бывшей Олонецкой губ. В середине XVII в. вблизи Соликамска
действовала установка по выплавке меди.
Систематическая добыча меди в России относится к началу XVIII
столетия, когда Демидовыми были построены первые заводы на Урале;
В середине XVIII в. выплавка меди возникла также на Алтае. К этому
времени Россия вышла на одно из первых мест в мире по валовоіі добыче
меди. Из 15 тыс. τ мирового производства на долю России приходились
3 тыс. т, или 20п/0.
В середине XIX столетия возникает медное производство на Кавказе
и в Западной Сибири. Добыча меди в России в 1850 г. составила 5 тыс. т,
а в 1900 г. — 8.3 тыс. т.
С начала XX столетия до первой мировой войны производство меди
в России постепенно увеличивалось, достигнув 34 тыс. τ в 1913 г.
Производство меди было сосредоичено в основном на Урале (Калатинский
и Карабашский заводы), в Казахстане (Спасский завод и на Кавказе
(Аллавердский и другие заводы). До Великой Октябрьской
Социалистической революции медная промышленность России находилась в
руках иностранных концессионеров.
За время первой мировой и последовавшей затем гражданской войны
медная промышленность России пришла в полный упадок. К началу
восстановительного периода все медные предприятия бездействовали.
Восстановление медной промышленности СССР началось в 1922 г.
Первым был восстановлен Калатинский (ныне Кировоградский)
медеплавильный завод на Урале. За период 1922—1925 гг. были восстановлены
и пущены медные заводы в Карабаше (Урал), Таналык-Баймаке
(Башкирия), Аллавердах (Армения). В первом пятилетии были вновь
выстроены и введены в эксплоатацию медеплавильные заводы: Карсакпай-
ский (Казахстан) в 1928 г. и Красноуральский в 1931 г.; одновременно
с новым строительством были подвергнуты коренной реконструкции
старые заводы: Карабашский и Кировоградский. В 1938 г. был введен в
эксплоатацию Балхашский медеплавильный комбинат, перерабатывающий
медно-порфировые руды Коунрадского месторождения. С пуском
Балхашского завода был создан крупный центр по добыче меди в Казахстане.
В 1940 г. были пущены в эксплоатацию Среднеуральский
медеплавильный комбинат —крупнейшее медное предприятие Урала —на базе
Дегтяринского месторождения и Медногорский медно-серный завод.
В 1939 г. было приступлено к строительству Джезказганского
медеплавильного комбината в Центральном Казахстане. С вводом в
эксплоатацию Джезказганского комбината (Казахстан) приобретает доминирующее
положение в снабжении страны медью.
§ 4. Никель
Никель сравнительно «молодой» металл. Впервые в чистом виде никель
был получен в 1804 г. Промышленная добыча никеля вплоть до 1875 г.
весила кустарный характер и не превышала 500 τ в год. После открытия
месторождений окисленных руд в Новой Каледонии производство никеля
стало быстро расти. Была разработана технологическая схема плавки
окисленных никелевых руд в смеси с гипсом в шахтной печи. Этот способ
находит применение и в современной металлургии никеля.
Открытие крупного месторождения медно-никелѳвых руд в Седберн
(Канада) послужило толчком к развитию никелевого производства на базе
сульфидных руд. Впервые плавка сульфидных медно-никелевых руд

20
Часть первая. Общие сведения
в ватержакетных печах была осуществлена на заводе Коппер-Клифф.
В 1929 г. в Фальконбридже начал работать завод по схеме: флотационное
обогащение сульфидных руд и последующая плавка концентратов в
отражательной печи. В 1930 г. завод в Коппер-Клиффе был реконструирован
по аналогичной схеме.
Для рафинирования никеля были построены в 1929 г. электролитные
заводы в Порт-Колборне (Канада) и Христианзанде (Норвегия).
* *
*
До Великой Октябрьской социалистической революции никелевое
производство в России не существовало вовсе,
Никелевая промышленность в СССР стала развиваться в годы
Сталинских пятилеток. Первые заводы по производству никеля были
построены на Урале на базе окисленных руд. В 1934 г. был пущен Уфалей-
ский, в 1936 г. — Режевский, в 1939 г. — крупнейший никелевый завод
в Орске.
Открытие месторождений сульфидных медно-никелевых руд в Мончѳ-
Тундре, на Кольском полуострове и в Норильске, у устья Енисея,
послужило основой для строительства никелевых комбинатов на Севере Союза.
В связи с присоединением к СССР области Петсамо (Печенга) рудная база
никелевой промышленности на Севере Союза значительно увеличилась.
Глава II
ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА ТЯЖЕЛЫХ ЦВЕТНЫХ
МЕТАЛЛОВ
§ 1. Физические и химические свойства свинца
а) Физические свойства свинца. Свинец — серовато-белый,
блестящий в свежем изломе металл. Он мягок, чертится ногтем и мало прочен
на разрыв. На бумаге оставляет серый след. Свинец хорошо
прокатывается и куется, но плохо волочится в проволоку.
При медленном охлаждении чистого свинца, отлитого в предварительно
нагретые изложницы, образуются кристаллы в форме октаэдров. При
электроосаждении свинца можно получить кристаллы октаэдрической
и моноклинической формы.
Свинец, медленно остывший, более мягок, чем после быстрого
охлаждения.
При давлении 2 т/см2 свинцовую стружку можно превратить в
сплошную монолитную массу. При давлении 5 т/см2 твердый свинец
переходит в текучее состояние.
Газы: 02, S02, H2, N2, СО, С02, Οχΐίυ не растворяются ни в твердом
ни в жидком свинце.
Удельный вес твердого свинца 11.35. Плотность жидкого свинца в
пределах от 328 до 750° меняется от 10.654 до 10.188.
Температура плавления свинца 327.4°; температура кипения 1525°.
Расплавленный свинец, нагретый до 500°, почти не улетучивается;
слабая летучесть обнаруживается при температуре 625°; заметная
летучесть появляется при 850—900°.
В смеси с металлами, обладающими высокой упругостью пара, свинец

Глава II. Физико-химические свойства тяжелых цветных металлов 21
начинает возгоняться при более низких температурах. Если подвергнуть
нагрэванию сплав свинца с цинком или сурьмой, то вместе с парами
последних уносится значительное количество паров свинца. Упругость пара
свинца (Р) в зависимости от температуры следующая:
t, °С 620 710 820 960 ИЗО 1290 1360 1415 1525
Р, мм рт. ст. . . Ю-» Ю-» ΙΟ"-1 1.0 10 50 100 289 760
Удельная теплоемкость твердого свинца при 18° равна 0.029 кал.,
жидкого — равна 0.034 кал.
Зависимость удельной теплоемкости твердого свинца (Ср) от
температуры выражается формулой
Ср = 0.0286 + 0.0,191.
Теплосодержание жидкого свинца при температуре плавления
равняется 11.6 кал. Скрытая теплота плавления 5.6 кал. Скрытая теплота
испарения 230 кал.
Теплопроводность свинца при 18° равна 0.083 кал/см сек., или 7.5%
теплопроводности серебра, составляющей 1.096 кал/см сек. при 18°.
Удельное электрическое сопротивление свинца равно 20.68 μΩ/см8
при 18° и 36.15 μ Ω/см3 при 400°.
Электропроводность свинца составляет 7.77% электропроводности
серебра.
Твердость свинца по Бринелю 6.9 кг/мм2. Сопротивление разрыву
составляет 2 кг/мм2; удлинение — 50%.
Коэффициент линейного расширения твердого свинца равен
0.295 · 10—4; коэффициент объемного расширения соответствует 1.29· 10— *
при 327°.
Усадка свинца при охлаждении с 600 до 326° составляет 0.83% объема.
При затвердевании от 370 до 18° полная усадка металла достигает 0.902%
исходного объема.
б) Химичеекие свойства евинца. Свинец РЬ —химический элемент
IV группы периодической системы. Порядковый номер 82. Атомный вес
207.2. Валентность 2 и 4.
В сухом воздухе или в воде, не содержащей воздуха, свинец не
претерпевает изменений.
Под влиянием влажного воздуха свинец окисляется с поверхности;
при этом образуется пленка гидрата окиси свинца РЬ(ОН)2.
В присутствии серного S03 или угольного С02 ангидридов гидрат
окиси свинца переходит в сернокислое или углекислое соединения,
практически нерастворимые в воде.
Азотная кислота является хорошим растворителем свинца, причем
в разбавленном виде она действует быстрее, чем крепкая.
Серная и соляная кислоты в холодном состоянии на свинец не
действуют, так как образующаяся пленка сернокислого PbS04 или
хлористого свинца РЬС1а предохраняет металл от растворения. При 200°
чистый свинец корродирует в крепкой соляной и серной кислотах; при
260° свинец растворяется полностью.
На свинец гораздо быстрее действует соляная, чем серная кислота.
Степень коррозии свинца при действии на него серной кислоты зависит
от: 1) температуры, 2) состава и концентрации кислоты и 3) примесей
в свинце. Чем выше температура, тем сильнее коррозия свинца. Увѳли-
чѳние концентрации кислоты усиливает коррозию. Для промышленных

22
Часть первая. Общие сведения
условий коррозия свинца принимается равной 0.0012 кг/см2 за 24 часа.
Чем больше примесей в свинце, тем сильнее он корродирует. Вредными
примесями являются Ві, Zn, Sb.
В некоторых случаях примеси оказывают благоприятное влияние
на коррозионную стойкость свинца: например, 0.2—0.5% меди
увеличивают ее при действии нагретых кислот; содержание теллура от 0.07
до 0.1 % увеличивает ее в 7 раз. Нитроза растворяет свинец при всех
температурах, особенно в присутствии воздуха.х Сильное действие на свинец
оказывает фтористоводородная кислота. Образование пленки фтористого
свинца PbF2 предохраняет свинец от дальнейшего разъедания.
Свинец химически устойчив по отношению к щелочам, аммиаку,
аммиачным солям, хлору и хлорсодержащим растворам, органическим
кислотам (в отсутствие влажного воздуха), синильной кислоте, фосфорному
ангидриду, расплавленной буре и маслам.
При нагревании до температуры плавления в присутствии кислорода
свинец покрывается пленкой закиси РЬ20, медленно переходящей в окись
РЬО. При температуре 400—450° РЬО переходит в красную окись РЬ304
(сурик).
Пары серы образуют со свинцом сернистое соединение PbS.
§ 2. Физические и химические свойства цинка
а) Физические свойства цинка. Цинк —■ синевато-белый, блестящий
в изломе металл.
В холодном состоянии цинк ломок. В интервале температур от 100
до 150° цинк делается пластичным, и его можно прокатывать в тонкие
листы. Цинк прокатывается труднее, чем свинец, но легче, чем железо.
Он более тягуч, чем олово, и менее, чем медь. При температуре выше 250°
цинк делается хрупким, и его можно толочь в порошок.
Листовой цинк издает при ударе металлический звук, который тем
глуше, чем сильнее нагрет металл.
Цинк кристаллизуется в гексагональной системе. Чем выше
температура жидкого металла и медленнее остывание, тем сильнее выражено
кристаллическое строение.
Цинк полиморфен. Он встречается в трех модификациях: α, β и γ.
Отмечены две температурные точки аллотропического превращения цинка:
при 170 и 320°.
Удельный вес твердого цинка колеблется между 6.9 и 7.2
зависимости от скорости охлаждения расплавленного металла и крупности
образующихся кристаллов. Удельный вес литого цинка равен 7.131 при 25°.
Прокатанный металл имеет удельный вес 7.135. Плотность жидкого
цинка при температуре плавления составляет 6.86.
Температура плавления цинка 419.4°. Сублимация цинка в пустоте
начинается при 184°. Температура кипения цинка 906°. Упругость пара
цинка (Р) в зависимости от температуры следующая:
г, °С 290 350 420 500 610 700 750 906
Р, мм рт. ст. . . 10-» 10~г КГ1 1.0 10 50 100 760
Удельная теплоемкость твердого цинка при 18° равна 0.094 кал.;
жидкого — 0.122 кал.; паров цинка —0.076 кал.
ι Mahul. hid. Chem., 20, № 239, 892. 1933.

Глава II. Физико-химические свойства тяжелых цветных металлов 2Л
Теплосодержание цинка, нагретого до температуры плавления,
составляет 45.2 кал. Скрытая теплота плавления 22.6 кал. Скрытая теплота
испарения 425 кал. Теплосодержание цинка при температуре кипения
159 кал. Теплосодержание паров цинка при 906° равно 584 кал.
Теплопроводность цинка при 18° равна 0.265 кал/см сек. (24.2%
теплопроводности серебра).
Удельное электрическое сопротивление цинка при 0° составляет 5.6
и при 18° — 6.1 μΩ/см3; для жидкого цинка при температуре плавления —
18.16 μΩ/см3 и при 500°—36 μΩ/см3.
Электропроводность цинка равна 27.9% электропроводности серебра.
Твердость цинка по Бринелю 45 кг/мм2. Сопротивление разрыву
литого цинка составляет 12—14 кг/мм2 при удлинении 5%.
Прокатанный цинк имеет сопротивление разрыву 16—18 кг/мма при
удлинении 25%.
Коэффициент линейного расширения цинка 0.04354; объемного —
О.00089.
Усадка цинка при охлаждении с 750 до 416° составляет 1.4% объема.
При охлаждении с 470 до 18е усадка цинка достигает 1.61% объема.
Цинк диамагнитен.
б) Химические свойства цинка. Цинк Zn — химический элемент
II группы периодической системы. Порядковый номер '30. Атомный вес
65.37. Валентность 2.
В сухом воздухе цинк не изменяется. Во влажном воздухе или в воде,
содержащей С02, цинк окисляется с поверхности и покрывается тонкой
пленкой сероватого цвета, состоящей из основного карбоната цинка:
■ZnC03-3Zn(OH)2. Пленка, весьма плотная, защищает нижележащие
•слои металла от дальнейшего разъедания. Этой способностью цинка
объясняется широкое применение его для покрытий и защиты железа от
ржавления.
Цинк растворяется в щелочах, образуя цинкаты. Растворяясь в
кислотах, цинк образует соли. Наличие примесей других металлов ускоряет
растворение.
При 500° цинк горит в воздухе синевато-белым пламенем, образуя
аморфную окись цинка.
Цинковая пыль сгорает на воздухе не плавясь, при этом наряду с
ΖάΟ образуется нитрид цинка ZnsN2.
При 600—700° цинк разлагает воду с образованием окиси цинка.
Парообразный цинк окисляется парами воды.
При совместном действии SOj + СО на пары цинка образуется ZnS.
Пары цинка и (еры образуют ZnS. Сульфид цинка образуется также при
действии сероводорода на металлический цинк.
§ 3. Физические и химические евойетва меди
а) Физические свойства меди. Медь — металл розовато-красного цвета.
Медь отличается вязкостью, хорошо прокатывается в холодном и горячем
состоянии и волочится в тонкую проволоку. Медь по сравнению с другими
металлами обладает большой прочностью, гибкостью и ковкостью.
Медь кристаллизуется в кубической системе и не имеет
аллотропических модификаций.
Медь обладает способностью растворять газы. Растворимость газов
в расплавленной меди приведена в табл. 1.

24
Часть первая. Общие сведения
Таблица 1
Растворимость газов в расплавленной меди
(с«3 газа при 0° и 760 мм рт. ст. в 10 г металла)
Газ
Водород
Азог
Сернистый газ . .
Окись углерода . .
Двуокись углерода
Температура
меди, ·0
1084
1110
1100
1105
1105

Растворимость
0.6
0.287
14.5
2.65
1.88
Удельный вес расплавленной меди равен 8.22; литой —8.5—8.8;
прокатанной — 8.8—8.95. Удельный вес зависит от содержания кислорода
в меди: при 600° уд. вес равен 8.68, при 1000° —8.41.
Температура плавления меди 1083°. Медь кипит при 2310°. Упругость
пара меди (Р) в зависимости от температуры следующая:
t, °С . . . .
Р, мм рт. ст.
1080
ю-*
1200 1340 1520 1740 1920 2030 2310
10-2 ю-! 1.0 10 50 100 760
Начало улетучивания меди заметно при 960—1000°.
Удельная теплоемкость твердой меди при 18° равна 0.104 кал;
жидкой — 0.118 кал.
Теплосодержание расплавленной меди при 1085° составляет 162 кал;
скрытая теплота плавления 41.7 кал; скрытая теплота испарения
858 кал.
Теплопроводность меди при 18° равна 0.93 кал/см сек. (85%
теплопроводности серебра).
Особенностью меди, определяющей ее широкое применение в
электротехнической промышленности, является высокая электропроводность.
Чем чище медь в отношении примесей, тем выше ее электропроводность.
Удельное электрическое сопротивление меди при 0° равно 1.533; при 18° -L-
1.672; при 1100°—20.45; при 1500°—24.24 μΩ/см8. Электропроводность
меди составляет 77.45 % электропроводности серебра.
Твердость меди по Бринелю 50 кг/мм2. Сопротивление разрыву
15—25 кг/мм2 при удлинении 15—25%. Коэффициент линейного
расширения 0.04179; усадка меди при охлаждении с 1250 до 1080* составляет
1.42% объема; с 1180 до 18°—2.225% объема.
Медь диамагнитна.
б) Химические свойства меди. Медь Си — химический элемент I группы
периодической системы. Порядковый номер 29. Атомный вес 63.54.
Валентность 1 и 2.
На воздухе в присутствии влаги медь окисляется, покрываясь
пленкой из основной соли, предохраняющей металл от дальнейшего
окисления. Медь растворяется на холоду в азотной кислоте и царской водке-
и в крепкой серной кислоте при нагревании. В присутствии воздуха медь
растворяется также в соляной· и разбавленной серной кислотах и
аммиаке. Холодная разбавленная соляная кислота действует на медь сильнее,
чем серная или азотная кислота. При нагревании в присутствии
кислорода воздуха медь окисляется, образуя закись меди Си20 — устойчивое·
соединение при высоких температурах, и СиО, диссоциирующее на CugO
и кислород. С серой медь образует сульфиды: CujS и CuS.

Глава II. Физико-химические свойства тяжелых цветных металлов 25
§ 4. Физические и химические свойства никеля
а) Физические свойства никеля. Никель — металл серебристо-белого
цвета со слегка заметным коричневым оттенком. Металлический никель
обладает сильным блеском, не тускнеющим на воздухе. Никель отличается
твердостью, ковкостью, гибкостью и тягучестью. Он способен
прокатываться в тонкие листы и вытягиваться в проволоку диаметром менее 0.5 мм.
Никель хорошо полируется.
Никель бывает в двух кристаллических формах: α-никель с
гексагональной и β -никель с кубической решеткой.
Никель способен абсорбировать газы в количестве 4.15 объема
водорода и 1.15 объема угольного ангидрида на 1 объем металла.
Никель обладает магнитными свойствами. При нагревании выше
357.6° (точка Кюри) никель теряет магнитные свойства.
Удельный вес литого никеля 8.7; прокатанного —8.85.
Температура плавления никеля 1452°, температура кипения 2340°.
Упругость пара никеля (Р) в зависимости от температуры
следующая;
ί, °С 1100 1220 1370 1550 1380 1970 2070 2340
Р, мм рт. ст. . . ΙΟ-» 10~» 10_г 1.0 10 50 100 760
Удельная теплоемкость никеля: твердого при 18е — 0.109 кал;
жидкого — 0.167 кал.
Скрытая теплота плавления никеля 55.1 кал.
Теплосодержание расплавленного никеля 73 кал.
Теплопроводность никеля 0.142 кал/см сек. при 18° (13%
теплопроводности серебра).
Удельное электрическое сопротивление никеля при 18° равно 6.9
и при 1500° —108.8 pQ/cMs. Электропроводность никеля составляет 12.9%
электропроводности серебра.
Твердость никеля по Бринелю 90 кг/ммг. Предельное сопротивление
разрыву 45—50 кт/ммг, при удлинении 25—45%. Линейный коэффициент
(Термического расширения 0.0Д32. Усадка никеля при охлаждении с
1550 до 18° составляет 1.986% объема.
б) Химические свойства никеля. Никель Ni —химический элемент
;ѴТП группы периодической системы. Принадлежит к триаде железных
металлов: Fe, Go, Ni. Порядковый номер 28. Атомный вес 58.69.
Валентность 2 и 3.
При обыкновенной температуре на воздухе никель устойчив к
атмосферным воздействиям, сохраняя блестящую полированную
поверхность.
Никель легко растворяется в разбавленной азотной кислоте.
Концентрированная азотная кислота делает никель пассивным. Соляная и
разбавленная серная кислоты слабо действуют на никель.
Никель устойчив при действии морской и речной воды, растворов
и расплавленных солей щелочных металлов, ряда органических и
неорганических веществ.
При нагревании до 500° в присутствии паров воды никель не
окисляется.
При накаливании в присутствии кислорода воздуха выше 500° никель.
©кисляется с поверхности на небольшую глубину. В нагретом состоянии
никель легко соединяется с галоидами, серой, фосфором, мышьяком,
образуя соответствующие соединения*

26
Часть первая. Общие сведения
Глава III
ПРИМЕНЕНИЕ ТЯЖЕЛЫХ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
Цветные металлы и их производные находят широкое и разнообразное
применение в виде металлов, сплавов и химикатов в различных отраслях
промышленности, сельского хозяйства, строительства и в домашнем быту.
§ 1. Применение свинца
Первое место по потреблению свинца занимает производство
аккумуляторов. Развитие авто- и авиастроения, электрификация железных
дорог и внутризаводского транспорта, телеграф и радио увеличивают
масштабы применения аккумуляторных батарей.
Второе место по потреблению свинца занимает кабельное
производство. Для придания свинцу, идущему на покрытие кабеля, большей
прочности и для увеличения сопротивления коррозии к нему прибавляют
до 3% Sn или 0.5—1% Sb (иногда вместо олова вводят 0.03—0.04% Са).
Свинец в виде сплава с другими металлами имеет широкое применение
в машиностроении.
В табл. 2 приведены наиболее употребительные сплавы на
свинцовой основе. Из них большое промышленное значение имеют баббиты,
или подшипниковые сплавы, содержащие свинец, сурьму и олово. В
щелочноземельных баббитах олово заменяется кальцием и барием.
Таблица 2
Состав сплавов на
Наименование
Подшипники для легкой
службы
Твердый подшипниковый
Припой
Типографский металл . . .
Свинцовая фольга
Свинцовая дробь
Сурьмянистый свинец. . .
РЬ
( 81.75
73.0
"j 72.7
t 66.25
90—80
98.7
50
72—93
91.7
99.8
100—75
свинцовой основе (°/о)
Sb
10
11.5
16
10—17
4—18
0—25
Sn
17
15
11
16
10—0
50
3—10
1.9
Си
1.25
1.75
1.75
0—1
1
Ві
—
Mg
1.3
As
1.5
0.2
Fe
0.9
Al
Cd
1.55
5.5
Свинцовые припои представляют сплавы из свинца и олова.
Температура плавления припоев зависит от соотношения компонентов сплава.
Свинец входит также в состав легкоплавких многокомпонентных
сплавов (РЬ, Sn, Cd, Bi, Hg и др.) с температурой плавления ниже точки
кипения воды. Эти сплавы применяются для изготовления автоматической·
противопожарной системы в особо опасных в пожарном отношении
производственных или складских помещениях.

Глава III. Применение тяжелых цветных металлов
Типографский металл содержит от 72 до 93% РЬ: от 3 до 10% Sn и от
4 до 18% Sb.
Свинцовая фольга (одинарная или свинцово-оловянная) применяется
для защиты предметов от света и влаги. Толщина свинцовой фольги
колеблется от 0.025 до 0.0125 мм.
В химической промышленности свинец находит применение в виде
листов и труб. Камеры и башни для производства серной кислоты
выкладываются листовым свинцом. Трубопроводы из свинца применяются для
передачи корродирующих жидкостей. Благодаря своей ковкости и
гибкости свинцовые листы применяются для покрытия железных, медных
и других деталей, подверженных коррозии.
Рольным свинцом выкладываются ванны для электролиза меди, цинка
и других металлов. Рольный свинец используется в строительстве для
крыш, водопроводных труб и всевозможных деталей.
Соединения свинца применяются в красочной, керамической,
стекольной, резиновой, нефтеочистительной и других отраслях промышленности.
В табл. 3 приведены сравнительные данные потребления свинца в
отдельных отраслях промышленности США.
Таблица 3
Потребление свинца в США (%)
Отрасли производства
1929 г.
1939 г.
Аккумуляторные батареи
Покрытие кабелей . . .
Свинцовые белила . . .
Строительство
Военная промышленность
Припои
Фольга
Подшипниковые сплавы.
Зачеканка труб
Сурик и свинцовый глет
Типографские сплавы. .
Литье
Прочие
Итого .
22. 3
21.9
12.5
10.2
4.3
4.0
Я.8
3.4
3.4
3.2
1.9
1.У
7.2
29.8
11.2
11.2
7.5
6.4
3.2
3.3
1.9
2.4
8.6
ИЛ
1.1
11.3
100.0
100.0
§ 2. Применение цинка
Около половины всего количества мирового производства цинка
расходуется на покрытие железных изделий в целях предохранения их от
коррозии.
На втором месте по потреблению цинка стоит производство сплавов.
Цинк сплавляется со многими металлами (Си, Ag, Аи, А1, Bi, Ni,
Hg и др.). С медью цинк дает латуни. С алюминием и медью цинк
образует алюминиевую бронзу; в сплаве с медью и никелем —■ нейзильбер
и мельхиор. Цинк входит в состав сплавов для подшипников и машинных
частей. С ртутью цинк образует твердую, но хрупкую амальгаму.
Способностью цинка сплавляться с серебром и золотом пользуются в
металлургии свинца для извлечения последних из веркблея. Состав наиболее
важных сплавов цинка см. в табл. 4.

28
Часть первая. Общие сведения
Τ аблица 4
Состав сплавов
Наименование
Батарейные плиты
Литейный сплав
Цинковый припой . . . '
Цинковые баббиты
на цинковой
Ζη
63
85
45—57
60
69
Sn
21
8
23
основе (%)
РЬ
12
Си
4
4
34—45
40
5
А1
3
Sb
3
Ni
8—10
В цинковых сплавах, применяемых для литья под давлением,
содержание примесей свинца, кадмия или железа не должно превышать 0.01 %.
Листовой цинк используется в производстве аккумуляторов, для
консервных банок, как кровельный материал в строительном деле, в
цинкографии, для обшивки судовых корпусов, котлов и конденсаторов в це*
лях защиты их от коррозии, в орнаментике и т. д. При прокатке цинка
возможно получить листы толщиной до 0.05 мм. Цинк, идущий в прокатку,
должен быть чистым в отношении примесей. Содержание мышьяка
недолжно быть выше 0.01%, сурьмы 0.01—0.02%, меди 0.02—0.03%.
Присутствие железа повышает твердость и хрупкость цинка. При прокатка
цинка, содержащего 0.1% железа, образуются рванины по кромке листа.
Наличие свинца в количестве около 1% не оказывает вредного влияния
на прокатку. Содержание алюминия до 2% не препятствует прокатке
цинка. Из примесей, оказывающих влияние на прокатку, наиболее
вредной является олово.
Цинковая пыль применяется в качестве осадителя золота и серебра
из цианистых растворов, для покрытий, в химической
промышленности и др.
Окись и сульфид цинка применяются в красочной промышленности»
Цинковые белила ZnO обладают белым цветом и отличной кроющей
способностью. Сульфид цинка входит составной частью .в литопон: ZnS +
+BaS04. Окись цинка повышает прочность и понижает изнашиваемость,
резины (твердые шины содержат до 60% ZnO). Она входит в состав
глазури и стекла, а также находит применение в производстве линолеума.
Таблица 5
Потребление цинка в США (%)
Отрасли производства
В том числе: труб
фасонных изделий . . .
Производство латуни и других сплавов . .
Производство листового цинка . '.
Прочив виды потребления
Итого
1929 г.
45.7
22.6
8.2
7.8
7.1
29.2
10.8
5.7
8.6.
100.0
1939 г.
43.9
23.5
6.9
6.0
7.5
28.0
9.9
13.4
4.8
100.0

Глава III. Применение тяжелых цветных металлов
29
клеенки, искусственного шелка, целлулоида, шлифовальных материалов,
чернил, свечей и т. д.
Хлористый цинк применяется для пропитки шпал и древесины, в
производстве тяжелых тканей и др.
Сульфат цинка применяется в производстве клея и спичек и в
качестве протравы для тканей, для флотации руд и т. д.
Некоторые цинковые соединения используются в медицине.
В табл. 5 приведены сравнительные данные потребления цинка в
отдельных отраслях промышленности США.
§ 3. Применение меди
Хорошая электропроводность наряду с высокими механическими
■свойствами обусловливает широкое применение металлической меди
в электротехнической промышленности.
Около четверти мировой добычи меди используется на производство
электротехнического оборудования. Значительное количество меди
расходуется на изготовление проволоки. Кабельное производство, телефон,
телеграф и подвесные провода для передачи силовой и осветительной
электроэнергии потребляют более 30% всего количества производимой
меди.
Красная медь применяется в паровых машинах для топочных коробок;
в судостроении; для изготовления чанов, котлов, перегонных аппаратов
я других приборов.
Значительное количество меди расходуется в сплавах с другими
металлами. Широкое распространение получили сплавы на медной основе:
■бронзы (сплавы меди с оловом) и латуни (сплавы меди с цинком). В
бронзах содержится от 5 до 20% олова. В красной латуни содержится до 20%,
в желтой — от 20 до 30% Zn.
В табл. 6 приведены составы латунных сплавов.
Таблица 6
Состав сплавов ва медной основе (%)
Наименование
норма
Си
допуск
Добавки
РЬ
Sn
Прочие

примеси
Zn
Томпак . . . .
Полутомпак. .
Латунь ....
» ....
» ....
Латунь морская
» »
Мунц-металл .
ίΟ
80
68
62
59
70
62
59
±1
±1
+2,-1
±1-5
+ 1,-2
±1
±1
+1,-2
—
—
—
—
—
—
0.8
—
—
—
—
1-1.5
1-1.5
7.9
0.20
0.25
0.25
0.40
Ο.ίΟ
0.2
0.4
1.0

Остальное
Сплавы на медной основе тверже и прочнее металлической меди и
обладают лучшими механическими качествами. Бронзы находят
применение в машиностроении, для изготовления подшипников, шестерен,
различной арматуры. Латунь применяется для изготовления трубок,
листов, патронных гильз и др. Значительное количество меди и сплавов
на медной оенове расходуется на предметы вооружения (пояски для
снарядов, патроны, тугоплавкие оболочки пуль и т. д.).
Порошковая медь идет на изготовление щеток и других деталей в
электротехнической промышленности.

30
Часть первая. Общие сведения
Широкое применение имеют различные соединения меди: медный
купорос, окись и азотнокислая медь и др.
В табл. 7 приведены сравнительные данные потребления меди в
отдельных отраслях промышленности США.
Таблица 1
Потребление меди в США (%)
Отрасли производства
Электротехническое оборудование
Телефон и телеграф
Линии электропередачи . . , . .
Различные провода и проволока .
Автомобили
Строительство
Рефрижераторы и автоматы . . .
Изделия на экспорт
Прочие виды потребления . . . .
Итого
1929 г.
22.5
14.4
10. ί 5
9.£4
11.<2
5.09
1.43
(.46
17.31
100.0
1939 г.
23.10
4.87
8.36
11.86
10.61
11.11
1.25
6.48
22.36
100.0
§ 4. Применение никеля
Основная часть мирового производства никеля расходуется в
качестве легирующей добавки для изготовления броневой и специальной
стали. Крупным потребителем металлического никеля является также
производство различных специальных сплавов для
электропромышленности, машиностроения и химического аппаратостроения.
Присадка никеля к стали делает последнюю вязкой, повышает
предел упругости и ударное сопротивление на изгиб.
Из никелевой стали готовят ответственные детали машин и
артиллерийских конструкций. Хромоникелевые стали с содержанием более 25%
Ni хорошо противостоят действию горячих газов.
Сплавы Ni — Fe — Сг и Ni — Fe — Mo обладают высокой
коррозионной стойкостью. Никелистый чугун применяется как щелочеупорный
материал для химической аппаратуры.
На легирование сталей, чугунов и специальные сплавы расходуются
75—80% мирового производства металлического никеля.
Из специальных сплавов на никелевой основе наибольшее значение
имеют сплавы с медью, железом, хромом, алюминием. Содержание никеля
в этих сплавах варьирует от 15 до 85%.
Сплавы никеля с медью обладают высокой стойкостью по отношению·
к щелочам и серной кислоте при нагревании до 800°. Наибольшее
распространение получил сплав никеля с медью, называемый монель-металл.
Сплавы с 30—45% никеля используются в производстве реостатной
проволоки и электрических сопротивлений (никелин, константан). Из сплава,
содержащего 75% Си и 25% Ni, изготовляется разменная монета. Сплавы
Ni — Си — Zn при содержании около 50% меди носят название
нейзильбера. Эти сплавы стойки по отношению к ряду органических кислот.
Сплавы Ni —Си —Μη с 2—12% Ni (манганин) употребляются для
стандартных электрических сопротивлений. Сплавы Ni —Си —Сг (W)
являются ценными кислотоупорными материалами. Сплавы Ni — Сг стойки

Глава. III. Применение тяжелых цветных металлов
ЗГ
по отношению к влажному воздуху, щелочам, разбавленным кислотам.
Нихром, содержащий 80—85% Ni и 20—15% Сг, обладает высоким
электрическим сопротивлением и устойчив против окисления при высоких
температурах.
В табл. 8 приведены составы некоторых сплавов на никелевой основе.
Таблица 8
Состав сплавов на никелевой основе (%)
Наименование
Ni
94
80
68
68
75
Μη
2.5
—
1
—
2
ΑΙ
2.0
—
—
—
—
Si
1
—
—
1.1
—
Fe
0.5
—
1
2.9
12
Cr
20
21
—
11
Cu
—
6.5
28
w
2.5
—
Алюмель . . .
Хромель . . .
Иллиум . . .
Монель-металл
Нихром . . .
Часть металлического никеля расходуется для защитного покрытия
стальных, железных и медных изделий.
Из химически чистого никеля изготовляются ламповые электроды
для радиотехнической аппаратуры. Порошковый никель употребляется
в качестве катализатора при реакциях гидрирования в производстве
органических веществ. Из ковкого никеля изготовляются лабораторные
приборы и посуда.
Никель, подвергающийся механической обработке, должен быть
чистым в отношении примесей. Доли процента свинца или серы делают
никель красноломким. Примеси кремния и углерода увеличивают
твердость и уменьшают ковкость никеля. При содержании 3—5% Si ковкость
никеля вовсе исчезает. Кислород, который может находиться в металле
в виде NiO, на ковкость никеля влияет мало.
Из солей никеля в промышленности находит применение никелевый
купорос. Электролит для ванн при никелировании состоит из водного
раствора сернокислого никеля. Для этой же цели применяется двойная
сульфат-аммониевая соль никеля Ni (NH4)2-(S04)2-6H20. Формиат никеля
Τ аблица 9
Потребление никеля в США (%)
Отрасли производства
Монель-металл, никелевые покрытия ....
1939 г.
60
3
1
10
2
3
10
8
1
2
100.0

32
Часть первая. Общие сведения
Ni (СН02)2-2Н20 употребляется для гидрогенизации жиров. Гидрат закиси
никеля Ni (QH)2 идет на изготовление щелочных аккумуляторов.
Азотнокислый никель Ni (N03)a применяется в качестве коричневой краски
в керамике.
В табл. 9 приведены сравнительные данные потребления никеля в
отдельных отраслях промышленности.
Глава IV
ПРОМЫШЛЕННЫЕ МИНЕРАЛЫ Η РУДЫ ТЯЖЕЛЫХ ЦВЕТНЫХ
МЕТАЛЛОВ
§ 1. Свинцовые минералы и руды
а) Свинцовые минералы. Преобладающим свинцовым минералом в
природе является галенит, или свинцовый блеск PbS. Свинцовый блеск —
первичный минерал. Другие свинцовые минералы—церуссит РЬС03
и англезит PbS04 —являются производными от свинцового блеска,
полученными в результате процессов выветривания. В табл. 10
приведены основные характеристики минералов, содержащих свинец.
Из свинцовых минералов промышленное значение имеют галенит,
церуссит и англезит. Остальные минералы почти не встречаются в виде
рудных скоплений.
б) Свинцовые руды. Свинцовые руды редко встречаются в
монометаллическом виде. Обычно свинец ассоциирован соединениями других
металлов: цинка, меди, серебра, кадмия, мышьяка, образуя
полиметаллические руды. В зависимости от преобладания тех или иных минералов, руды
делятся на свинцово-цинковые, свинцово-медные и т. д. Наибольшее
распространение имеют с в и н ц о в о-ц и н к о в ы ѳ руды.
В месторождениях свинцово-цинковых руд верхние горизонты более
богаты свинцовыми минералами, чем нижние.
В зависимости от состава минералов свинцовые руды делятся на
сульфидные и окисленные. Превалирующим свинцовым
минералом в сульфидной руде является галенит, в окисленной руде
церуссит, а также англезит.
1) Сульфидные свинцовые руды. Наибольшее
распространение в природе имеют сульфидные свинцовые руды, в которых
свинец находится в виде свинцового блеска (галенита) PbS.
Спутниками свинцового блеска являются цинковая обманка ZaS,
халькопирит CuFeS2, халькозин Cu2S, ковеллин CuS, пирит FeS2,
пирротин Fe„Sn+J, арсенопирит FeAsS и др.
Цинк является непременным спутником свинца в рудах. Весьма часто
цинковая обманка и свинцовый блеск настолько взаимно прорастают,
что разделение их флотацией представляет большие трудности.
Другим частым спутником свинцового блеска является серебро.
Многие свинцовые месторождения, ныне эксплоатируемые, в прежние
времена разрабатывались как серебряные. В сульфидных рудах серебро
находится преимущественно, в виде аргентита Ag2S. Серебро может
присутствовать также в виде сложных минералов с сурьмой, мышьяком
и другими металлами. Аргентит образует часто изоморфную смесь с свин-
цоіым блеском. Верхние горизонты месторождений содержат серебра
больше, чем нижние. В свинцовых рудах нередко содержится также зо-'
лото.

Глава IV. Промышленные минералы и руды
33
Кроме свинцового блеска в сульфидных рудах встречаются также
другие сложные минералы, содержащие свинец.
Так как сложные минералы заключают в себе сурьму, мышьяк, висмут
и другие металлы, то чем больше их содержится в руде, тем больше
металлических примесей концентрируется в выплавляемом свинце.
Иногда в рудах содержание некоторых примесей настолько мало,
что их бывает трудно обнаружить аналитическим путем; в процессе
обогащения и плавки эти примеси, постепенно концентрируясь, доходят
до заметных количеств. Примерами таких примесей являются висмут,
теллур и др.
2) Окисленные свинцовые руды. В окисленных
свинцовых рудах, имеющих промышленное значение, свинец находится в виде
минералов церуссита РЬС03 и англезита PbS04. Оба минерала
образуются при выветривании свинцового блеска и потому встречаются
преимущественно в верхних, окисленных, зонах месторождений.
Окисленные свинцовые руды ассоциированы карбонатными
соединениями цинка, меди, железа, кадмия. В них содержится серебро большей
частью в виде хлористого соединения. Церусситовые руды представляют
землистую, часто рыхлую массу, загрязненную охрой и продуктами
разрушения глиноземистых пород. Помимо церуссита и англезита в
окисленных свинцовых рудах встречаются следующие свинцовые минералы:
вульфенит, крокоит, пироморфит, стольцит, ванадинит и др.
Наряду с минералами вторичного происхождения в окисленных
рудах могут находиться также и первичные минералы.
Чисто церусситовые месторождения свинцовых руд встречаются
редко.
§ 2. Цинковые минералы и руды
а) Цинковые минералы. Наиболее распространенным в природе
цинковым минералом является сфалерит, или цинковая обманка ZnS.
Цинковая обманка — первичный минерал. Окисленные цинковые
минералы — смитсонит ZnC03, каламин 2ZnO-Si02-H20, цинкит ΖηΟ —
являются производными от цинковой обманки.
В табл. 11 приведены основные характеристики промышленных
цинковых минералов.
Из приведенных цинковых минералов наибольшее промышленное
значение имеют сфалерит, а также смитсонит и каламин.
б) Цинковые руды. Чисто цинковые месторождения встречаются редко.
Цинк обычно входит в состав полиметаллических свинцово-цинковых,
медно-цинковых или медно-свинцово-цинковых руд.
В зависимости от состава соответствующих минералов цинковые
руды делятся на сульфидные и окисленные.
Сульфидные цинковые руды содержат преимущественно сфалерит,
окисленные — смитсонит.
1) Сульфидные цинковые руды. Наибольшее
распространение имеют сульфидные цинковые руды, в которых цинк находится
в виде сфалерита ZnS. Последний почти всегда ассоциирован с галенитом
и весьма часто халькопиритом и ковеллином. В зависимости от
относительного содержания свинца или меди полиметаллические руды делятся на
свинцово-цинковые и медно-цинковые. В месторождениях, содержащих
три металла, зона максимального обогащения цинком находится между
нижней зоной, обогащенной медью, и верхней — с повышенным
содержанием свинца.

34
Часть первая. Общие сведения
Минералы, содер
Наименование

Кристаллическая
система
Химическая формула
Теоретическое
РЬ РЬО
РЬСI,
Галенит (свинцовый блеск)
Буланжерит
Бурнонит
Джемсонит
Церуссит (белая свинцовая
РУД»)
Англезит
Фосгенит (роговая
свинцовая руда)
•Пироморфит (зеленая
свинцовая руда, пестрая,
бурая руда)
Миметизит
Крокоит (красная
свинцовая руда)
Вульфенит (желтая
свинцовая руда)
Ванадинит
Стольцит
Кубич.
Ромбич.
Кубич.
Гексагон.
Моноклин.
Кубич.
Гексагон.
Кубич.
PbS
3PbS · Sb2Ss
2PbS · Cu2S · Sb2S3
2PbS ■ Sb2S3
PbC03
PbS04
PbCl2 · PbC03
3Pbs(P04)2 · PbCl2
ЗРЬ^АвО^ · PbCl2
PbCr04
PbMo04
3Pb3(V<_>«)2 . PbCl2
PbWCX
86.60
58.80
42.40
50.65
77.55
68.30
76.00
76.37
69.61
64.10
56.38
73.15
45.50
83.53
73.60
40.90
74.06
67.50
69.00
60.80
70.98
49.00
51.00
10.25
9.34
9.73

Глава IV. Промышленные минералы и руды
35
жащие евняец
Таблица 10
содержание, %
РЬЗ
67.90
48.96
58.49
—
—
—
—
—
—
—
—
—
8
18.20
19. С8
19.60
—
10.57
—
—
—
—
—
—
—
so8
—
—
—
—
26.40
—
—
—
—
—
—
—
0,
—
—
—
17.96
21.13
8.80
14.15
12.90
19.80
17.47
13.56
14.10
ω,
—
—
—
—
—
13.00
2.62
2.38
.
—
2.50
—
со,
—
—
—
16.47
—
8.07
—
—
—
—
—
Си
—
13.02
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
Sb
23.00
24.90
29.75
—
—
—
—
As
15.11
Cr
16.10
Mo
26.15
V
10.79
W
40.40
—
—
—
—
—
—
PA
15.69
As3Ot
23.16
CrO,
31.00
MoOs
39.20
vaos
19.29
WO,
51.0
Цвет
Темяосерый
с
металлическим
блеском
—
—
—
Белый,
серый
Белый
—

Коричневый,
зеленый,
желтый
Желтый,
зеленый
—
Желтый,
белый,
серый
—
—
Уд. вес
7.4—7.6
—
—
—
4.66—6.57
6.2—6.35
—
6.9—7.0
7.2
—
6.7—7.0
—
—

Твердость по
шкале
Миоса
2.5
—
—
—
3.0—3.5
3.0
—
3,5-4.0
3,5—4.0
—
3.0
—
—

36
Часть'первая. Общие сведения
Таблица 11
Минералы, содержащие цинк
Наименование
Сфалерит (цинковая
Смитсонит(благород
ный галмей) . . .
Каламин (галмей) . .
Цинкит (красная
Виллемит
Гидроцинкит ....
Франклинит ....

Кристаллическая
система
Кубич.
Гексагон.
Ромбич.
Гексагон.
»
—
Кубич.
Химическая формула
ZnS
ZnCOs
2ZnO-Si08-H20
ZnO
2ZnO · Si02
5ZnO · 2C04 · 3H20
(Mn,Fe,Zn)0-Fe2Os

Содержание
Zn, %
67
52
54
80
58
eo

Перемен.
Уд. вес
3.5—4.2
4—4.5
3.4—3.5
5.4
3.9—4.2
3.5—3.8
5—5.2
Твердость
по шкале
Мооса
3—4
5
4—5
4—4.5
5.5
2—2.5
5.5—6.5
Цинковые сульфидные руды часто включают в себе сульфидные
минералы, содержащие серебро, мышьяк и кадмий. Железо в сульфидных
цинковых рудах встречается в виде пирита, реже —пирротина. Железо
может также входить в состав минералов типа марматита,
представляющего изоморфную смесь сульфидов цинка и железа.
2) Окисленные цинковые руды. В окисленных рудах
цинк находится преимущественно в виде минералов смитсонита
и каламина. Оба минерала являются продуктами разложения
сфалерита.
Окисленные цинковые руды располагаются в верхних зонах
месторождений, в железных шляпах; они всегда ассоциированы окисленными
минералами, содержащими свинец, железо, медь, кадмий. В окисленных
цинковых рудах кадмия содержится больше, чем в сульфидных.
§ 3. Медные минералы и руды
а) Медные минералы. Из медных минералов наиболее
распространенным в природе является халькопирит, или медный колчедан GuFeS2.
Халькопирит является первичным минералом; медные сульфидные
минералы: халькозин Cu2S и ковеллин GuS —вторичные. Из
окисленных медных минералов промышленное значение имеют малахит и
азурит.
В табл. 12 приведены основные характеристики главнейших
минералов, содержащих медь.
б) Медные руды. Месторождения медных руд делятся на медно-кол-
чеданныѳ, медно-лорфировыѳ и песчаники. К первому типу относится
большая часть медно-колчеданных руд Урала, ко второму — руды
Казахстана.
В зависимости от преобладания сульфидных или окисленных
минералов различают руды сульфидные· и окисленные.
Медные руды редко встречаются в монометаллическом виде. По
вещественному составу и содержанию других металлов медные руды можно
рассматривать как чисто медные (относительно), медно-цинковые, медно-
свинцово-цинковые, медно-никелевые. Почти все медные руды содержат
благородные металлы.

Глава IV. Промышленные минералы и руды
37
Та блица 11!
Минералы, содержащие медь
Наименование

Кристаллическая
система
Химическая
формула

Содержание
Си,%
92—
99.7
34.5
66.4
79.7
63.3
88.8
79.8
57.4
59.6
36.0
56.0
Уд. вес
8.5—8.9
4.І—4.3
4—6
5.5—5.8
4.9—5І1
5.7—6.0
6.2
3.7—4.4
3.7—3.8
2.0—2.3
3.8—3.9
Твердость
по шкале
Мооса
Самородная медь . . .
Медный колчедан
(халькопирит)
Ковеллин
Медный блеск (халько-
8ИН)
Пестрая медная руда
(борнит)
Красная медная руда
(куприт)
Тенорит
Малахит
Азурит
Хризоколла
Брошантит
Кубич.
Моноклия.
Ромбич.
Кубич.
»
»
Моноклия,
»
Гексагон.
Ромбич.
Си
CuFeS2
CuS
Cu2S
CuS · 2CuaS · FeS
СигО
CuO
CuC03 · Cu(OH),
2CuCOs · Cu(OH),
CuSi03 - 2HsO
4CuO · SOj · 3HsO
2.5-3.0
3.5—4.0
1.5—2.0
2.5—3.0
3.0
3.5—4 .0
3.0
3.5—4.0
3.5—4.0
2.0—3.0
3.5—4.0
1) Сульфидные медные руды. Медно-колчеданные руды
представляют большее разнообразие по содержанию металлов, чем медно-
порфировые или медистые песчаники. В медно-колчеданных рудах
содержатся часто цинк, свинец, мышьяк, селен, теллур, кадмий, золото, серебро.
В медно-никелевых рудах содержатся кобальт, платиновые металлы.
В медно-колчеданных рудах медь представлена главным образом
халькопиритом.
Медно-порфировыѳ руды представляют пластообразныѳ массы
рассеянных сульфидов меди, обогащенные халькозином.
2) Окисленные медные руды. Месторождения медно-
порфировых руд и медистые песчаники почти всегда имеют окисленную
зону, в которой наблюдается большое разнообразие окисленных медных
минералов.
В рудах присутствуют малахит, азурит, медная зелень и синь,
хризоколла, куприт, тенорит, брошантит. В промежуточных зонах вместе
с купритом иногда встречается самородная медь.
Медно-колчеданные месторождения редко имеют окисленную зону
медных минералов.
§ 4. Никелевые минералы и руды
а) Никелевые минералы. В металлическом виде в природе никель
встречается лишь в метеоритном железе, представляющем сплав с
содержанием до 30% никеля.
В геологических образованиях никель встречается в виде сернистых,
кислородных, мышьяковистых, силикатных и других соединений.
Из сульфидных никелевых минералов наибольшее значение имеет
пентландит —железисто-никелевый колчедан (Fe, Ni)S3, из
окисленных минералов — гарниерит (Ni, Mg)0-Si02-mH20.
Никелевые минералы часто ассоциированы кобальтом, медью,
мышьяком.

38
Часть первая. Общие сведения
В табл. 13 приведены основные характеристики минералов,
содержащих никель.
Таблица 13
Минералы, содержащие никель
Наименование

Кристаллическая
система
Химическая формула
Соцер
жание
Ni, %
Уд. вес
Твердость
по шкале
Мооса
Пентландит
(железо-никелевый
колчедан)
Миллер ит
(волосистый колчедан)
Никелин (красный
никелевый
колчедан)
Герсдорфит (мышья-
ково-никелевый
•блеск)
Бунзенит
Моренозит
(никелевый купорос).
Тексазит
(никелевый изумруд) . .
Форбезит
Гарниерит ....
Кубич.
Гексагон.
Кубич.
Ромбич.
(Fe,Ni)S*
NiS
Ni, As
Ni, As, S
NiO
NiSOt · 7HsO
NiC(V2Ni(OH),-4HaO
HsiNiCOi-ASjOa-SHjO
(Ni,Mg)0-SiOs-mH,0
22.0
64.5
43.9
S5.4
78.4
15.6
46.7
15.4
18.8-
29.8
4.6—5.0
5.2—5.3
7.5—7.6
5.6—6.7
6.5
2.0
2.5
3.1
2.3—2.8
3.5—4.0
3.5
5.5
5.5
5.5
2.0
3.0
2.5
2—3
б) Никелевые руды. Месторождения никелевых руд делятся на
сульфидные и окисленные. Сульфидные руды помимо никеля всегда содержат
медь и являются медно-никелевыми. Окисленные руды меди не содержат.
Во всех никелевых рудах имеется кобальт. Сульфидные медно-никелевые
руды содержат платину и ее спутников. В окисленных никелевых рудах
платины не имеется.
1) Сульфидные никелевые руды. Преобладающее
количество мирового производства никеля выплавляется из сульфидных
медно-никелевых руд.
Основными рудными минералами первичных, жильных и
вкрапленных медно-никелевых сульфидных руд являются пентландит,
халькопирит и пирротин. Вторичные сульфиды имеют подчиненное значение.
Халькопирит часто тесно связан с пирротином, представленным в виде
тончайшего рассеяния в кристаллах халькопирита.
Из нерудных минералов носителями никеля являются оливин и
серпентин.
По соотношениям между никелем и медью различают два типа руд.
В одних рудах содержание никеля почти постоянно; количество меди
варьирует в широких пределах. В других рудах отношение между
никелем и медью остается постоянным при значительных колебаниях в
содержании металлов.
2) Окисленные никелевые руды. В окисленных рудах
никелевые минералы представлены преимущественно комплексными
водными силикатами.

Глава V. Рудная база промышленности тяжелых цветных металлов 39
Наиболее часто в никелевых окисленных рудах содержатся магне-
зиально-никелевыѳ силикаты типа гарниерита. Окисленные никелевые
руды представляют глинообразную массу, являющуюся продуктом
выветривания змеевиков, сланцев и известняков.
Г л а в и Υ
РУДНАЯ БАЗА ПРОМЫШЛЕННОСТИ ТЯЖЕЛЫХ ЦВЕТНЫХ
МЕТАЛЛОВ
§ 1. Запасы и расположение месторождений полиметаллических
свинцово-цияковых руд
По содержанию элементов в земной коре цинк занимает 12-е, а
свинец 13-е место. По данным В. И. Вернадского, содержание цинка в
земной коре составляет 0.04%, свинца 0.02%. В среднем отношение цинка
к свинцу в земной коре равно 2.
а) Рудная база евинцовой и цинковой промышленности СССР. На
обширной территории Советского Союза выявлено, разведано и изучено
большое количество полиметаллических месторождений. В настоящее
время по запасам свинца и цинка СССР занимает одно из первых мест
в мире.
Распределение разведанных полиметаллических месторождений
представляется в следующем виде:
в пределах Казахской ССР находятся 75—80% запасов свинца и 74%
цинка;
в пределах Узбекской, Киргизской и Таджикской ССР 9—10%
запасов свинца и 4% цинка;
в пределах Северного Кавказа 6 — 7°/0 запасов свинца и 7%
цинка;
в пределах Приморского края 6—7% запасов свинца и 9% цинка.
По вещественному составу свинцово-цинковые полиметаллические
месторождения можно разбить на следующие группы:
1) месторождения, бедные рассеянными элементами, в которых из
драгоценных металлов промышленную концентрацию имеет
серебро; из сопутствующих металлов промышленную ценность имеет кадмий
(Ачисай);
2) месторождения, в которых отмечается повышенная концентрация
олова. Из рассеянных элементов обнаружены индий, торий, молибден,
а из драгоценных металлов — серебро. Руды часто содержат медь
(Приморский край);
3) месторождения, в которых присутствуют медь, кадмий, селен,
теллур. Из драгоценных металлов в рудах имеются золото и серебро
(Николаевское, Белоусовскоѳ на Алтае, Ю.-Дарбазинское и др.);
4) месторождения, в которых присутствуют кадмий, сурьма, висмут,
медь, серебро, золото (Сокольное, Зыряновское, Риддерское, Садонское).
По своему происхождению все полиметаллические месторождения
относятся к гидротермальному типу образования.
По географическому положению полиметаллические месторождения
СССР можно разбить на восемь районов:
1) район Сихотэ-Алинь (Приморье, Дальний Восток) с крупным Тѳ-
хюхинским месторождением;

40
Часть первая. Общие сведения
2) Нерчинский район (Восточное Забайкалье) с крупным Кадаин
ским месторождением;
3) Салаирский район (Западная Сибирь) с месторождением того же
названия;
4) Алтай (Казахстан) с крупным Сокольным и Зыряновским
месторождениями;
5) Джунгарский Ала-Тау с месторождением Текели;
6) район гор Кара-Тау (Южный Казахстан) с крупным Миргалим-
сайским месторождением;
7) район гор Кара-мазар (Узбекистан) с рядом полиметаллических
месторождений;
8) Северный Кавказ с Садонским и Буронским месторождениями.
Кроме того, отдельные месторождения полиметаллических руд
встречаются в Якутии, Закавказье, на о. Вайгаче и др.
1) Месторождения Дальнего Во с*т ока.
Дальневосточные месторождения полиметаллических руд расположены на берегу
Японского моря на восточном склоне хребта Сихотэ-Алинь.
Наиболее крупным месторождением, разведанным и в настоящее
время эксллоатируемым, является Тетюхинское.
Форма и условия залегания рудных тел крайне разнообразны;
наблюдаются рудные линзы на контактах известняков и кварцевых порфи-
ров, пластовые линзы и жилы на спаях известняков и туфов с глинистыми
сланцами, пластовые секущие жилы в глинистых сланцах и, наконец,
пояса вкрапленников и свита тонких непостоянных прожилков в
кварцитах и кремнистых сланцах.
Сульфидные руды состоят из галенита,-цинковой обманки, халькопиг
рита, пирротина, пирита, марказита, арсенопирита, небольших
количеств тетраэдрита, тѳннантита, магнетита и иногда оловянного камня4
Жильными минералами являются манганосидерит, кальцит, гранат,
кварц, барит, эпвдот и др.
Состав минералов меняется с глубиной. В более высоких слоях
гидротермальной зоны в составе рудной массы уменьшается количество
тяжелых силикатов, халькопирита и пирротина и увеличивается количество
кварца и кальцита. В некоторых участках месторождения наблюдается
появление висмута. Местами содержится кадмий. Зона окисления во
многих месторождениях отсутствует. Трубообразные залежи окисленных
руд образуют отдельные гнезда, лежащие в стороне от главной
колчеданной залежи.
Окисленные руды состоят из смитсонита, гидроцинкита, виллемита,
церуссита, малахита, азурита, пиролюзита и бурых железняков. Из
крупных месторождений Сихотэ-Алинского рудного района можно
отметить следующие:
Верхний Рудник, являющийся наиболее крупной
разведанной полиметаллической залежью, расположен на высокой гряде левого
берега Борисовской пади и р. Тетюхе. Сульфидные руды состоят из
цинковой обманки, свинцового блеска, халькопирита, пирротина, пирита,
арсенопирита, блеклой руды и халькозина. Из жильных минералов
встречаются гѳдѳнбергит, термолит, манганосидерит, кальцит, кварц, отчисти
барит, гранат, ильваит.
Кроме того, в Приморском районе имеется ряд других, еще
недостаточно разведанных месторождений.
Вся добываемая на месте руда поступает на Тетюхинскую
обогатительную фабрику. В результате селективной флотации получаются два* вида
концентратов: свинцовые и цинковые. Свинцовые концентраты перераба-

Глава V. Рудная 6asa промышленности тяжелых цветных металлов 41
тываются на месте на свинцовоплавильном заводе. Цинковые
концентраты направляются на цинковые заводы.
2) Месторождения Восточного Забайкалья.
Большинство месторождений Восточного Забайкалья (Нерчинский район)
расположено на территории между pp. Шилкой, Аргуныо и
Забайкальской ж. д. .
Почти все эти месторождения связаны с известняками или доломитами.
Руды делятся на окисленные и первичные. Зона цементации проявлена
слабо.
Нерчинские месторождения отличаются большим разнообразием
металлов. В них встречаются: свинец, цинк, медь, серебро, мышьяк, золото,
олово, сурьма, вольфрам и некоторые другие элементы. Отсюда
необычайно сложный минералогический состав этих руд. Из минералов в
окисленных рудах содержатся: лимонит, псиломелан, церуссит, смитсонит,
миметизит, скородит; из нерудных — различные карбонаты и кварц.
Первичные руды состоят из минералов: пирита, арсенопирита, сфалерита,
галенита, буланжерита и пирротина (в отдельных случаях встречаются
марказит, касситерит и др.); из нерудных минералов: кальцит, доломит,
манганосидерит, кварц, серицит, турмалин. Руды относятся к
вкрапленным; сплошные руды встречаются редко.
Нерчинский район является потенциально весьма мощным по запасам
свинца, цинка, серебра, мышьяка .и других металлов.
3) Месторождения Западной Сибири. На
северовосточном склоне Салаирского хребта в Западной Сибири находится
Салаирскоѳ месторождение полиметаллических руд. Рудные залежи
расположены вдоль длинной оси эллипса. По форме большая часть
рудных залежей Салаира представляет неправильные линзообразные тела.
Залежи в зоне окисления представлены охристыми баритами со
значительным содержанием серебра и золота.
Состав вмещающих пород Салаирского месторождения довольно
однообразен. В верхних горизонтах — руды кварцево-баритовые, местами
чисто баритовые. В нижних горизонтах —баритово-кварцевыѳ и карбо-
нато-барито-кварцевые.
Сульфиды в виде очень мелкой вкрапленности распределяются
равномерно по всей массе руды, изредка концентрируясь в виде полосок
(полосчатая руда).
Из рудных минералов в Салаирском месторождении установлены
следующие: сфалерит, пирит, галенит, тетраэдрит, халькопирит, теннантит,
ковеллин, халькозин, серебряный блеск, церуссит, самородные серебро
и золото, барит. Из пустой породы — кварц.
Руда, добываемая на Салаирском руднике, перерабатывается на Са-
лаирской обогатительной фабрике. В процессе селективной флотации
получаются три рода концентратов: цинковые, свинцовые и баритовые.
4) Месторождения Алтая. Алтайские месторождения
полиметаллических руд расположены в юго-западных отрогах и предгорьях
Алтайских гор и представляют важнейшую рудную базу для производства
свинца и цинка в СССР.
Кроме цинка и свинца в алтайских рудах содержатся также медь,
кадмий, сурьма, золото и серебро. По содержанию драгоценных металлов
Алтайские месторождения полиметаллических руд занимают
исключительное положение. Значительное содержание золота и серебра в верхних
окисленных горизонтах отдельных месторождений явилось причиной
разработки их больше ста лет назад. По мере выработки богатых серебром
окисленных руд, в связи с трудностями обработки сульфидных руд ив=

42
Часть первая. Общие сведения
более глубоких горизонтов, в 80-х годах прошлого столетия разработка
алтайских рудников стала сокращаться, и в 1892 г., когда цены на серебро
резко упали, добычные работы на Алтае почти прекратились.
В настоящее время в связи с развитием техники переработки
сульфидных и убогих руд Алтайские месторождения по своим разведанным и
перспективным запасам занимают одно из первых мест в СССР.
Рудные залежи встречаются здесь среди известняков и туфов,
сланцев и порфиров.
Морфология месторождений Алтая довольно разнообразна, но
преобладает форма сложных залежей. Обычно залежи сплошных колчедани-
стых руд сопровождаются более или менее значительными зонами
вкрапленников. Первичные руды полиметаллических месторождений состоят
из пирита, сфалерита, галенита, халькопирита и тетраэдрита. Реже
встречаются арсенолирит и пирротин. Золото в рудах находится в самородном
виде. Жильными минералами являются кварц, барит; в небольшом
количестве — карбонаты, серицит и хлорит.
Во многих месторождениях отмечается зональное изменение
характера руд с глубиной: увеличивается количество сфалерита и пирита,
а барит сменяется кварцем. Окисленные руды обогащены золотом и
серебром при меньшем содержании в них цинка.
В расположении месторождений рудного Алтая можно наметить
четыре поля концентрации оруденения:
Лениногорское поле с крупными Лениногорским и Соколь-
лым месторождениями и более мелкими —Крюковским, Ильинским,
Успенским и Филипповским;
Зыряновское поле с крупным Зыряновским месторождением
и рядом более мелких, как Заводиьское, Бухтарминское и др.;
Прииртышское поле с месторождениями Белоусовским и
Березовским, Николаевским, Таловским и др.;
Змеиногорскоѳ поле с крупными месторождениями Змеи-
ногорским и Петровским и более мелкими Семеновским, Черепановским
и др.
Из перечисленных районов по количеству разведанных и
перспективных запасов руд преобладающее место занимает Лениногорская группа
месторождений.
5) Месторождения Джунгарского Ала-Тау. В
пределах западных склонов Джунгарского Ала-Тау, в 100 км от ст.
Талды-Курган Турксиба расположено Текелийское месторождение.
В пределах Текелийского района открыто более 20
полиметаллических месторождений. Последние локализуются вблизи контакта
гранитного интрузива и приурочены к рудному горизонту, сложенному
глинистыми, углистыми и известковистыми сланцами.
Основными минеральными компонентами являются пирит, сфалерит,
галенит, кварц, кальцит, доломит. Характерным для месторождений
Текелийского рудного района является почти полное отсутствие в них
меди. Руды серебристы, причем серебро находится в виде твердого'
раствора с галенитом. Редкие и рассеянные элементы отмечаются в руде
в незначительных количествах.
Различают зоны окисленных и сульфидных руд. В окисленной зоне
отношение свинца к цинку равйо 1.
В сульфидной зоне различают три типа руд: сплошные с отвоше-
ниѳмг свинца к цинку, равным 1:4; вкрапленные, примерно в три раза
-беднее сплошных руд, при отношении свинца к цинку, равном 1:2, и
пиритныѳ с отношением свинца к цинку, равном 1:3.

Глава V. Рудная база промышленности тяжелых цветных металлов 43
Руды Текелийского месторождения относительно легко поддаются
флотации. По запасам металлов месторождения Текелийского района
являются весьма перспективными.
6) Месторождения района Кар а-Т а у. Горы Кара-Тау
в южном Казахстане занимают значительное место среди рудных
полиметаллических районов СССР.
Рудными минералами являются галенит, сфалерит, пирит, изредка
халькопирит, арсенопирит. Пустая порода представлена кальцитом,
доломитом, сидеритом, изредка кварцем, баритом.
Руды Каратауского района слабо серебристы.
С поверхности месторождения руды почти всегда окислены. Зона
окисления нередко достигает большой глубины. Цинк иногда оказывается
выщелоченным и вторично отложенным за пределами свинцовых руд,
образуя вторичные скопления почти чисто цинковых окисленных руд
с небольшим содержанием свинца.
Окисленные руды сильно железисты. Эти руды рыхлы, окрашены
в желтый или красно-бурый цвет и состоят из охристых, иногда
глинистых железняков, в которых включены окисленные свинцовые и
цинковые минералы.
В окисленной зоне свинцовые минералы представлены главным
образом церусситом, в незначительном количестве ааглѳзитом и дпюмбояро-
зитом. Цинк присутствует в виде смитсонита, гидроциннита, манген-
мита (карбонат железа и цинка), а также в виде своеобразного мягкого
(стеариноподобного) кремнекислого соединения алюминия и цинка, в
котором последние участвуют в различных соотношениях, изоморфно
замещая друг друга.
Подавляющее большинство свинцово-цинковых месторождений
Каратауского района расположено в Среднем Кара-Тау (Турлан, Кантаги,
Миргалим-сай, Кара-сай и др.). Обособленно расположены Байджан-
сайское и Сулеймансайское месторождения, находящиеся в Южном Кара-
Тау. Наиболее крупными и разведанными являются Ачи-сай и
Миргалим-сай.
7) Месторождения Карамазарского района.
Месторождения полиметаллических руд расположены на южном склоне
Карамазарских гор (Узбекистан).
Рудные месторождения Карамазара могут быть разделены на две
геологические группы: месторождения среди изверженных пород и
месторождения, связанные с известняками.
Месторождения среди изверженных пород принадлежат к типу
гидротермальных с сульфидными полиметаллическими рудами сложного
состава. Основными металлами в них являются свинец, серебро, цинк и
железо, в меньшей мере медь. Некоторые руды содержат также мышьяк,
сурьму, кадмий, золото и, как исключение, вольфрам и молибден.
Рудные минералы рассеяны в массе жил. Промышленные скопления
минералов носят характер отдельных линз или столбов неправильной формы.
Верхние зоны месторождений содержат окисленные руды. Из отдельных
месторождений этой группы можно упомянуть Кан-и-Минсур, Тары-
Экан и др.
Месторождения второй группы, связанные с известняками, состоят
из богатых полиметаллических руд, содержащих главным образом
сульфиды свинца и цинка, реже мышьяка, железа и меди. К месторождениям
второй группы относятся Кан-сай, Такели, Алтын-Топкан, Ю. Дарбаза.
8) Месторождения Северного Кавказа. На
Северном Кавказе имеется несколько районов, в которых месторождения

44
Часть первая. Общие сведения
более или менее тесно сгруппированы. К этим районам относятся Садон-
ский (в Северной Осетии), Адыгейский и Самурский (Дагестан).
Наиболее важным является Садонский район, в котором находится самое
крупное на Кавказе Садонское месторождение и менее крупные: Буронское.
Згидское, Холстинское и Архонское.
Садонскоѳ месторождение полиметаллических руд находится в
ущелье реки Садон и ее левого притока Ходдон. Месторождение залегает
среди гранита древнего возраста в виде неправильной жилы, рассеченной
рядом сбросов. Жила как бы состоит из отдельных линз, которые за
небольшим исключением не имеют большой длины в горизонтальном и
вертикальном направлениях.
Руда, добываемая с Садонского месторождения, поступает на
обогатительную фабрику в Мизурах. После селективной флотации получаются
два вида концентратов: свинцовые и цинковые.
б) Рудная база свинцовой и цинковой промышленности зарубежных
стран. Геологические запасы свинца в недрах зарубежных стран
определяются в 22 млн. τ и цинка в — 47 млн. т.
По рудным запасам свинца и цинка первое место среди частей света
занимает Америка, в которой имеются разведанными 11.4 млн. τ свинца
и 23.9 млн. τ цинка. Из отдельных стран Америки наиболее крупные
запасы установлены в США, составляющие по цинку 13.8 млн. τ и по
свинцу 4.1 млн. т.
Второе место по количеству разведанных запасов свинца и цинка
занимает Европа: 5.7 млн. τ свинца и 18.7 млн. τ цинка. Из европейских
государств значительными запасами владела Германия: 2.1 млн. τ свинца
и 7.6 млн. τ цинка.
В табл. 14 приведены рудные запасы свинца и цинка в зарубежных
странах.
В США основные запасы полиметаллических руд сосредоточены в трех
геологических провинциях:
1) в Округе трех штатов (Канзас, Оклагома, Миссури), где общие
запасы составляют 6 млн. τ цинка и 1 млн. τ свинца. Руды содержат в
среднем 4% Ζη и 0.8% РЬ;
2) в районе Скалистых гор (штаты Монтана, Айдаго, Юта, Колорадо,
Невада, Новая Мексика и др.), где крупные запасы полиметаллических
руд сосредоточены в штате Монтана. Среднее содержание металлов в рудах
составляет: 5.5% цинка, 6.5% свинца, 3.11 г/т серебра. Значительные
запасы свинца и цинка разведаны в штате Айдаго. В рудах этого штата
содержатся 6—8% цинка, 5—9% свинца, 93—124 г/т серебра. В штате
Юта, в районе Бингам и Парк Сити, расположены богатые
месторождения полиметаллических руд, содержащих 11—18% цинка, 8 —15%
свинца, 200 — 500 г/т серебра. В штате Аризона в Юнайтед Вердѳ
добывается руда, содержащая 7% цинка, 0.2% свинца, 0.6% меди,
60 г/т серебра;
3) в Восточном районе (штаты Нью-Джерси, Вирджиния, Тенесси),
обладающем значительными запасами богатых цинковых руд,
содержащих 12—19% цинка и около 1% свинца.
Особенностью полиметаллической сырьевой базы США является
нахождение месторождений свинца и цинка почти по всей территории и
значительное преобладание цинка над свинцом. Отношение цинка к свинцу
составляет 13.8 : 4.1, т. е. цинка в рудах в среднем содержится почт»
в 3.6 раза, больше, чем свинца.
Более благоприятными в отношении запасов свинца являются Канада
и Ньюфаундленд, в рудах которых отношение цинка к свинцу в среднем

Глава V. Рудная база промышленности тяжелых цветных металлов 43
Таблица 14
Рудные запасы свинца и цинка в зарубежных странах (в 1939 г.)
Наименование страны
Америка
США
Канада и Ньюфаундленд
Перу
Аргентина
Другие страны Латинской Америки .
И τ о г о по Америке
Европа
Германия
Польша
Югославия
Швеция
Испания
И τ о г о по Европе .
Австралия
Африка
Родезия
Юго-Западная Африка
Французское Марокко
Итого по Африке
Азия
Китай
Итого по Азии - -
Всего
Свинец
млн. τ
4.1
5.1
0.8
0.2
0.7
0.4
0.1
11.4
2.1
1.5
0.7
0.6
0.4
0.3
0.1
5.7
2.3
0.5
0.3
0.1
0.9
0.9
0.3
0.1
1.3
21.6
%
52.9
26.4
10.6
4.1
6.0
100.0
Цинк
млн. τ
13.8
5.6
1.8
1.1
1.1
0.5
23.9
7.6
4.8
3.6
0.3
1.0
1.2
0.2
18.7
2.0
1.0
0.1
1.1
0.5
0.5
1.0
46.7
%
51.2
40.0
4.3
2.3
2.2
100.0
равно единице. В Канаде наиболее крупные запасы сосредоточены в
Британской Колумбии и Квебеке (табл. 15).
В Мексике месторождение Сан-Франциско отличается высоким
содержанием свинца (7.6%) и цинка (9.6%). Руды месторождений Мексики
содержат в среднем 200 г/т серебра.
Богатые содержанием свинца месторождения полиметаллических руд
разведаны в Боливии и Перу. В рудах месторождения Матильда
(Боливия) содержится 20% цинка и 2.5% свинца. В рудах Касапалька (Перу)
содержится 18.8% цинка, 8% свинца и 155 г/т серебра.

46
Часть первая. Общие сведения
Таблица 15
Запасы и состав руд Канады и Ньюфаундленда
Район
Британская Колумбия ....
Рудник
Сулливая
Гудзон-бей
Бьюханг
Руда,
млн. τ
50
25
7
Состав руды
Ζη
°/о
6
4.
16.3
РЬ
%
10.5
2
7.3
Ag
г/т
85
40
112
В Европе относительно большими запасами свинца и цинка до второй
мировой войны располагала Германия. Месторождения
полиметаллических руд расположены в Гарце и Прирейнской области.
В Польше месторождения цинковых руд сосредоточены в Силезском
горнорудном районе.
В Италии большая часть месторождений находится на о. Сардинии.
В Югославии месторождение полиметаллических руд имеется в
Трепча.
В Австралии крупнейшим месторождением полиметаллических руд
является Брокен-Хилл, расположенное в Новом Южном Уэльсе. В
рудах содержится 15.2% свинца, 11.6% цинка, 215 г/т серебра. Имеются
также крупные месторождения полиметаллических руд на о. Тасмании
и в Квинсленде.
§ 2. Запасы и расположение месторождений медных руд
По содержанию элементов в земной коре медь занимает 10-е место.
По данным В. И. Вернадского, содержание меди в земной коре составляет
0.02%.
а) Рудная база медной промышленности СССР. Расположение
месторождений медных руд по разведанным запасам меди представляется
в следующем виде (табл. 16).
Таблица 16
Расположение месторождений медных руд
Район
Узбекистан
Всего ...
% к общему
количеству меди
16.3
57.2
17.5
9.0
100.0
Руды Урала относятся к типу медно-колчеданных. Они залегают
сплошными массивами или встречаются в виде вкрапленников в толще
пустых пород. Месторождения медно-колчеданных руд тянутся полосой
по всему Уралу, с севера на юг.

Глава V. Рудная база, промышленности тяжелых цветных металлов 47
Руды Казахстана относятся к типу медно-порфировых (Коунрад,
Бощѳкуль) или медистых песчаников (Джезказган).
В Казахской ССР находится больше половины разведанных по
Советскому Союзу запасов меди. По отдельным категориям руд запасы
меди распределяются, как это указано в табл. 17.
Таблица 17
Распределение запасов меди по отдельны» категориям руд
Категория руды
Медистые колчеданы
Вкрапленники . . .
Медистые песчаники
Прочие медные руды
В Узбекистане открыто крупное месторождение медно-порфировых
руд —Алмалык. В Армении находятся Агаракское и Пирдоуданское
месторождения порфировых медно-молибденовых руд.
1) Месторождения медных руд Урала. Колчеданные
месторождения Урала по своему составу не являются однородными.
Одни из них сложены почти из чистого пирита; другие, кроме пирита,
содержат различные медные минералы, образующие собственно медно-
колчеданные руды; в третьих, помимо медных минералов, содержится
также цинковая обманка. Некоторые разновидности медно-колчеданных руд
включают 'значительные количества цинковой обманки. Последняя в
отдельных случаях даже превалирует над медными минералами,
обусловливая переход от медно-цинковых к цинково-медным рудам. Цинковая
• обманка часто находится в тесном ср&стании с прочими минералами,
что затрудняет селективную флотацию руды. В некоторых
медно-колчеданных рудах содержатся свинцовый блеск и мышьяковистые минералы.
Почти все медно-колчеданные руды золотисты.
Рудные месторождения Урала колчеданной полосы по интенсивности
сульфидной минерализации можно разделить на сплошные сульфидные
руды с содержанием выше 80% сульфидов и рассеянные или
вкрапленные сульфидные руды с содержанием 10—30% сульфидов.
Пространственно обе группы тесно связаны между собой.
Вкрапленные руды сопровождают сплошные сульфидные залежи
и развиты на периферии последних. Минералогически вкрапленники по
составу близки к сплошным сульфидам. Вкрапленными минералами
являются пирит, халькопирит, сфалерит, а в зоне вторичного обогащения
ковеллин, реже халькозин. Вмещающими породами являются кварцево-
серицитовые сланцы, реже рассланцованныѳ альбитофиры.
Географически, с севера на юг, на Урале различают семь основных
районов концентрации медно-колчеданных руд: Вогомоловский, Ниж-
не-Тагильский, Калатинский, Ревдинский, Карабашский, Блявинский,
Таналык-Баймакский.
Вогомоловский горнорудный район. Северная
групна колчеданных месторождений восточного склона Уральского
хребта включает Компанейский, Ново-Левинский, Электрический, Спасо-
Серноколчѳданный и Андреевский рудники. Месторождения залегают
в серицитоБых сланцах, ущемленных среди альбитофиров в виде
неправильных, вытянутых в меридиональном направлении и линзообразно
% ко всем
запасам
15
56
21
8

48
Часть первая. Общие сведения
выклинивающихся полос. Сверху месторождения покрыты железными
шляпами, за которыми следует зона колчеданной сыпучки.
Расположенные ниже плотные сульфидные руды имеют переменный минералогический
и химический состав. В табл. 18 приведено среднее содержание серы в
сплошных сульфидных рудах.
Таблица 18
Содержание серы в сульфидных рудах (»/<>)
РУда
Маломедистый (серный) колчедан . . .
Содержание
серы, <у„
40—48
37—49
25—35
Нижнѳ-Тагильский горнорудный район
включает месторождения им. III Интернационала и Ольховки. Месторождения
им. III Интернационала с рудниками Медный, им. XV годовщины Октября
и другие залегают в кварцево-серицитовых сланцах. Колчедан плотный,
полосчатый, частью типа вкрапленников. В состав колчедана входят
пирит, сфалерит, халькопирит. В верхних зонах встречаются ковеллин
и халькозин. Месторождения им. III Интернационала отличаются
повышенным содержанием цинка и благородных металлов. В рудах
присутствуют в относительно больших количествах арсенопирит и галенит.
Повышенное содержание золота связано с арсенопиритом, серебра —
с галенитом.
Ольховское месторождение покрыто на глубину 12 м железной шляпой,
представленной сильно кварцѳватым бурым железняком, обогащенным
благородными металлами. Ниже железной шляпы залегает цинково-
медистый колчедан, сложенный пиритом, сфалеритом и кварцем с очень
редкими включениями халькопирита, но пронизанный жилками ковел-
лина. Примерное содержание S, SiOa и Fe2Os в рудах приведено в
табл. 19.
Таблица 19
Состав руд Ольховки (%)
Руда
Сплошные колчеданы .
Вкрапленники ....
S
35
21
Si02
19—23
51
FeaOj
28
Калатинский горнорудный район. Месторождения
колчеданов Калатинского района приурочены к двум полосам
минерализованных сланцев. Восточная полоса включает группу Калатинских
месторождений медистых и серных колчеданов, западная — Карпушин-
ское и Левихинские месторождения, отличающиеся высоким содержанием
меди и цинка.

Глава V. Рудная база промышленности тяжелых цвептыг ліппа.иоя 49
Левихинские месторождения, небольшие по размерам, отличаются
высоким содержанием колчеданов. Одни из них чисто медистые (Левиха
9, 11), другие — медисто-цинковые (Левиха 1, 2, 3, 4). Левиха 10является
серно-колчеданной. Из рудных минералов в медпсто-цинковых линзах
имеют распространение пирит, сфалерит, халькопирит; в верхних зонах—
ковеллин.
Карпушинское месторождение представляет систему линз колчедана,
частью обособленных, частью связанных между собой
вкрапленниками. По своему составу линзы неоднородны. Ближе к лежачему боку
преобладают серно-колчеданные, в середине —медисто-цинковые, у
висячего бока — цинково-медные. Рудообразующими минералами являются
пирит, халькопирит, сфалерит, борнит, теннантит, халькозин, ковеллин,
галенит. Колчеданы комплексного состава имеют характерную
полосчатую текстуру. В цинково-медистых колчеданах содержание цинка в 2 —
3 раза больше меди.
Белореченское месторождение состоит из серии линз,
залегающих среди рассланцованных альбитофиров и порфиритов. Основные
рудные минералы состоят из пирита, халькопирита, сфалерита и в
верхних горизонтах — ковеллина. Среди колчеданов встречаются тонкие
прослойки амфиболового асбеста. Отношение меди к цинку равно 2.
Калатинское месторождение представляет ветвящуюся линзу,
включающую пирит, халькопирит, нередко сфалерит; характерно
присутствие магнетита. В верхних горизонтах присутствует ковеллин. Медистый
колчедан содержит до 50% серы. В рудах ртмечается присутствие мышьяка
и селена.
Ревдинский горнорудный район. По выявленным
запасам меди Ревдинский район относится к одному из наиболее крупных
на Урале. Весьма мощным месторождением этого района является
Дегтяринское. Рудоносная зона состоит из нескольких жил,
сопровождаемых вкрапленниками. Средняя мощность линз составляет 2—3 м,
максимальная — 6 м. Руда включает пирит, халькопирит, барит и
незначительную примесь ефалерита. Из минералов пустой породы — серицит и кварц;
70 % меди находится в виде ковеллина. Иногда в виде примеси встречается
вторичный халькозин. Медные минералы рассеяны в руде в форме
мелкой вкрапленности размерами 0.02—0.05 мм.
В этом же районе находятся Зюзельское и Гумешевское
месторождения.
Карабашский горнорудный район. Группа
месторождений медистых колчеданов (Сталинское, Первомайское и др.)
расположена цепью в Соймоновской долине в белых кварцево-серицитовых
сланцах. Месторождения выходят, на поверхность железными шляпами,
под которыми залегают барито-кварцевыѳ золотоносные пески. Ниже
песков находится слой колчедана-сыпучки. Плотные массивные
колчеданы начинаются на глубине 50—60 м. Месторождения медистых
колчеданов Карабашского района довольно однородны по составу и сложены
пиритом, халькопиритом, теннантитом, сфалеритом, иногда галенитом.
В верхних горизонтах колчеданы несколько обогащены ковеллином.
Особенностью этих месторождений является увеличение содержания
цинка с глубиной. Из жильных минералов могут быть отмечены
бариту кварц, кальцит, гипс, серицит, хлорит. Месторождение Жуз-
нѳчиха» представляет баритовую жилу, густо ямнрегнированную
сульфидами цинка, железа, меди, свинца и залегающую в
кварцево-серицитовых и кварц&во-зЕаоритовых сланцах. Рудные минералы представлены
диритом^ сіфавеідаром, борнитом,, ковеллином* галенитом.

50
Часть первая. Общие сведения
Блявинский горнорудный район. Блявинское
медно-колчеданное месторождение расположено в Орском районе Чка-
ловской области. Первичными минералами являются пирит, марказит,
халькопирит, редко сфалерит, галенит, теннантит. Железная шляпа
идет до глубины 50 м и изобилует сульфатами, особенно ярозитом. В
зоне обогащения присутствуют ковеллин, халькозин, халькантит.
Таналык-Б аймакский [Горнорудный район
включает группу золотых и медисто-колчеданных месторождений, располо-
женных по обе стороны хребта Ирендык Башкирской АССР. Хребет Ирен-,
дык сложен туфами и порфиритами. Многочисленные медные
месторождения района тянутся тремя меридиональными рядами. К восточной группе
принадлежат Бакр-Узяк и Сибаевское; к средней — Тубинское и Юла-
линское; к западйой —Юлунское. Наиболее крупными месторождениями
района являются Сибай и Бурибай. Все они выходят на поверхность
железными шляпами или лимонитизированными кварцевыми жилами,
богатыми золотом. Ниже следуют сульфидные руды, в верхних зонах
обогащенные вторичными соединениями меди. Цинк и барит присутствуют
во всех рудах.
Медистые песчаники. Медистые песчаники занимают
обширную территорию на Южном Урале. По концентрации оруденения
различают три района: Пермокий, Казанско-Вятский, Оренбургско-Уфим-
ский.
Отдельные обогащенные медью участки эксплоатировались с XVII века.
По архивным данным, содержание меди в отдельных гнездах колебалось
от 0.5 до 7.5%. В некоторых случаях указывается на содержание в 14
и 25% Си. Среднее содержание меди в проплавленных рудах
составляло 2.1—3.1%. Глубина залегания колеблется от 2 до 72 м,
составляя в среднем 18 м. Мощность отдельных залежей колеблется от 0.05
до 0.9 м, в среднем 0.2 м. С глубиной мощность увеличивается. Залежи
имеют форму неправильных линз, блинов, ветвящихся стволов. Средняя
площадь рудной залежи составляет 2500 м2.
За годы эксплоатации со второй половины XVII века до 1915 г. из
10 000 мелких рудников, разрабатывавших отдельные гнезда, было
добыто 225 000 τ меди.
2) Месторождения медных руд Казахстана.
В Казахстане различают два типа оруденения медных минералов:
медистые песчаники, к которым относятся Джезказганская группа
месторождений, и медно-порфировые месторождения, представителем которых
является Коунрад.
Джезказганское месторождение медных руд
расположено в Центральном Казахстане. По выявленным запасам и
концентрации меди это месторождение является уникальным и имеет миро-1
вое значение.
По своей структуре Джезказганское месторождение относится к типу
эпигенетических вкрапленных медных руд в серых песчаниках. Мощность
оруденения достигает 650 м. В состав рудоносных песчаников входят
30—65% полево-шпатовых пород, 7—20% кварца, 4—10% кварцита
и до 6% порфирита.
Состав рудных минералов Джезказгана — простой. Главными
первичными сульфидами являются халькопирит и борнит, второстепенными —
тетраэдрит и пирит. Вторичными сульфидами являются медный блеск
и ковеллин.
Пирит встречается в виде убогого вкрапленника. Борнит и
халькопирит — иногда, в виде сплошных руд, но чаще в виде сравни*1

Глава V. Рудная база промышленности тяжелых цветных металлов 51
тельно богатого вкрапленника, постепенно переходящего в убогие
рассеянные руды.
Сульфидные руды иногда подходят довольно близко к поверхности,
но чаще борнит и халькопирит на глубине до 25 м частично или полностью
замещены окисленными минералами, главным образом малахитом. В
окисленных рудах кроме малахита отмечены куприт, азурит, хризоколла,
брошантит, самородные медь и серебро. Количество окисленных руд
составляет около 15% общих запасов.
Сульфидные руды тверды и плотны, несколько слоисты. Окисленные
руды мягки, иногда пористы и трещиноваты.
Центральные участки отдельных линз отличаются повышенным
содержанием меди. К периферии содержание меди постепенно падает,
переходя в вкрапленники.
Коунрадское медное месторождение
расположено в Центральном Казахстане в 20 км к северу от оз. Балхаш. Оно
относится к типу мёдно-порфировых руд. Руды представляют
тонкозернистую массу вторичных кварцитов с вкрапленностью в первичной
зоне пирита, халькопирита, редко молибденита. Халькопирит часто
в виде оболочки покрывает пиритные зерна. Встречающийся тен-
нантит ассоциирован с пиритом и халькопиритом. Для зоны вторичного
обогащения характерно присутствие халькозина, в меньшем количестве
борнита, а также ковеллина.
В окисленных рудах верхней зоны месторождения встречаются
малахит, азурит, редко медная синь и хризоколла, иногда следы куприта.
Из нерудных минералов следует отметить вторичный кварц, серицит,
каолин, лимонит, гематит.
3) Месторождения медных руд Узбекистана.
Алмалыкское медное месторождение. Алмалыкское
"меднорудное месторождение расположено в Узбекской ССР в 15 км от
г. Ташкента, в предгорьях Северного склона Курминского хребта, в 5 км
от реки Ангрен. Алмалык представляет собой часть Карамазарского
рудного района. По общим запасам меди Алмалыкское месторождение
является одним из крупнейших в СССР и занимает второе место после
Джезказгана. По типам руды Алмалыка разбиваются на окисленные,
смешанные, халькозиновые и первичные. Отдельные типы руд не имеют четко
выраженных зон по вертикали или горизонтали. Часто в толще
смешанных руд встречаются прослойки окисленных, а смешанные руды
вклиниваются в халькозиновые. Удельный вес окисленных и смешанных руд
в общих запасах по всем категориям составляет около 15%. Медными
минералами являются в окисленных и смешанных рудах малахит,
хризоколла, элит, халькозин. Железо присутствует в виде лимонита. В халь-
козиновых и первичных рудах медь представлена халькопиритом
и халькозином. Вмещающие породы представлены кварцем, серицитом^
сѳрицитизировацным полевым шпатом, частично слюдой и хлоритами.
В рудах содержатся в среднем 65—80% кремнезема, от 7 до 14%
глинозема, 8—11% окислов железа, 1.5% окиси кальция и 1% окиси магния.
Обогащение руд воледствиѳ весьма тонкой вкрапленности медных
минералов и наличия фосфатной меди связано с некоторыми трудностям».
4) Месторождения медных руд Закавказья.
В Закавказье имеются два промышленных района по добыче медных руд:
Алгіавердский и ЗангезурскоМегринский.
По форме и условиям залегания медные месторождения Закавказья
делятся на жильные (Kaitep-Кавартское месторождение Зангезурскога
района), штоковыѳ (Аллавердская группа, среди которой наиболее

52
Часть первая. Общие сведения
крупными являются Аллавердское и Шамлугское) и вкрапленные (Ага-
ракское и Пирдоуданское).
Руды большинства месторождений Закавказья состоят из смеси
медного и серного колчедана в различных соотношениях. В небольших
количествах к ним примешаны цинковая обманка и свинцовый блеск. В
некоторых участках по содержанию цинка и свинца руды из медных
переходят в полиметаллические. В отдельных месторождениях наблюдаются
магнитный колчедан, магнетит и железный блеск. В незначительных
количествах встречаются пестрая медная руда и теннантит. Во многих
месторождениях встречаются молибденовый блеск и мышьяковый колчедан.
Нерудными минералами являются кварц, вторичные слюдистые
минералы, кальцит и в некоторых месторождениях — барит и гипс.
Руды Аллавердского района состоят из смеси серного
и медного колчедана. Имеются также штоки, состоящие почти из одного
серного колчедана.
Руды Ленинской группы месторождений Катар-Кавартского
района состоят из медного и серного колчедана с преобладанием первого.
Руды Шаумяновской группы жильных месторождений Катарского района
являются полиметаллическими с преобладанием в них цинковой обманки.
Агаракское и Пирдоуданское месторождения представляют бедную
вкрапленность медного и серного колчедана в окварцованных грано-
диоритовых породах. Местами наблюдается молибденовый блеск.
б) Рудная база медной промышленности зарубежных стран. Учтенные
запасы меди в недрах зарубежных стран составляют 102 млн. т. Из
разведанных запасов меди на долю Америки приходится 64.4, Африки —27.9,
Европы —6.2 млн. т.
Наиболее крупными запасами меди обладают Чили (31 млн. т) и США
(25.4 млн. т). В Африке мощные «месторождения меди находятся в
Родезии (20.65 млн. т). В Европе наибольшее количество меди
приходится на Испанию (2.7 млн. т).
В табл. 20 приведены запасы меди в недрах зарубежных стран.
Чилийские месторождения медных руд залегают крупными массивами
близ поверхности. Содержание меди в рудах колеблется в пределах 1—2%.
Канада располагает мощными месторождениями полиметаллических
руд: медно-никелевых в Сэдбери, Онтарио; медно-цинковых в Флин-
Флон, Манитоба; мѳдно-золотых в Норанда. Руды Сэдбери являются
также базой никелевой промышленности.
Месторождения медно-порфировых руд США расположены
преимущественно в западных штатах. Содержание меди в них колеблется от 0.8 до
1.6 %, составляя в среднем около 1 %.
Крупнейшие месторождения медных руд в Африке расположены в
Северной Родезии и Бельгийском Конго. Медные месторождения
Северной Родезии относятся к типу медистых песчаников. Среднее содержание
меди составляет 4—5% Си. К наиболее крупным месторождениям
Северной Родѳзиц относятся Роэн-Антилоп с 3.5% Си; Н.-Канас4%Си, Н.-Чан-
га—4.7%Си, Муфулира—4—16%Си. Среднее содержание меди по
месторождениям Бельгийского Конго составляет 6 —7 % Си. Многие руды
кобальтонооны.
В Европе наиболее крупные месторождения расположены в Испании
(Рио-Тинтр, Уэльва), Югославии, Скандинавии.
В Германии главным месторождением является Мансфельдскоѳ
(Тюрингия)-, относящееся к типу медистых сланце?.
В Ящщщш месторождения мѳдно-колчеданных руд находятся на
островах Хондо в Кюсю..

Глава V. Рудная база промышленности тяжелых цветных металлов 53
Таблица 20
Рудные запасы меди в зарубежных странах
Страна
Млн. τ
Америка
Чили
сшА :
Канада
Мексика
Перу '.
Бразилия, Аргентина и пр ·......
И τ о г о по Америке
Африка
Родезия (англ.)
Бельгийское Конго
Юго-Западная Африка (англ.)
Южно-Африканский Союз
Итого по Африке
Европа
Испания
Германия ....
Финляндия ...'..·...'.
Норвегия
Югославия
Швеция
Итого по Европе
Азия
Япония
Кипр
Турции
Итого по Азии . .
Австралия
Всего ......
31.0
25.4
6.3
1.1
0.4
0.2
64.4
20.7
6.8
0.2
0.2
27.9
и
0.9
0.8
0.5
0.2
6.2
2.0
0.4
0.3
2.7
0.5
101.7
63.5
27.5
6.0
2.5
0.5
100.0
В Австралии месторождения медных руд сосредоточены в Квисленде,
Новом Южном Уэльсе и Маунт-Лайелѳ (Тасмания). Среднее содержание
меди в рудах Австралии 1.5—1.8%.' Из всего количества разведанной
в Австралии меди 80% приходится на о. Тасманию.
§ 3. Запаеы и расположение месторождений никелевых руд
По содержанию элементов в земной коре никель занимает 9-е место.
Согласно данным академика В. И. Вернадского, никеля в земной коре
содержится 0.02%.
а) Рудная база никелевой промышленности СССР. Сырьем для
получения никеля в СССР служат два типа руд: окисленные и сульфидные.

64
Часть первая. Общие сведения
Географически месторождения каждого типа руд обособлены. Окислен,
ные руды встречаются преимущественно на Урале, сульфидные на севере-
за полярным кругом.
1) Месторождения никелевых руд Урала.
Первыми в СССР были освоены окисленные никелевые руды, месторождения
которых встречаются на Среднем и Южном Урале.
Руды Среднего Урала (Уфалейский, Режевский и другие
районы) залегают в контактах между змеевиками и известняками в
карстовых впадинах. Руды эти относительно богаты содержанием никеля,
но отличаются чрезвычайной неравномерностью состава как по металлу,
так и по пустой породе. Среднее содержание компонентов в рудах
составляет: 23-25% Η20; 38-51% Si02; 15— 25% Fe203; 9—18% MgO.
Руда представляет мягкую землистую породу, в которой попадаются
кварцевые включения от размеров гальки до крупных валунов,
имеющих около метра в поперечнике.
Руды Ю.ж ного Урала залегают в виде пластов на змеевиках.
Эти руды отличаются большей равномерностью состава, но содержат
меньше никеля. Руды залегают большими массивами в виде глинистой
(ближе к поверхности), местами песчанистой либо оталькованной массы.
Из крупных месторождений никелевых окисленных руд Южного Урала
можно отметить Айдарбакское, Аккермановское, Батамшинское и др.
Среднее содеря{ание компонентов в воздушно-сухой пробе никелевых руд
Южного Урала составляет 12—28% Fe203; 8—23%MgO; 1.8—2.9% СаО;
23—35% Н20; 38—47% Si02. Чем выше содержание окиси железа в
руде, тем меньше в ней окиси магния. В окисленных никелевых рудах
почти отсутствует медь (0.002% Си).
Минералогический состав никелевых
окисленных руд. Никель в окисленных рудах встречается в виде
сложных силикатных минералов. Наиболее часто металл связан
в виде изоморфной смеси силикатов никеля и магния: (Ni,Mg)0-Si02-nH20.
Возможно также присутствие никеля в виде более сложных силикатов:
2(Al203.Si02). 3(zMgO.Si02.i/NiO.Si02). 10H2O.
Некоторыми минералогами высказывается предположение, что никель
находится в руде в виде закиси, образующей коллоидальный раствор
с силикатами.
Железо в окисленных рудах находится преимущественно в виде
бурого железняка η Fe203-m Н20. С глубиной содержание железа в руде
уменьшается. Содержание никеля в руде не зависит от количества в ней
железа.
Окись магния встречается в рудах в виде талька 3MgO -4Si02-
Η 20. С глубиной оталькованность руды, а следовательно, и ее
тугоплавкость, увеличивается.
Окись алюминия находится в руде в виде глины А1203. 2Sj02»
2Н20. Верхние горизонты месторождений более глинисты, чем нижние.
Кремнекислота входит в состав силикатов, либо встречается
в свободном состоянии (в песчанистых рудах). Мелкая и крупная галька,
а также валуны состоят главным образом из кварца.
Кобальт почти всегда имеется в никелевых рудах. Между
содержанием кобальта и никеля в руде не наблюдается какой-либо
закономерной связи. Встречаются участки месторождения, обогащенные
кобальтом, при низком содержании никеля, и наоборот, Наблюдается
некоторая ассоциация кобальта с марганцом. Присутствие в руде

Глава V. Рудная баш промышленности тяжелых цветных .металлов 55
большого количества пиролюзита обычно связано с повышенным
содержанием кобальта.
2) Никелевые месторождения Заполярья. В
Заполярье имеются три никеленосных района: Монче-Тундра, Печенга
и Норильск. Монче-Тундра и Печенга (Петсамо) находятся на Кольском
полуострове, Норильск — в устье Енисея.
Горн.орудный район Монче-Тундра.
Месторождения Монче-Тундры относятся к никелѳво-медным сульфидным рудам,
связанным с ультраосновными породами. Главные рудные минералы
во всех месторождениях района представлены пирротином, халькопиритом,
пентландитом, магнетитом. В рудах иногда встречаются кубанит,
сфалерит, пирит, ильменит. Доминирующее значение имеет пирротин.
По составу руды Монче-Тундры делятся на четыре категории:
Бесполевошпатовые-оливиновые
Полевошпатовые-оливиновые
Полевошпатовые-безоливиновые
Сплошные сульфидные
По содержанию магния руды делятся на:
Высокомагнезиальные 31—32% Mgo
Среднемагнезиальные 24—25% MgO
Маломагнезиальные не более 14% MgO
Чем больше в рудах глинозема и окиси кальция, тем меньше в них
содержится окиси магния.
Во всех рудах никель превалирует над медью. Отношение никеля к
меди колеблется от 1 : 1 до 5:1, к кобальту — от 24 : 1 до 34 : 1. Ко^
бальт входит в качестве изоморфной примеси к никелю в
железо-никелевых и никелевых сульфидах.
Наиболее богаты металлами жильные месторождения сплошных
сульфидов Ниттис-Кумужья. Характерной особенностью этих жил является
почти полное отсутствие в них минералов пустой породы. Сумма железа,
никеля, меди, кобальта и серы составляет 91.5%. На долю остальных
компонентов приходится около 8.5%; среди них следует отметить SiOa,
MgO и А1203, входящие в состав силикатов, содержащихся в руде в виде
ксенолитов вмещающих пород.
Месторождение Сопчуайвенч относится к типу вкрапленников. В
соответствии с характером вмещающих пород в месторождении выделяются
четыре типа руды: оливиниты, оливиновые пироксениты и перидоты,
крупнозернистые пироксениты, среднезернистые пироксениты.
Главнейшими рудообразующими минералами являются пирротин, пентландит,
халькопирит. Размеры вкрапленников 0.5—1.0 мм. Количество
сульфидов по отношению к вмещающим породам колеблется от 1 до 10%.
Норильский горнорудный район. Месторождения
«того района включают медно-никелевые руды. Отношение в них никеля
к меди меньше единицы, в отличие от руд Монче-Тундра, в которых
никель всегда превалирует над медью. Они разбиваются на три основных
типа: 1) вкрапленные руды в габбро-диабазах, 2) контактовые руды,
которые в зависимости от вмещающих пород делятся на афалитовые,
диабазовые и осадочные, и 3) сульфидные жильные руды.
Минералогический состав руд характеризуется наличием пирротина,
халькопирита, пентландита и небольших количеств пирита и магнетита.
Из отдельных месторождений Норильского горнорудного района
по разведанности и промышленным запасам выделяются «Угольный ручей»,
«Рудная гора» и «Медвежий ручей».

56
Часть первая. Общие сведения
В месторождении «Угольный ручей» промышленные концентрации
никеля связаны с интрузией габбро-диабазов. Вкрапленные руды в габбро-
диабазах образуют пластообразную залежь.
Месторождение «Рудная гора» относится к контактным.
Месторождение «Медвежий ручей» приурочено к атакситовым
разностям габбро-диабазов. В этом месторождении кроме вкрапленного оруде-
нения в габбро-диабазах и контактовых породах развиты сплошные руль-
фидные тела в виде линз и жил.
б) Рудная база никелевой промышленности зарубежных стран.
Геологические запасы никеля оцениваются в 53 млн. т. Однако действительные
запасы никеля в недрах не превышают 7.5 млн. т.
Значительные запасы никеля, разведанные в Канаде (Сэдбери, Онтарио),
составляют 40 млн. τ геологических -и · 5 млн. τ действительных
запасов. Руды сульфидные, полиметаллические, содержат помимо никеля
(2—9%) также медь (1—2%), платину (2.5—6 г/т), золото, серебро,
ванадий и др.
В Скандинавии имеются небольшие месторождения медно-никелевых
сульфидных руд.
В Норвегии на месторождениях Эвье Хавангер добывается руда
с 1.7% Ni и 0.4% Си.
В Финляндии эксплоатируются месторождения сульфидных
никелевых руд Утокумпо (близ Иматры). Руды содержат ~ 2.5% Ni;
1.3% Си; кобальт.
В Новой Каледонии эксплоатируются месторождения окисленных
(гарниеритовых) руд с средним содержанием около 2.5 % никеля. Общие
запасы никеля в Новой Каледонии составляют 0.8' млн. τ (0.7 млн. г
действительных запасов).
В Северной Греции добывается окисленная никелевая руда в Локрис
Руды содержат 1—4% Ni; 0.1—0.2% Со; 0.5—2.3% Сг.
В Германии, в районе Франкенштейна, находятся небольшие
месторождения гарниеритовых руд, содержащих 0.5—1.0% Ni.
В Бразилии известно несколько месторождений окисленных1
никелевых руд.
Открыты месторождения никелевых руд в Бирме, Корее, на острове·
Целебес и др.
Усиленные поиски никелевых руд ведутся в США. Разведано
месторождение Бункервилл (Невада) и начата его эксплоатация. Открыто
месторождение медно-никелевых руд в Копнер-Кинг (Колорадо).
Никелевые руды найдены на Аляске.
Глава VI
РАЗМЕЩЕНИЕ ПРОМЫШЛЕННОСТИ ТЯЖЕЛЫХ ЦВЕТНЫХ
МЕТАЛЛОВ
Центры мирового производства цветных металлов часто
перемещаются из одной страны в другую.
На заре развития горнометаллургической промышленности центром
добычи и производства свинца, меди и цинка являлась Западная Европа —
Германия и Англия- В середине прошлого столетия ведущее место по до-
б ыче меди, свинца и цинка заняли США, которые до настоящего времени

Глава VI. Размещение промышленности тяжелых цветных металлов 57
являются крупнейшим центром производства цветных металлов. После
кризиса 1930—1932 гг. возникли новые крупные центры добычи цветных
металлов в Южной Америке (Чили), Африке (Родезия, Бельгийское Конго),
Азии.
Советский Союз, обладающий такими месторождениями, как медные
Джезказгана (Казахстан), полиметаллические Алтая, никелевые
Норильска (Дальний Север), благодаря общему подъему народного
хозяйства и цветной металлургии стал крупнейшим центром добычи цветных
металлов.
§ 1. Размещение свинцовых заводов
а) Размещение свинцовых заводов в СССР. Из четырех действующих
в СССР свинцовых заводов Тетюхинский расположен в Приморье на
Дальнем Вобтоке, Лениногорский на Алтае, Чимкентский в Южном
Казахстане, Дзауджикауский в Северной Осетии.
Расположение свинцовоплавильных заводов СССР приурочено к
определенным крупным месторождениям полиметаллических руд.
Тетюхинский завод перерабатывает свинцовые концентраты и окисленные руды
Приморского бассейна (Дальний Восток). Тетюхинский завод является
единственным в Союзе, на котором применяется горновая плавка свинца-
Свинцовоплавильный завод в Лениногорске перерабатывает
концентраты и руды обширного Алтайского горнорудного бассейна, а также
отходы цинкового завода. Полиметалличность и многокомпонентность руд
Алтая определяют, сложность технологии свинцового производства Ле-
ниногорского завода.
Чимкентский свинцовоплавильный завод рассчитан на переработку
концентратов, получаемых из полиметаллических руд многочисленных
месторождений Средней Азии.
Дзауджикауский свинцовоплавильный завод перерабатывает
свинцовые концентраты Садонского горнорудного района и свинецсодержащие-
отходы цинкового завода.
Свинпрвошсавдльные заводы СССР построены по полному циклу.
Конечной продукцией заводов является рафинированный свинец высших·
марок.
б) Размещение свинцовых заводов в зарубежных странах. В США
большая часть свинца получается в районе Скалистых гор, в штатах Юта,.
Аждаго, Монтана и в центральной части страны в горно-заводском округе
Три Стайте, объединяющем смежные территории трех штатов: Оклагома,
Канзас, Миссури.
В районе Скалистых гор расположены свинцовоплавильиыѳ заводы
Бункер~.Хилл, штат Айдаго, рассчитанные на переработку 400 тыс. τ
шихты в год, Туэл, штат Юта, на 450 тыс. τ шихты в год. В штате Юта·
находятся также заводы Мидвел и Морри.
В районе Трех штатов расположены заводы Геркулениум (Миссури)
производительностью 100 тыс. τ свинца в год и Федерал (Иллинойс)
мощностью 145 тыс. τ свинца в год.
Крупными заводами по выплавке свинца· являются: Дюрэнго и
Ледвилл в штате Колорадо, Ист-Хелина в штате Монтана, Сельби
в Калифорнии, Эль-Пасо в штате Тексас.
Из вновь выстроенных в Америке заводов следует отметить завод
Сент Луа Потози на 250 тыс. τ шихты в год, Чихуа-хуа на 500 тыс. г
шихты в год и Монтеррей на 250 тыс. τ шихты в год.
Производственная мощность свинцоворафинировочных заводов США

58
Часть первая. Общие сведения
составляет более і млн. τ металла в год. Наиболее крупные свинцово-
рафинировочные заводы расположены в Омаге (Небраска)
производительностью 200 тыс. т, Бербер (Нью-Йорк) — 140 тыс. т, Герку-
лѳниум (Монтана) —100 тыс. т, Бункер Хилл (Айдаго) — 125 тыс. τ свинца
в год.
В Канаде выплавка свинца производится на заводе Сулливан
(Британская Колумбия) производительностью 175 тыс τ свинца в год.
В Австралии в Порт-Пири расположен свинцовоплавильный и
рафинировочный завод производительностью 200 тыс. τ свинца в год.
В Бирме находится в эксплоатации свинцовоплавильный завод Намту
мощностью 100 .тыс. металла в год.
В Германии крупные свинцовоплавильные заводы расположены в
Браубахе (45 тыс. т), Биннсфельдхаммере (45 тыс. т), Гамбурге (40 тыс. т).
В Бельгии крупные заводы имеются в Хобокене мощностью 50 тыс. τ
и Баален мощностью 40 тыс. τ свинца в год.
В Испании, в Картагене, расположен свинцовоплавильный завод
проектной мощностью 90 тыс. τ свинца в год.
В Италии, на острове' Сардинии, расположен завод Монтевеккио
производительностью 15 тыс. τ свинца в год.
§ 2. Размещение цинковых заводов
а) Размещение цинковых заводов в СССР. При размещении
цинковых заводов учитываются три фактора: близость расположения
месторождений цинковых или полиметаллических руд, возможность
использования на месте производимой серной кислоты (на 1 τ цинка получается
2 τ моногидрата серной кислоты) и металлического цинка и наличие
дешевой энергии или топлива (на 1 τ цинка расходуется около 4 τ
условного топлива или 4000 квт-ч электроэнергии).
Устькаменногорский цинкоэлектролитный завод находится на
Алтае (Казахстан) на берегу Иртыша.
Расположенный в районе полиметаллических месторождений Алтая,
он является крупнейшим центром производства электролитного цинка,
серной кислоты, кадмия и ряда химических продуктов.
Дзауджикауские цинкодестилляционный и цинкоэлектролитный заводы
расположены в Северной Осетии (Северный Кавказ). Старый
реконструированный цинкодестилляционный завод и вновь выстроенный рядом с
ним мощный цинкоэлектролитный завод перерабатывали цинковые
концентраты, получаемые при обогащении руд Садонского района (Северная
Осетия). Завод представлял сложный химико-металлургический
комбинат с рядом побочных производств: серной кислоты, медного
купороса, кадмия и др. Наличие вельцустановки для переработки отходов
цинкового производства и расположенный по соседству свинцовый
завод обусловили получение высоких показателей по извлечению металлов.
Комбинат сильно разрушен в результате немецкого нашествия.
Челябинский цинкоэлектролитный завод находится в г.
Челябинске (Южный Урал) и рассчитан на переработку цинковых
концентратов, получаемых в результате флотации медно-цинковых руд Урала.
Константиновский цинкодестилляционный завод
(Донбасс) был рассчитан на переработку уральских и тетюхинских
концентратов. Наличие высококачественных глин и топлива и потребности
местной промышленности в серной кислоте и цинке обусловливали
строительство завода в этом районе, Завод варварски разрушен немцами.
Бѳловекий цинкодестилляционный завод расположен в Куз-

Глава VI. Размещение промышленности тяжелых цветных металла/! 59
бассе (Западная Сибирь) и перерабатывает цинковые концентраты,
получаемые с Салаирской обогатительной фабрики.
б) Размещение цинковых заводов в зарубежных странах. В
соответствии с расположением месторождений полиметаллических руд цинковая
промышленность США сосредоточена в основных горнометаллѵргических
районах страны:
в районе Трех штатов: Оклагома, Канзас и Миссури, где преобладают
цинкодестилляционные заводы; эти штаты располагают значительными
запасами каменных углей и огнеупорных глин;
в Скалистых горах, где на базе гидроэлектроэнергии получила
широкое развитие гидроэлектрометаллургия цинка.
Общая мощность цинкодестилляционных заводов Америки достигает
750 тыс. τ металла в год. Крупные цинкоэдектролитные заводы находятся
в штате Монтана: Грейт-Фоллс на 150 тыс. τ и Анаконда на 75 тыс. τ цинка
в год. Вновь выстроены цинкоэдектролитные заводы в штате Тексас на
25 тыс. т, в штате Вашингтон на 35 тыс. τ и переоборудован завод в Мон-
сайта, в штате Иллинойс.
Крупнейший цинкоэлектролитный завод в Канаде расположен
в Трэйле (Британская Колумбия).
В Австралии в Рисдоне (Новая Тасмания) находится в эксплоатации
цинкоэлектролитный завод.
В Германии имеются старые цинкодестилляционные заводы в Штоль-
берге, Дуйсбурге и других местах Рейнской области. Были построены
новый электролитный завод в Магдебурге (60 тыс. т) и дестилляционный
в Окере (Гарц) на 40 тыс. т. Завод в Окере оборудован непрерывнодействую-
щими карборундовыми ретортами.
В Польше цинковые заводы расположены в Верхней Силезии.
В Италии цинковые заводы имеются в Монтапони (о. Сардиния), Боль-
цено (Ю. Тироль), Порто-Маргера (Венеция).
Бельгийские цинковые 'заводы работают на привозных концентратах.
Суммарная мощность дестилляционных заводов Бельгии составляет
200 тыс. τ пинка в год, в том числе 3 тыс. τ электролитного.
В Японии построен цинковый завод на о. Кюсю на 15 тыс. τ цинка
в год и в Омута на 25 тыс. т.
В табл. 21 приведена мощность цинковых заводов зарубежных стран
в 1929 г.
Таблица 21
Мощность цинковых заводов зарубежных стран
(тые. τ цинка)
Страна
Америка
Европа
Африка
Австралия
Итого. .
Всего
1106
974
32
70
36
2218
Дестипля-
ционного
цинка
747
853
12
33
1645

Электролитного
цинка
359
121
20
70
3
573
Из общей мощности цинковых заводов в зарубежных странах,
«оставлявшей в 1929 г. 2218 тыс. τ цинка в год, на долю электролитного

60
Часть первая. Общие сведения
производства приходилось около 25%. К 1943 г. общая мощность
цинковых заводов достигла 2600 тыс. т, из них дестилляционных 1700 и
электролитных 900 тыс. т.
Таким образом, доля электролитного цинка повысилась до 35%.
§ 3. Размещение медных заводов
а) Размещение медных заводов в ССОР. Медное производство в СССР
сосредоточено в двух важнейших рудных районах страны: на Урале и в
Центральном Казахстане.
1. Медеплавильные, заводы. На Урале находятся в эксплоатациз
шесть медеплавильных заводов: Красноуральский, Среднеуральский,
Кировоградский, Карабашский, Медногорский и Таналык-Б аймакский.
В Центральном Казахстане находятся в эксплоатации
Балхашский и Карсакпайский медеплавильные заводы и строится новый
завод в Джезказгане. На Алтае в комплексе с свинцовоплавильным
заводом работает Иртышский медеплавильный завод. В Армении
находится в действии Аллавердский медеплавильный завод.
Медеплавильные заводы Урала расположены вблизи месторождений
медно-колчеданных руд. Вновь выстроенные Красноуральский и Средне-
уральский медеплавильные заводы работают по схеме: флотация руд,
плавка концентратов в отражательных печах и последующее
бессемерование штейнов в конвертерах. Реконструированные старые
медеплавильные заводы: Кировоградский и Карабашский наряду с обогатительными
фабриками и отражательными печами сохранили также ватержакетную
плавку кусковой руды. Вновь выстроенный медеплавильный завод в Медно-
горскѳ (Орск) перерабатывает медно-колчеданные руды в ватержакетах
с получением попутно с медным штейном элементарной серы. В Башкирии
находится в действии небольшой завод в Таналык-Б аймаке, плавящий
медно-колчеданные руды в ватержакетах. Вновь открытые крупные
запасы меди в месторождениях Сибай и Бурибай, расположенных вблизи
Таналык-Б аймакского завода, ставят вопрос о коренной реконструкции
последнего.
Совершенно иным видом сырья являются месторождения медных руд
Центрального Казахстана. Если руды Урала в основном являются
сплошными медно-колчеданными месторождениями, то руды Казахстана
относятся к типу вкрапленных медно-порфировых месторождений и
песчаников.
На базе крупнейшего Джезказганского месторождения работает
небольшой медеплавильный завод в Карсакпае и строится
медеплавильный завод на реке Каракингир вблизи Джезказгана. Завод будет работать
по схеме: флотация руд и плавка концентратов в отражательной печи.
Действующий на берегу озера Балхаш мощный медеплавильный
завод, выстроенный в годы Сталинских пятилеток, перерабатывает медные
концентраты, получаемые в результате флотационного обогащения руд
Коунрадского месторождения.
На Алтае находится Иртышский медеплавильный завод,
перерабатывающий медное сырье Алтайского рудного бассейна. Завод оборудовав
епекательными установками и ватержакетными печами.
На Кавказе, в Армении работает медеплавильный завод в Аллавѳрдах»
плавящий местные и зангезурские концентраты в отражательных печах.
2. Медно-рафинировочные. заводы. Эти заводы централизованы и
расположены на Урале и в Москве. Наиболее крупным является вновь
выстроенный медеэлектроаятный завод в, Пышме. Кыштымский завод в на^

Глава VI. Размещение промышленности тяжелых цветных металлов 61
стоящее время полностью модернизирован. На медеэлектролитном
заводе в Москве подвергается рафинированию наряду с первичной
также и вторичная медь..
б) Размещение медных заводов в зарубежных странах. В США
находится крупнейший в мире медеплавильный завод в Гарфильде (Юта)
мощностью 200 тыс. τ меди в год. Рудной базой завода Гарфильд служит
месторождение Бингам, разрабатываемое открытым способом. Медно-
порфировые руды, содержащие 0.8—0.9% Си, перерабатываются на двух
обогатительных фабриках Магна и Эрчур, расположенных в
непосредственной близости от завода. Завод Анаконда (Монтана) рассчитан на
получение 150 тыс. τ меди в год. Завод Дуглас выдает 150—175 тыс. τ меди в год.
Выстроенный в 1942 г. завод в Моренси (Аризона) рассчитан на
получение 135 тыс. τ меди в год.
В Канаде находятся крупные медеплавильные заводы Норанда, Флин-
•Флон и др.
Значительное количество меди выплавляется попутно с получением
никеля. 90%' выплавляемой в Америке меди получается по схеме:
обогащение руды флотацией, отражательная плавка концентратов,
конвертирование штейнов. Лишь 10% меди получается плавкой руд в ватержакетах.
Заводами, на которых сохранилась плавка в ватержакетах, являются:
Коппер-Хилл (Тенесси) производительностью 35 тыс. τ меди в год,
и Лаурел-Хилл (Нью-Йорк) производительностью 30 тыс. τ меди в год.
За последние два десятилетия значительное развитие получили гидро-
.металлургические способы извлечения меди. В Чили находятся два
крупных гидрометаллургическиг завода: Чуквикамата и Потрериллос. Завод
Чуквикамата рассчитан на производительность 135 тыс. τ
электролитной меди в год. В Аризоне работает гидрометаллургический завод Ин-
«лирэйшені производительностью в 35 тыс. τ меди в год, и в 1941 г.
построен завод Хлорайд на 15 тыс. τ меди в год.
В Северной Родезии работают крупные медеплавильные заводы Роэн
Антилоп, Н.-Кана и другие, расположенные вблизи месторождений
богатых медных руд.
В Японии наиболее крупным заводом является Сумитомо
производительностью 15 тыс. τ меди в год.
В Германии крупным медеплавильным заводом являлся Мансфельд-
ский. Был построен также завод в Кургессѳне для плавки в ватержакетах
медистых сланцев и брикетированных концентратов мощностью около
15 тыс. τ меди в штейне в год. Штейны направлялись на Манофельдский
завод.
В Югославии имеется медеплавильный завод Бор.
В Финляндии на заводе Утокумпу штейны выплавляются в
электрических печах.
В Швеции работает медеплавильный завод в Ронискаре мощностью
10 тыс. τ меди в год.
В Норвегии наибольший интерес представляет медно-серный завод
Оркла в Тамергафѳне; по схеме завода Оркла построен Медногорский
завод (Ю. Урал).
§ 4. Размещение никелевых заводов
а) Размещение никелевых заводов в СССР. Рудной базой никелевой
промышленнокяи СССР являются окисленные никелевые руды Урала
и сульфидные медно-никелевые руды Монче-Тундры (Карелия), Норильска
{устье Енисея) и Печѳнга (Петсамо).

62
Часть первая. Общие сведения
На Урале за период Сталинских пятилеток выстроены Режевский,
Уфалейский и Орский никелевые заводы. Наиболее мощным заводом
является Орский.
На базе руд Монче-Тундры построен медно-никелевый завод в
Мончегорске. На севере работает завод в Петсамо.
На базе руд Норильска построен медно-никелевый завод на Дальнем
Севере.
б) Размещение никелевых заводов в зарубежных странах. Основным
видом сырья для получения никеля являются сульфидные медно-нике-
левые руды. Мощность заводов, перерабатывающих медно-никелевые
руды, достигает 140 тыс. τ металлического никеля в год. Получение
никеля из окисленных руд не превышает 10 тыс. τ в год. Центром добычи
никеля из сульфидных руд является Канада, из окисленных — Новая
Каледония. Некоторое количество никеля выплавляется в Скандинавии,
Бразилии, Аляске.
Структурной особенностью зарубежной никелевой промышленности
является территориальная разобщенность заводов по выплавке
штейнов и заводов по переработке штейнов на металл.
В Канаде выплавка файнштейна сосредоточена на заводах Коппер-
Клифф, Конистон и Фальконбридж, в Норвегии —на заводе Евие.
Заводы по переработке файнштейна и рафинированию никеля
расположены в Порт-Колборн (Канада), Клайдах (Англия), Хунтингтов
(США), Христианзанд (Норвегия).
В табл. 22 и 23 приведены некоторые данные о зарубежных
никелевых заводах.
Таблица 22
Зарубежные заводы по выплавке никелевого файнштейна
Завода
Коппер-Клифф . .
Фальконбридж . .
Франкенштейн. .
Папенбург' ....
Страна
Канада
»
Норвегия
\ Новая Каледония
j Германия
»
Годовая,

дительность, τ
120 000
6000
1000
9000
1000
1000

Содержание
никеля в руде,
%
2.5—3.5
1.93
1.0
5—7
Расход
руды в (т)
на 1 τ
никеля
40
60
120
Виды руды
Сульфидная
»
Окисленная
»
»
Таблица 23
Зарубежные заводы по переработке файнштейна я рафинированию
никеля
Завода
Порт Колборн
Христианзанд
Дуффель
-Страна
Канада (Ниагара)
Англия (Ю. Уэльс)
СІПА (В. Виргиния)
Норвегия
Бельгия
Годовая

производительность, τ
75 000
25 000
20 000
7 000
9 000

Глава \ II. Динамика производства и потребления тяжелых цветных металлов 63
Г .1 а в а VII
ДИНАМИКА ПРОИЗВОДСТВА Π ПОТРЕБЛЕНИЯ
ТЯЖЕЛЫХ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
Цветные металлы имеют исключительное значение в мировой
экономике. Процесс расширенного социалистического воспроизводства в СССР
и технического перевооружения хозяйства зарубежных стран связан
с потреблением значительных количеств цветных металлов как
известных с древних времен: меди, свинца, цинка, так и открытых
в более позднее время: алюминия, никеля, магния. Электрификация,
авто-и авиастроение с их интенсивным развитием за последние годы,
машинизация сельского хозяйства, общее развитие техники
машиностроения, военные нужды вызвали огромный спрос на цветные металлы и
продолжают стимулировать рост их производства.
Характерной особенностью промышленности цветных металлов, во
многом определяющей их экономику, является разбросанность
месторождений и относительная их маломощность по сравнению с месторождениями
железа или угля. Эксплоатация месторождений руд цветных металлов
ведется не только в промышленно развитых, но часто и в очень
отдаленных от культурных центров пунктах земного шара.
Обладание источниками сырья и центрами производства цветных
металлов является одним из важнейших факторов военного и
индустриального могущества, отсюда становится понятной роль цветных металлов
в мировой экономике.*
§ 1. Динамика производства и потребления свинца
Промышленное получение свинца началось раньше других цветных
металлов. В течение всего XIX века производство -свинца по количеству
добываемого металла стоит на первом месте. В 1801 г. было получено 22
тыс. τ свинца. К середине XIX столетия годовое производство свинца
достигло 140 тыс. т. Интенсивное развитие свинцовой промышленности
отмечается во второй половине XIX столетия. В 1875 г. мировое производство
свинца составило 350 тыс. т, а в 1901 г. — 835 тыс. т. За первые четыре
десятилетия текущего века производство свинца, постепенно увеличиваясь,
достигло 1680 тыс. τ в 1939 г. В 1943 г. оно составило 1645 тыс. т. Всего
за период с 1801 по 1935 г. было добыто 64.5 млн. τ свинца. В табл.24
приведены данные производства свинца в зарубежных странах.
Как видно из данных табл. 24, до 1929 г. первое место в мире по
производству свинца занимали США. В 1929 г. добыча свинца в США достигла
наивысшего уровня и составила 649 тыс. τ (37.3% мирового производства).
В 1932 г. в результате экономического кризиса в капиталистических
странах производство свинца в США снизилось до 252 тыс. τ и в 1939 г.
составило лишь 381 тыс. т. США уступили первое место в мировом
производстве свинца Британской империи, в которой в 1939 г. было
добыто 542 тыс-., τ свинца (33% мировой добычи). В результате кризиса 1930—
1932 гг. производство свинца в США в 1932 г. упало по сравнению с 1929 г.
на 60%; в Британской империи это снижение составило лишь 7%.
В Германии производство свинца за период 1929—1932 гг. колебалось.
в незначительной мере и составляло 98—95 тыс. τ в год. В 1939 г.
* Приведенные в тексте и таблицах сведения по мировому производству и пот·
реблению тяжелых цветных металлов ее включают данные по СССР.

€4
Часть первая. Общие сведения
ее
s
I
!
§
я
β
в
ο
ο
η
ίΧ
φ
κ
ο
α
»
ο
Ρ<
со
-3*
σι
939 г
*»-<
937 г.
932 г.
929 г.
σ»
Ρ*
1913
6^
Ь
Я
к
^9
ТЫС
<5?
f
тыс.
f·
ТЫС.
г£
н
а
6s·
3
■'е-
-5
тыс.
Страны
со
CN
О
CN
СО
(Ν
<Ы
00
со
о
ϊΛ
CM
*о
CN
CM
CN
CN
CM
CN
CO
CO
en
-a*
to
CM
-d*
«O
tO
CO
*tf
CO
CO
·<*
| США
<j>
■s-l
ΙΟ
■Η
,_,
со
-Η
to
τΗ
cs
со
со
*ч
-н
со
cs
m
■*н
^ч
о
со
Ѵ4
(Ν
со
г-і
σ>
OS
cs
о
I>
<->
tO
г^
<P
to
>л
1Л
о
to
о
^ч
*н
00
о
^н
to
о
г%
«*
со
σ>
1Г5
cs
о
cs
ю
cs
о
'Великобритания .
со

ΙΟΙ
cs
о
to
.—·
со
ю
CS
чг<
^
.н
—
со
CS
г^
г^
■ч-<
σ>
00
со
о
■чН
о
оэ
*Н
to
о
1Л
о
σ>
\Ω
Австралия . ...
\
со
см
ю
_;
о
GS
rf
чН
■*н
tO
г^
-ч
CM
■Η
тн
to
оо
CS
о
*rt
Ю
■чЧ
-t-t ·
О
о
*з<
СО
со
00
CN
ΓΝ
Т-I
ι ι
1 !
со t—
СО Ή
О". СП
L^ t.4
00 I>
•*f Ή
Ι."» CM
CO CO
<0 О
CM ·*
r*
CN t>
О О
»# CM
т-t
О О
** ем
•JU Γν
CO чч
О
CM
н.А-_-^
IЛ -W
* Щ
. Я
£0
t=C
О
. Ρ*
. tt
as
ей М
3 Λ
§< S
R-3
-и
о
со
ю
о
d
«*#
о
со
см
..*■*
ю
со
см
со
<У>
со
чН
<!*
СО
г·*
оо
СО
tO
CN
CN
1Л
σ>
■ч-»
(О
■ч-t
00
OJ
гЧ
СМ
чН
со
to
чН
По Британской
империи ,....
см
см
о
о
о
гЧ
«ч
со
чН
со,
о
чн
чН
Г4»
•=4
со
со
\П
О J
СО
Л
со
σ>
Гч
00
IЛ
о.
S3*
см
чН
Гч
<1*
чН
а
о
1
1
00
\П
to
σ»
со
ѴО
CO
со
СЛ
■*
to
іЛ
о
со
со
Ю
»*
со
о
со
со
<Р
чо
ю
см
см
со
r-t
ю
см
см
-а*
см
сч
Гч
со
о
чН
см
тН
CN
чгі
CN
I>
^-t
о
£N
CM
r-t
CM
о
^н
■^з*
to
f-l
Г4*
CM
CO
Ή
о
со
as
tO
о
<Л
с^.
со
со
•W
**
со
чЧ
Ч-*
σι
г*
со
см
CN
чн
о
ѵо
со
οι
со
■J*
CN
о
Γν
CN
чН
о
чН
СО
со
со
•еЧ
см
і
о
о
со
тЧ
CN
о
тЧ
«о
ю
о
<х>
со
со
1
00
со
О)
CN
to
СО
со
ю

ΟΙΟ
ю
со
00
см

ΙΟ
cs
чгі
со
ю
!?
о
со
00
§
-ч
S
δ
^
100
со
"Η
о
чН
ю
чН
о
чН
00
ч-Ц
чЧ
о
о
чН
to
со
. С-ч
чН
о
о
чН
со
ю
со
о
\Л
00
чН
Всего взарубеж 1
ных странах 1

ГлаваѴЛ. Динамика производства и потребления т.чжелих цветных металлов 65
производство свинца в Германии почти удвоилось по сравнению с 1929 г.,
достигнув 181 тыс. τ (11% мирового производства).
В табл. 25 приведены данные потребления свинца в зарубежных
странах.
За период 1929—1939 гг. лишь Британская империя полностью
покрыла потребность в свинце за счет внутреннего производства этого металла.
Производство и потребление свинца в 1939 г. в Британской империи
составляли соответственно 33 и 26.5% мировых цифр.
1913 г.
ПраизВодстВо и потребление свинца (В %)
1329г.
1339г.
О Производство
^—ША Q — Япония
φ —· Брит, империя φ Мексика
© ~™=Бельгия и Б.Кажо @ ■= Зермания
Франция
Цталия
IIспания
Фиг. 1. Рудные запасы, производство и потребление свинца
Несколько другая картина наблюдается в США. Если в 1929 г.
производство и потребление свинца почти сбалансировались, то в 1939 г.
потребление металла превышало собственное производство почти на 7% миро
вой добычи (30 и 23.2%).

Таблица 25
Потребление свинца в зарубежных странах
Страны
1913 г.
1921 г.
1929 г.
1932 г.
1937 г.
%
1939г.
%
США
Мексика
Великобритания . .
Австралия
Канада
Бирма
Северная Родезия .
По Британской
империи
Германия
Бельгия
Франция
Испания ......
Италия .......
Япония
Прочие
Всего в варубеж-
ных странах
389
175
30
205
223
41
£9
33
19
131
84.2
15.4
f 2.6
18.0
19.6
3.6
8.8
2.9
1.6
11.3
419
5
133
10
18
161
101
21
40
10
8
41
33
50.0
0.6
16.0
1.2
2.2
19.2
12.0
2.5
4.9
1.2
0.9
5.0
4.0
528
ISO
56
246
198
124
116
23
47
118
37.3
13.6
4.0
17.6
14.2
8.9
8.3
1.6
3.7
8.4
250
15
240
15
15
10
280
111
40
122
18
40
62
109
23.9
1.4
22.9
1.4
1.4
1.0
26.7
10.6
3.9
11.6
1.7
3.9
5.9
10.4
4t5
365
244
53
90
49
120
223
30.2
22.2
14.9
3.3
5.5
2.9
7.4
13.6
505
385
60
445
265
33
95
52
110
175
30.0
22.
3.7
26.5
15.8
2.0
5.6
3.1
6.5
10.5
1140
100.0
839
100.0
1400
100.0
1047
100.0
1639
100.0
1680
100.0

Таблица 20
Производство цпвка в зарубежных странах
Страны
1913г.
1918г.
%
I
%
1921 г.
%
1929 г.
%
1932 г.
тыс. τ
1937 г.
1939г.
1943 г.
тыс. τ
%
США
Канада ,
Мексика
Австралия . . , .
Северная Родезия
Великобритания .
Германия
Япония
Италия ...*...
Бельгия ......
Польша
фравция
Норвегия . . . ; .
Испания
Прочие
315
3
59'
111
1
204
8
64
9
; 7
215
31.5
0.3
0.4
5.9
11.1
0.1
20.4
0.8
6.4
0.9
0.7
21.5
470
11
10
39
198
40
1
9
18
2
16
9
57.3
1.4
1.2
4.7
24.2
4.8
0.1
1.1
2.2
0.2
2.0
0.8
182
24
20
10
1
66
24
2
7
91
41.4
5.4
0.5
1.8
4.6
2.3
0.2
15.0
5.4
0.5
1.6
21.3
573
78
15
51
12
59
102
22
16
168
92
169
6
12
114
39.0
5.3
1.0
3.5
0.8
4.0
6.9
2.2
1.6
11.4
6.3
11.5
0.4
0.8
6.3
194
78
30
54
27
42
27
17
96
85
49
39
10
28
24.8
10.0
3.9
7.6
—
3.5
5.4
3.5
2.2
12.2
10.8
6.3
5.0
1.3
4.1
540
142
37
71
14
63
163
45
38
225
105
60
41
5
51
33.8
9.0
2.3
4.5
0.9
3.9
10.2
2.8
2.4
14.0
6.4
3.3
2.5
0.3
3.2
487
146
48
75
14
60
212
55
41
186
118
СО
48
12
141
28.6
8.6
2.8
4.4
0.8
3.5
12.4
3.3
2.4
10.9
6.9
3.7
2.8
0.7
8.5
856
186
48
90
—
65
250
75
25
30
125
21
20
17
16
47.0
10.1
2.6
5.0
3.G
13.7
4.1
1.4
1.7
G.8
1.2
1.1
0.9
0.8
100.0
Всего в зарубежных странах
1000
100.0
823 1Ό0.0
437 100.0
1489
100.0
776
100.0
1600
100.0
1703
100.0
1824

68
Часть первая. Общие сведения
Германия, несмотря на некоторый рост добычи свинца внутри страны,
была вынуждена покрывать значительный дефицит в этом металле за счет
импорта. В 1939 г. производство и потребление свинца в Германии
составляли 11 и 15.8% мирового производства и потребления этого металла.
Из других стран пассивным балансом по свинцу отличались Япония
й Италия. Следует отметить резкое падение производства свинца в
Испании с 213 тыс. τ в 1913 г. до 27 тыс. τ в 1939 г.
На картограмме фиг. 1 приведены рудные запасы, а также данные
производства и потребления свинца в отдельных странах.
§ 2. Динамика производства и потребления цинка
Цинковое производство в промышленном масштабе стало развиваться
во второй половине прошлого столетия. В 1825 г. мировая добыча цинка
составила 8 тыс. т; в 1850 г. — 58.3 тыс. т; в 1875 г. -^- 211.9 тыс. т. В
начале текущего столетия, в 1901 г., мировое производство цинка возросло
,но 584.3 тыс. т. Максимальная добыча цинка относится к 1943 г., когда
количество получаемого металла составило 1824 тыс. τ (без СССР). За
период с 1801 по 1935 г. было добыто 43.5 млн. τ цинка.
В табл. 26 приведены данные производства цинка в зарубежных
странах с 1913 по 1943 г.
Первое место среди стран-производительниц цинка занимают США.
Максимальное количество цинка (856 тыс. т) было получено в США в 1943 г.
В Германии с 1918 г., когда было добыто 198 тыс. τ цинка, намечается
постепенное снижение производства, которое в 1932 г. достигло минимума
в 42 тыс т. В 1939 г. производство цинка в Германии составляло 212 тыс. т.
В 1943 г. было выплавлено 250 тыс. τ цинка.
Крупным центром производства цинка является Бельгия.
Перерабатывая на своих заводах импортные концентраты, бельгийская цинковая
промышленность выдала в 1939 г. 186 тыс. τ цинка.
Польша в 1929 г. произвела 169 тыс. τ цинка, снизив эту
максимальную цифру добычи до 118 тыс. τ в 1939 г.
Цинковая промышленность в Канаде стала развиваться после первой
мировой войны. В1943 г. производство цинка в Канаде составило 186 тыс. т.
В табл. 27 приведены данные потребления цинка в отдельных странах.
Таблица 27
Потребление цинка в зарубежных странах
Страны
1913 г.
%
1929 г.
%
1939 г.
/о
США
Великобритания
Германия . . .
Бельгия ....
Франция ....
Италия
Япония
Прочие
Всего в зарубежных странах
286
104
232
83
85
17
7
174
28.9
10.5
23.3
8.3
8.6
1.7
0.7
18.0
528
190
198
124
116
23
47
214
36.7
13.2
13.7
8.6
8.1
1.6
3.2
14.9
584
235
2«5
90
100
35
95
236
988
100.0 | 1440 | 100.0 | 1660
35.
14.
17.
5.
6.
2.
5.
14,
100.0
Как видно из таблицы, наиболее крупным потребителем цинка являются
США, использующие более */з мирового производства этого металла.
Если в 1929 г. внутреннее производство и потребление цинка в США почти
обаланеировались, то в 1939 г. наметился дефицит в цинке в размере
почти 100 тыс. т.

Глава VII. Динамика производства и потреблегшя тяжелых цвеітшх.металлов 69
Германия нуждалась в импорте цинка в пределах 75—90 тыс. τ в год.
Пассивным балансом по цинку отличались также Япония и Италия.
Великобритания снабжалась цинком, добываемым в доминионах:
в Канаде, Австралии и др.
Экспортерами цинка в Европе являются Польша и Норвегия,
перерабатывающие цинковые концентраты, добываемые на месте, и Бельгия,
Произйодство и потребление цинка (8 %)
Фиг. 2. Рудные запасы, производство и потребление цинка
промышленность которой базируется преимущественно на импортных
концентратах.
На картограмме фиг. 2 приведены рудные запасы,, а также данные
производства и потребления цинка в отдельных странах.

70
Часть первая. Общие сведения
*
со
σι
4-1
со
с»
^4
>
со
ел
^*
СО
"'
СП
"^
fC
-Η
Сн"
ся
и,
со
Cft
δ*·
а
Η"
*-5
ъ·
Е-
я
о4*
3
о4-
-І
3
£
3
t-
5s-
ъ*
3
Е-
a
t<
я
и
14
О
*Ч
.4
^Ч
00
о
•Ή
со
со
00
со
00
ч-
с^.
•J*
Г)
ω
чг-
СО
С!
ю
^ч
о
-т
(Ν
ся
»5
(Ν
«Η
сгч
I
1
1
1
1
U3
о
V-
to to
<ч CO CN чч
ее
г^
ι/:
ι>
сч
ю
cn
о
ее
(Ν
<м
V.
со
σ
en
m
чН
νΐ
О
<Ν
<*
С-
«С
«ί
чг
сп
ο
en
со
ос
из
<!
в
и
чЧ
СО
00
о
•гн
СО
о
•чн
О
СО
ч-
со
с
со
со
in
чЧ
СО
с»
Г^
СО
^
00
со
m
іс
ч*
CN
1М
чг
ос
со
со
<м
CN
чЧ
IМ
со
СП
U3
чЧ
о
to
о
о
1
|
1
со 1
-*
ОС
с
1
1
to ji со 1
ί-
Ο
чг
CN
о
о
О
1-1
S
сг
с
чЧ
из
со
и:
СИ
к
В.
ь
0)
fe
*tf
41 I
ее
CN
00
с-
>
с
a
И
1
[
1
ι ев
, ю
>>
К
о
о
ч-
cn
1С
см
г>.
со

•ΓΓΝ
СО
с^
сч
СЧ
со
тн
ч^
ΙΟ еч
о ю
со
с
ЧЧ
со
СС
CN
сг
чч
ч-
ц-Ч
ч-
чЧ
СП
СО
V
г>
I>
CN
из
чЧ
о"
CN
00
ея
со
чН
CN
СО
I>
со
г^
со
о
СО
СО
из
чч
со
со
ν* о
СО *-ι
СП
чЧ
СП
ч-
а
К
я
W
о
чН
ЧЧ
ее
IS
СО
к
о
ее
1 о,
со
ю
и
о
чЧ
ΓΝ
<Г-
чч
1
1
1
1
|
-ί
Ο
00
«Ο
ЧН
* со о
о о to
•л" сп
о

όи-
(^
»*
ЧН
см σ>
σο с
о
1Л
чЧ
ю
ч-
С5
ГМ

ΤΟ
с
чг
СП
о
ег
·.+
о
00
с" 1
чЧ

ΤΟ
СО
ѴГ
-:
СО
~*
с-
ч*
с
Ρ
о
е
<!
1
1
1
1
1
1
1
I
ч іН
с
S
И
\П
со
чн
СО
*Ч
1СЗ
ч-н
СО
ю
СО <н
чг
СП
о
00
ч?·
чЧ
CN
<М

ΤΙΤΟ
1Г5
ем
с^
со
со
ч-ч
СО
IЛ
чЧ
СО
«*
(Ν чН
a-
о
СО CN
ЧН
UJ
(Ν
IT.
а
s
^ —
Л
<ι
СП
о
СП
о
и
со
о
СО
о
о
S
к
φ
W
СП
>*
г^
сто
чН
ч-
ΪΓ.
чгі
t>
ΙΟ
ic;
с
О"
о
Ή
ι-^
ч34 СО
чч Г>
чч
іс:
г>
1
en
В П г
СО
I>
кг
I>
CN
ι->
о
Ч.1I
ю
l>
г>
СП
о
сі
>я
IЯ
со
іЛ
СП
<м
\г
и·
чч
с-
•с
о
со
о
чН
чН
о
On
о
CN С
1Л
с
с
о
из
из со
о о
о со
СТ> СО
о о
с:
с-
и-
ч^
IГ
ч-
СЛ
О
от
ч-
σ
CN
чН
СО
о
о
1
I
1
о' 1
•d* « ^t л
\r.
ЧН
С^ rrl ч*
Г-ѵ СО CO
СП -J
о
СО
ч-Ч
СС
ее
ее
с
в
«
«f
^-<
из
ѵі
се
ей
о
t,
СГ
о
о
ее
ее
о
ι С,
S
1
I
1
се
s
е.
с
ее
С
с
И
I
1
1
1
1
1
1
1
.
се
я
ее
, ш
s
1
1
ι
1
1
ѵ# 00
о о
СП 00
чЧ
>* из
чн О
CD
СО чН
CN
и:
**
О
О νϊ
из
СГ
Сч 1
<' 1
I
О
-*· ι
CN
CN I
1
ѵ*
чн' 1
о
CN I
о
СГ
СО
ее
ε
εε
cr
г
a
S
1
1
I
1
ее
ω
CD
а
(Μ
CN
О
С
с
г-
Ч"
»>
Чг"
I>
CS
1
I
1
с
ГМ
>г
σ
0"
>г
!
1
1
г^
о-
со
ее
а
S
О
С
а
О
О
чЧ
О
CN
> О
чЧ
CN
CN
О
ЧЧ
О
СО
ЧЧ
СЧ
О
О
ЧЧ
<Ν
из
σ>
О
ЧЧ
ν*
СП
СО
О
о
чН
Гѵ
из
из
о
о
ν*
СО
ѵз"
чЧ
о
о
ЧЧ
00
00
ел
К '
3 .
Ж
Й '
<И .
к>
>5 .
о.
со ·
со
се
о я
t, eg
о о
И

VII. Динамика производства и потребления тяжелых цветных металлов 71
§ 3. Динамика производства и потребления меди
Начало промышленной добычи меди в Европе относится к XII, в
Америке — к XVIII веку; XIX столетие, в особенности его вторая половина,
(IроиэВодстдо и потребление меди (В %)
Фиг. 3. Рудные запасы, производство и потребление меди
характеризуется высокими темпами промышленного развития медного
производства. Если в первый год XIX столетия было добыто всего 7.4 тыс. τ
меди, то через полвека, в 1850 г., годовая добыча составила 44.3 тыс. т.
Повышенный спрос со стороны развивающегося машиностроения в
третьей четверти прошлого столетия стимулировал рост производства меди,
которое достигло 150 тыс. τ в 1875 г. Техническая революция конца XIX

72
Часть первая. Общие сведения
столетия в связи с быстрым развитием электротехнической
промышленности и ростом применения электричества в производстве и быту сделала
медь металлом исключительной важности. Суммарное количество меди,
добытой в XIX веке, исчисляется в 9.5 млн. т. В 1901 г. производство
меди составило 607 тыс. т. В текущем столетии производство меди
непрерывно увеличивалось, причем по валовому количеству добываемого
металла медь выходит на 1-е место среди других цветных металлов. В 1939 г.
было добыто 2273, а в 1943 г. 2620 тыс. τ первичной меди.
Общее количество меди, полученное с начала добычи до 1935 г.,
определяется, примерно, в 51 млн. т.
В табл. 28 приведены данные производства меди в зарубежных
странах за первые четыре десятилетия текущего века.
Как видно из таблицы, первое место по производству меди занимают
США. В 1929 г. доля США в мировом производстве меди достигла
максимума и составила 52.6%. В том же году резко возросла добыча меди
в Чили и Канаде. Производство меди в США в 1943 г. составило 1084 тыс.т,
в Чили — 489 тыс. т, в Канаде — 262 тыс. т.· На весь Американский
континент в 1929 г. приходится 81.7%, а в 1939 г. —69% мирового
производства меди.
За десятилетие 1929—1939 гг. заметно возросла добыча меди в
Северной Родезии и Бельгийском Конго. В 1939 г. суммарная добыча меди
в Африке составила 16.1% мирового производства. В 1943 г. в Северной
Родезии было выплавлено 227* тыс. τ меди.
Доля Японии и Германии в мировом производстве меди составляла
в 1939г. соответственно 3.3 и 5.1%. За тот же 1939г. Германия и Япония
соответственно израсходовали 16.6% и 9.7% мирового потребления.
Таким образом, эти страны были вынуждены импортировать
значительные количества меди.
В табл. 29 приведены данные потребления меди в отдельных
зарубежных странах.
Первое место по потреблению меди занимают США, использующие
более Ѵз мирового производства меди внутри страны.
Великобритания потребляет около 15% мирового производства меди.
На картограмме фиг. 3 приведены рудные запасы, а также данные
производства и потребления меди в отдельных странах.
Потре
США
Великобритания . . .
Германия
Япония
Франция
Италия
Бельгия
Всего в зарубежных
бленіге меди в зарубежных
1913 г.
тыс. .т
312
140
259
24
103
31
15
104
ί 88
%
31.1
14.2
26.4
2.5
10.5
3.2
1.5
10.6
странах
1929 г.
тыс. τ
865
154
216
70
144
55
35
175
ι
100 1 1714
/О
50.8
9.0
12.4
4.1
8.1
3.2
2.1
10.3
100
Таблица 29
1939 г.
тыс. τ
7Я0
305
370
217
120
75
32
383
2232
%
33.0
13.7
16.6
9.7
5.2
3.3
1.3
17.3
100

Таблица 30
Производство и цотребленио никеля в зарубежных странах
Страны
Канада ....
США
Н. Каледонии .
Бирма
Германия . . . .
Греция
Скандинавия . .
Франция . . . .
Великобритания
Япония
Прочие .·....
Всего в зарубежных странах
Производство
1913г.
тыс. τ %
22.5
0.2
6.7
0.3
0.9
0.5
1929 г.
тыс. τ %
72.3
0.7
21.5
1.0
3.0
1.5
31.1
100
42.5
0.3
5.0
0.8
0.7
0.5
0.9
2.5
13.3
1939 г.
тыс. τ %
Г.Г.. 5
63.8
0.5
7.5
1.2
1.2
0.8
1.5
3.7
19.8
100
102.0
11.2
118.0
86.5
4.5
9.0
100
1943 г.
тыс. τ %
130.8
7.3
11.9 7.
87.2
5.0
Потребление
1929 г.
тыс. τ %
1.5
38.0
5.5
4.0
5.5
1.0
150.0
100
61.0
G2.3
9.0
0.6
9.0
1.6
9.0
1939 г.
тыс. τ %
40.0
9.1
5.1
14.3
8.1
14.4
44.0
10.0
5.6
15.7
8.9
15.8
100
91.0
100

74
Часть первая. Общие сведения
§ 4. Динамика производства и потребления никеля
Промышленное развитие никелевого производства относится к концу
прошлого столетия. В середине прошлого столетия производство никеля
стояло на низком уровне. Так, в 1850 г. было добыто 0.3 тыс. т, в 1875 г. —
Производство υ потребление никеля (в %)
Фиг. 4. Рудные 8апасы, производство и потребление никеля
0.6 тыс. т, а в 1901 г. —8.7 тыс. т. В текущем столетии производства
никеля стало интенсивно развиваться, достигнув в 1939 г. 118 тыс. т,
в 1943 г. —150 тыс. т. Суммарная мировая добыча никеля с 1850 по
1943 г. ориентировочно определяется в 2850 тыс. т.
В табд, 30 приведены данные производства и потребления никеля
в зарубежных странах за первые четыре десятилетия текущего века.

Глава VII. Динамика производства и потребления тяжелых, цветных металлов 75
Мировым центром добычи никеля является Канада. При суммарном
производстве никеля в зарубежных странах, исчисляемом в 1943 г. в
150 тыс. τ металла, на долю Канады приходится 130.8 тыс. т, или 87.2%.
Добыча никеля во французской колонии (Н. Каледония) в 1943 г.
составила 7.3 тыс. т. Небольшое количество никеля производится в
скандинавских странах, Греции и др.
Из всего количества производимого никеля в 1939 г. около 40 тыс. τ
нашло потребление в США. Великобритания использует около 15 тыс. т.
Импорт никеля в Германию в 1939 г. составлял 10 тыс. т, в Японию —
8.9 тыс. т.
На картограмме фиг. 4 приведены рудные запасы, а также данные
производства и потребления никеля в отдельных странах.
Таблица 31
Выплавка цветных металлов в зарубежных странах в отдельные гѳды
Годы
1901
1913
1918
1921
1929
1932
1939
1943
тыс. τ
Си
535
988
1464
557
1894
952
2232
2620
РЬ
870
1185
1223
858
1736
1162
1648
1645
Ζη
516
1000
823
437
1489
776
1703
1824
ΑΙ
7.5
65
135
75
280
152
612
1877
Sn
89
136
125
105
196
100
183
Ni
8.7
31.1
46.9
11.5
66.5
25.9
118.0
150.0
Си
59.91
110.63
176.25
62.37
213.25
94.25
261.14
—
тыс
РЬ
76.7
104.58
107.84
75.66
153.08
102.46
145.29
—
м*
Ζη
71.83
140.84
115.91
61.54
206.9
109.29
240.14
ΑΙ
2.77
24.05
50.0
27.77
103.7
56.44
226.66
—
Таблица 32
Динамя&а душевого потребления цветных металлов в зарубежных странах
(в кг)
1901
1913
1921
1929
1932
1937
1939

Среднее ва
1929—
1939
Свинец
США
Великобритан ия
Германия . . .
США
Великобритания
Германия; . . .
США ........
Великобр втания
Германия . . .
3.38
5.40
2.77
4.13
4.15
3.33
3.79
2.79
1.66
5.38
5.93
3.26
2.00
5.18
1.71
3.90
7.40
3.50
3.80
8.10
3.80
1.66
2.50
2.36
Ц ин
2.07
4.24
3.46
к
1.72
1.51
1.05
4.36
4.10
3.07
•
1.50
2.34
1.95
4.30
4.90
8.50
4.40
4.90
4.10
Медь
•2.53
2-50
1.52
3.3S
3.04
3.88
1.90
1.38
2.08
7.11
3.20
3.32
2-40
2.59
2.10
6.20
6.50
3.40
5.50
6.10
5.40
3.32
6.53
2.82
3.26
3.96·
2.82
4.72
4.49
3.61

76
Часть первая. Общие сведения
§ 5. Динамика душевого потребления цветных металлов
Показателем мощи страны является не абсолютный вес выплавляемых
и потребляемых металлов, а относительное количество их на душу
населения.
ГЬіс. гл.
W00
Си(США)
Zn(caiA)
АКСША)
Си(Аяглия)
Щаі(Англия}
РЬ(Аиглия)
щ
р(РЬ(США)
Iп(Ачглия)
2п(германия)
АКВер/тния)
■=АРЬ(ге/шония)
Си(США)
300
РЬ(США)
ЩВермаиш).
РЬ(Англия)-
Zn(CUlA)~
Pb&pmmjQQ
СиЦнглия)^
Zn(Anemm)
ΑΙ (Англия)*- 1
ΑΙ (германий?·
ΑΙ (Ш)-1901
1913 1918 1921 1929 1932 1939 1943
Фиг. 5. Выплавка цветных металлов в зарубежных странах в отдельные годы
В табл. 31 приведены данные по мировой выплавке, а в табл. 32 —
динамика душевого потребления цветных металлов в главных зарубежных
странах за период 1929—1939 гг.
Из данных таблиц видно, что первое место по душевому потреблению-
меди занимают США (4.72 кг). Максимальное душевое потребление меди
в США было достигнуто в 1929 г. (7.11 кг).
По среднему душевому потреблению свинца на первом месте стоит
Великобритания (6.53 кг), где оно почти в 2 раза больше, чем в США,

WIS 1321
1323 1332
іззз тз
Фиг. 6а. Мировая выплавка цветных металлов,
выраженная в тоннах
Тыс. и.3
250
/313 /318 1321
1323 1932
/333 1343
Фиг. 66. Мировая выплавка газетных металлов,
выраженная в кубических метрах

78
Часть первая. Общие сведения
и в 2.5 раза больше, чем в Германии. Максимальное душевое
потребление свинца в Великобритании было достигнуто в 1939 г. (8.1 кг), в США
в 1929 г. (5.38 кг), в Германии в 1939 г. (3.80 кг).
Максимальное среднее душевое потребление цинка составляет 3.96 кг
(Великобритания). Наиболее высокие показатели душевого потребления
были достигнуты в Великобритании в 1939 г. (4.9 кг).
(В кг.)
1901 1913 1921 1329 1932 1937 1933
Таким образом, по среднему душевому потреблению меди на первом
месте находятся США (4.72 кг), по свинцу — Великобритания (6.53 кг),
по цинку — Великобритания (3.96 кг).
На диаграмме фиг. 5 показана выплавка цветных металлов в
зарубежных странах в отдельные годы.
На диаграммах фиг. 6а и 66 показана мировая выплавка цветных
металлов, выраженная в тоннах и кубических метрах.

Глава VII. Динамика производства и потребления тяжелых, цветных металлов 79
ЦентЪ
за англ.
фунт
Ж 1913 191в 1921 1929 1932 1939
Фиг. 8. Динамика среднегодовых цен на цветные металлы
На диаграмме фиг. 7 показана динамика душевого потребления-
цветных металлов в зарубежных странах (США, Великобритания,
Германия).
На диаграмме фиг. 8 показана динамика среднегодовых цен на цветные»,
металлы.

ЧАСТЬ ВТОРАЯ
МЕТАЛЛУРГИЯ СВИНЦА
6 Металлургия тяжелых цветных металлов

Ρ а л д е л А
ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ ПРОИЗВОДСТВА СВИНЦА
Глава I
СПОСОБЫ ПОЛУЧЕНИЯ СВИНЦА
§ 1. Подготовка полиметаллических руд
Как правило, полиметаллические руды подвергаются флотационному
обогащению с получением селективных, свинцовых и цинковых
концентратов. Если в руде содержатся сульфидьые медные минералы или
пирит, то в процессе флотации получаются также отдельно медные
и пиритные концентраты.
Флотация является в настоящее время основным производственным
звеном в процессе извлечения свинца из руды. Внедрение флотации
внесло значительные экономические и технические улучшения в
металлургию свинца.
Получение при флотации свинцовых концентратов, содержащих до
70—75% РЬ, привело к соответствующему сокращению емкости
металлургической аппаратуры свинцовоплавильных заводов.
Возможность экономически выгодно подвергать флотации бедные
полиметаллические руды, содержащие 1—2.5% РЬ, значительно
расширила сырьевую базу свинцовой промышленности.
В настоящее время в СССР функционирует ряд флотационных фабрик
для обогащения свинцово-цинковых руд: Лениногорская, Зыряновская,
Белоусовская (Алтай), Ачисайская, Текелийская и Кантагинская
(Казахская ССР), Кансайская (Таджикская ССР), Мизурская (Северо-Осе-
тинская АССР), Салаирская (Кузбасс), Сихотэ-Алинская (Приморская
область) и др.
§ 2. Состав свинцовых концентратов
В современной металлургии исходным сырьем для получения свинца
являются сульфидные, реже окисленные, концентраты, получаемые в
процессе обогащения полиметаллических руд. Содержание свинца в
концентратах колеблется от 40 до 75%. Постоянным спутником свинца в
концентратах является цинк, количество которого доходит до 15%,
составляя в среднем 4—7%. В свинцовых концентратах весьма часто
содержится медь, а также сурьма, мышьяк, висмут, кадмий, олово.
Свинцовые концентраты содержат серебро от 300 до 3000 г/т, а иногда
золото от 5 до 150 г/т.
В сульфидных концентратах свинец и его спутники находятся в виде
сернистых·металлов: свинцового блеска PbS, цинковой обманки ZnS,
медного колчедана CuFeS2 и др. В окисленных концентратах свинец
содержится в виде церуссита РЬС03, реже англезита PbS04. Спут-

84
Часть вторая. Металлургия свинца
ники свинца в окисленных концентратах находятся в виде минералов:
смитсонита ZnC03, малахита CuC03. Cu(OH)2, азурита 2CuC03. Cu(0H)2
и др.
Из компонентов пустой породы можно отметить пирит FeS2, сидерит
FeC03, кварц Si02, известняк СаС03, доломит СаС03, MgC03, силикаты,
алюминаты и др.
По своему физическому состоянию свинцовые концентраты
представляют влажную смесь минеральных частиц. Степень измельченности
концентратов колеблется от 40 до 95% минус 200 меш (0.06 мм). Содержание
влаги в концентратах составляет 8—10%. Окисленные концентраты
получаются более влажными, чем сульфидные.
В табл. 33 приведены примерные составы свинцовых
концентратов. Из таблицы видно, что свинцовые концентраты представляют
сложный полиметаллический продукт.
Выбор способа металлургической переработки концентратов должен
базироваться на принципе комплексного извлечения всех ценных
составляющих, содержащихся в сырье.
Таблица 33
Примерный состав свинцовых концентратов
РЬ
75.0
70.0
56.0
44.0
43.0
Zn
3.5
5.0
12.0
2.0
12.5
Си
0.5
0.5
4.0
—
9.0
Fe
2.0
6.0
10.0
15.5
9.0
SiO>
1.0
2.5
0.5
5.0
5.0
С£.0
0.3
1.0
1.0
5.0
Ві
0.2
1.5
—
—
—
s
15.0
17.0
20.0
1.0
—
А1г03
0.4
1.0
1.5
1.0
~~
§ 3. Основные методы получения свинца
В современной металлургии свинец получается исключительно пиро-
металлургическим путем. Гидрометаллургические способы извлечения
свинца из концентратов не нашли промышленного применения.
Классическим пирометаллургическим методом получения свинца
является восстановительная плавка в шахтной печи
окисленных природных или обожженных сульфидных концентратов,
предварительно агломерированных. Способ восстановительной плавки
отличается универсальностью и пригоден для любого сырья независимо от
содержания в нем свинца и наличия примесей. Процесс получения чистого
свинца пирометаллургическим способом состоит из трех
последовательных операций: 1) обжига со спеканием, 2) восстановительной плавки
агломерата в смеси с коксом, в результате которой получается веркблей
(черновой металл), 3) рафинирования веркблея с попутным извлечением
из'него драгоценных металлов.
Другим методом, применяемым в промышленности, является
горновая плавка, основанная на реакциях взаимодействия сульфида
с окисью и сульфатом свинца. Горновая плавка является старинным
способом получения свинца. Применение этого способа ограничивается
переработкой концентратов, содержащих не ниже 65% РЬ.

Глава I: Способы получения свинца
85
В последнее время разрабатывается способ
электролитического восстановления свинца из его сульфида в
расплавленной среде.
Гидро металлург и чес к не методы получения свинца
основаны на растворимости хлористого свинца в концентрированных
горячих растворах хлоридов щелочных или щелочноземельных металлов.
Технологическая гхсио
I Kumftmftm \
Цепо аппаратов
*\Шихтоіка Ц / і
Оборотные
ттришИя
]^лпкатЫш\ [возеонЬ&іОЛ^ \Рофиниро6аниё{ \ЯШшфа)Ш\
Но/лея Зля рафтироішшя
\Рафинир.РЬ\
\Иетвші дорг\
Фиг. 9. Принципиальная технологическая схема и цепь основных
аппаратов пирометаллургического способа получения свинца
Хлористый свинец может получаться как действием газообразных хлора,
фосгена С0С12 или полухлористой серы SaGl2 на соединения свинца,
так и непосредственным выщелачиванием свинца из сернистых соединений
горячими растворами хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов.
Из полученных водных растворов свинец осаждается железом или же
раствор подвергается электролизу.
Свинец можно получить также электролизом раславленаой
хлористой соли.

6
Часть вторая. Металлу г.гия свинца
§ 4. Принципиальные схемы металлургии свинца
В современной металлургии для получения свинца наиболее широкое
применение и почти повсеместное распространение получил способ
восстановительной плавки обожженных агломерированных концентратов
в шахтных печах.
При переработке кусковой окисленной свинцовой руды
методом восстановительной плавки исходное сырье не подвергается
никакой предварительной обработке. В природном состоянии руда
поступает в печь на восстановительную плавку. Если вместо кусков на
шахтную плавку поступает мелкая руда или перусситовые концентраты, их
необходимо предварительно подвергнуть спеканию, т. е. превратить в
кусковое состояние, агломерировать. Карбонат свинца при этом
диссоциирует, а образующаяся окись свинца частично переходит в
силикаты и ферриты свинца, которые цементируют частицы шихты, образуя
агломерат.
Более сложным является процесс переработки сульфидных
свинцовых концентратов. До поступления на восстановительную плавку
эти концентраты должны подвергнуться окислительному обжигу для
перевода сульфида свинца в кислородные соединения.
Таким образом, шахтный способ выплавки веркблея из сульфидных
свинцовых руд и концентратов состоит из двух операций: 1) перевода
сернистых соединений свинца, а также сопутствующих сульфидов других
металлов в окислы и 2) восстановительной плавки обожженного продукта
в смеси с коксом в шахтной печи. Если исходным сырьем являются тонко-
измельченные флотационные концентраты, то их необходимо
предварительно, перед загрузкой в печь, превратить в куски, т. е.
агломерировать. На практике процессы обжига и спекания (агломерации)
совпадают и осуществляются в одном аппарате. Сульфиды металлов
используются при этом в качестве горючего, необходимого для процесса
агломерирующего обжига.
На фиг. 9 приведена принципиальная технологическая схема и цепь
основных аппаратов для получения свинца методом восстановительной
плавки. Как видно, схема выплавки веркблея включает два
производственных узла: агломерирующий обжиг и шахтную плавку.

Раздел Б
АГЛОМЕРИРУЮЩИЙ ОБЖИГ СВИНЦОВЫХ
СѴЛЬ ФИДН MX КОНЦЕНТРА ТО В
Глава II
ХИМИЗМ ПРОЦЕССА ОБЖИГА
§ 1. Физико-химические оеновы процесса агломерирующего обжига
Свинцовые сульфидные концентраты, поступающие на
агломерирующий обжиг, помимо PbS, содержат сульфиды других металлов, как
например,
ZnS, FeS2,CuFeS2,CuS, Ag2S, As,S3.
Кроме того, в концентратах и добавляемых к ним перед
агломерацией флюсах находятся окислы кремния, кальция, магния, алюминия
и др.
В процессе обжига происходит окисление сульфидов с образованием
окислов и сульфатов металлов. Сера, окисляясь в S02 и S03, удаляется
вместе с остальными газами.
Окислы металлов, реагируя друг с другом, образуют комплексные
соединения типа ферритов arMeO-2/Fe203, силикатов a:MeO-?/Si02,
алюминатов ггМеО-2/А1203, арсенатов a;MeO-j/As2Os, антимонатов яМеО·
• 2/Sb205 и др.
Реакция окисления сульфидов, написанная в общем виде
xMeS + — (ix — у)Оъ=уМеО+ (х — ?/)MeS04-f ^S02+ Q,
может протекать с образованием как окислов, так и сульфатов
металлов.
В зависимости от температуры процесса, концентрации кислорода
и SO2 в газах, упругости диссоциации соединений и скорости протекания
отдельных реакций меняются соотношения между количествами
образующихся окислов и сульфатов металлов.
Как первичные сульфиды: PbS, FeS, As2S3, так и образующиеся при
обжиге окислы металлов: PbO, Sb203 в зависимости от температуры
процесса могут размягчаться или даже плавиться, спекая отдельные частицы
шихты. Сплавы сульфидов металлов также способствуют спеканию шихты.
Наиболее активными цементирующими веществами при агломерации
свинцовых руд являются силикаты и ферриты свинца. Обладая
сравнительно невысокими температурами размягчения и плавления, они
способствуют получению крепко сцементированного агломерата в пределах
температур от 700 до 900°. В современной металлургии свинца обжиг и
агломерация проводятся на решетках спекательных машин с просасываниѳм
воздуха через шихту.

88
Часть вторая. Мепаллуі-гия свинца
§ 2. Поведение соединений свинца в процессе агломерирующего обжига
Сернистый свинец PbS плавится при 1135°, начинает улетучиваться
при 600°; интенсивное испарение происходит при 950°. Упругость
пара сернистого свинца, в зависимости от температуры, следующая:
t, °С . . · 850 940 980 <?5
Ρ, мм рт. ст . 2.0 6.0 12.9 17.0
При нагревании сернистый свинец диссоциирует по уравнению: PbS-»
-*-Pb + S; он имеет следующую упругость диссоциации в зависимости от
температуры:
ί, "С 700 900 1000
Р, мм рт. ст 0.93-10-5 1.05.10-* 1.26-10-1
При нагревании в присутствии кислорода воздуха происходит
окисление сернистого свинца. Температура воспламенения измельченного
до 0.25 мм сернистого свинца составляет 360—380°; чем крупнее зерна,
тем выше температура воспламенения. Окисляется сернистый свинец
медленно; при окислении протекают следующие реакции:
2 PbS + 302 = 2 РЬО + 2 S02 + 202 800 кал,
2 РЬО + 2S02+ 02 Z 2PbS04 + 183 400 кал.
В результате обжига получается смесь, состоящая из PbS, PbO и
PbS04 в различных соотношениях в зависимости от условий ведения
процесса и характера обжигаемого материала. Количество PbS04
зависит от парциального давления S02 и S03 в газах. При наличии
катализатора (Fe203 и др.) в присутствии кислорода воздуха S02 окисляется в
S03 по реакции: 2S02 + 0j^2S03. Серный ангидрид, реагируя с РЬО,
дает PbS04.
Заметные количества сульфата свинца образуются при окислении
сульфида уже при 200—300°1. При низких температурах (480°) и
медленном обжиге образуется преимущественно PbS04. При высоких
температурах и быстром обжиге образуется РЬО. На относительные
количества образующихся PbS04 и РЬО влияет природа сопутствующих
сульфидов металлов. Присутствие в руде легко окисляемых сульфидов
других металлов способствует повышению концентрации S02 и S03 в газах.
При температуре выше 500°, когда диссоциация S03 по реакции SO^
$S02 -f- χ/2 02 начинает быстро возрастать, образование PbS04
затрудняется.
Для уменьшения образования PbS04 необходимо понижать
концентрацию SO2 в газах и быстро удалять их из процесса. Это легко
достигается при агломерирующем обжиге на слекательных машинах с
просасывавшем воздуха через шихту.
Получение некоторого количества сульфата свинца в интервале
температур от 600 до 850° может быть связано с диссоциацией сульфатов
других металлов, как FeS04, CuS04, ZnS04. На фиг. 10 показаны
сравнительные кривые диссоциации некоторых сульфатов. На диаграмме: RR —
1 Д. Чижиков и Г. Балихина. Цветные металлы №4, 1937.

Глава J/. Химизм процесса ооокиеа
89
линия констант равновесия реакции диссоциации серного ангидрида
S03 для случая газовой фазы, состоящей из смесей трех газов: S03, SOg,
®ώ QQ —линия констант равновесия для случая, когда суммарное
давление смеси трех газов составляет
0.2 ат, а остальное давление до 1 ат
создается за счет азота воздуха.
В области диаграммы выше линий
RR и QQ в зависимости от условий
ведения обжига (без азота или в
присутствии последнего)
образуются лишь окислы металлов. Ниже
этих линий находятся области,
определяющие. условия сульфато-
образования при обжиге.
Чем больше образовалось
сульфатов железа, меди и цинка при
низких температурах, тем выше
будет концентрация S03 в газах
вследствие диссоциации сульфатов
этих металлов при повышении
температуры и, следовательно, тем
больше возможность образования
сульфата свинца. Высокая
концентрация S03 в газах
способствует окислению сульфида свинца
по реакции:
PbS + 3S03=PbO + 4S02.
При обжиге могут иметь место
реакции взаимодействия между
PbS, РЬО и PbSCV
PbS+2PbO == ЗРЬ+ S02 — 76 500 кал,
PbS + PbS04 = 2РЬ + 2S02 - 97 500 кал,
PbS + 3PbSO<= 4РЬО + 4S02 —181800 кал,
РЬ +PbS04 =2РЬО+ S02—38800 кал.
Выделяющийся по приведенным реакциям металлический свинец
может окисляться кислородом воздуха
РЬ + Ѵ202= РЬО + 52 000 кал.1
Окись свинца в присутствии кремнезема образует силикаты состава
хРЪОуБЮ2 с температурами плавления в пределах 700—800°. Силикаты
свинца являются цементирующим веществом при агломерации
свинцовых концентратов. Меньшее значение в этом отношении имеют ферриты
свинца, которые плавятся при более высокой темпераіуре, в пределах
000—1100°.
Низкие температуры плавления силикатов свинца (700—800°), окиси
свинца (883°), штейнов (900—1000°) и ферритов свинца (900—1100°)
обусловливают относительно невысокие температуры, необходимые при
агломерирующем обжиге свинцовых сульфидных концентратов (700—900°).
1 Систему РЬ — S—О см. в главе XV, § 1.
Фиг. 10. Сравнительные кривые
диссоциации сульфатов металлов

90
Часть вторая. Металлургия свинца
Сульфат свинца в пределах температуры от 700 до 950° диссоциирует
весьма медленно. Гофман нашел, что PbS04 в струе воздуха начинает
диссоциировать при 637°. Энергичное разложение начинается при 705°
с образованием 6PbO-5S03. Последнее соединение разлагается при 888°,
спекается при 896°, плавится при 910°. При 952° быстро переходит в 2РЬО ·
• S03. Кремнезем разлагает PbS04 по реакции
2PbS04 + Si02=2PbO. Si02 + 2S02 + 02.
Начало реакции 720°. Fe203 также разлагает PbS04, но менее интенсивно,
чем Si02, по реакции
PbS04+ Fe203= РЬО. Fe203+ S02 + Ѵ202.
Начало разложения 900—950°. При 1100° разложение протекает весьма
интенсивно. СаО разлагает сульфат свинца по реакции
СаО + PbS04= CaS04+ РЬО.
Еарбонат свинца диссоциирует по реакции
РЬС03-»РЬО + СО2
и имеет следующую упругость диссоциации: г
t, °С 184 210 233 280 327
Р, мм рт. ст. 10.1 32.5 102.1 548 760
В интервале температур 300—325° РЬС03 разлагается на РЬО -РЬС03+
+ С02. При более высокой температуре разложение полное.
§ 3. Поведение соединений металлов, сопутствующих свинцу1
Соединения железа
Соединения железа являются непременными спутниками свинцовой
руды. Чаще всего железо присутствует в сульфидных концентратах в виде
пирита.
FeS2. При нагревании в интервале от 250 до 300° в присутствии
кислорода воздуха FeS2 окисляется по реакции
FeS2+ 302 = FeS04 + S0.2.
При более высоких температурах (от 300 до 700°) преобладает реакция
полного окисления пирита
4FeS2+ll 02=2 Fe203 + 8 S02 + 81000 кал.
При слабой газопроницаемости шихты происходит диссоциация пирита
по уравнению
FeS2-> FeS + S —12 400 кал.
Упругость диссоциации пирита в зависимости от температуры следующая!
ί, °С 575 610 645 665 672 680
Р, мм рт. ст 0.75 13.5 106.5 251 343 518
1 Соединения цинка см. Металлургию цинка, стр. 355;
соединения меди см. Металлургию меди, стр, 647.

Гмча II. Химизм процесса обжига
41
В присутствии влаги и окиси железа отщепление серы начинается
с 200—300° даже при доступе воздуха. Пары серы улетучиваются вместе
с газами. Конденсируясь в газоходах, сера может явиться причиной
взрывов.
Чтобы избежать этого, необходимо при наличии пирита вести обжиг
при невысоком слое шихты.
FeS при действии кислорода воздуха образует окислы железа по
следующим реакциям:
FeS -f- 1V,0, = FeO - SO., -r 125 000 кал;
3FeS - 502 " = Fe304 + 3S0"2 -f· 97 600 кал;
2FeS + 3VA = Fe-A + 2SOs - 319 700 кал.
FeS воспламеняется при температуре около 325° при величине зерна
в 0.1 мм и 472° — при величине зерна в 0.2 мм. FeS, полученный от
диссоциации пирита, обжигается легче, чем природный FeS. Объясняется
это пористостью продукта, полученного после разложения пирита.
FeS разлагается окислами железа. Окислы железа, реагируя с
окислами серы, образуют сернокислые соединения железа по реакциям:
Fe0 4-S03:£FeS04;
FeaO, -t- 3S02 -r і1/802£ Fe., (S04)3 + 209 600 кал.
При нагревании сульфаты
железа диссоциируют. Диссоциация
FeS04 в струе воздуха протекает
с образованием Fe203.
Соединения железа, особенно
ферриты свинца, играют важную
роль в процессе
агломерирующего обжига, принимая участие
в образовании сложных
соединений, являющихся цементирующим
веществом для спекания.
Кольмейер, изучавший
систему РЬО —Fe203, установил
возможное образование ряда
соединений типа ферритов,
отвечающих составу от ЗРЮ. Fe203 до
РЬО. 2Fe203. Эти соединения
устойчивы в твердом состоянии и
разлагаются при плавлении. По
диаграмме фиг. 11 температура начала
ферритообразования определена
Кольмейером в 752°.
Соединения мышьяка и сурьмы
Летучесть сульфидов мышьяка и сурьмы довольно высокая. As2Ss
начинает возгоняться в вакууме при 220°. Возгонка происходит без
разложения и начинается раньше, чем наступает плавление. Температура
878°
752°
*Ί
<=

loci
-О
о.
*ч
<УІ
2.
%** е*
«*■ о ,
«*» -о ^^**"-
о Ѵ^
ОУ JS ^
<?> О О.
·£ й А~—
~ s/^
«э Q./
•° /
" J
***/
1527'
100% m
МапекумярнЬе % Гег03
№%Гвгаэ
Фиг. 11. Диаграмма состояния системы
РЬО—Fe2Oa

92
Часть вторая. Металлургия свинца
начала возгонки Sb2S3 380°. На воздухе Sb2S3 перегоняется с разложением.
Упругость пара Sb2S3 в зависимости от температуры следующая:г
£, °С , . 760 £05 834 844 853 873 869 914 952
Р, мм рт. ст 9 21 22 24 26 45 57 107 127
Обладая относительно высокой упругостью паров, сульфиды мышьяка
и сурьмы могут частично улетучиваться в процессе обжига. Плавятся
сульфиды мышьяка η сурьмы при сравнительно низких температурах:
сульфид мышьяка — при 593°; сульфид сурьмы — при 550°.
Арсенопирит при нагревании в нейтральной атмосфере разлагается
по реакции
FeAsS -» As + FeS.
Металлический мышьяк улетучивается. В атмосфере кислорода мышьяк
окисляется по реакции
2As+lVA=As203·
При нагревании в струе воздуха происходит окисление сульфидов
по реакциям:
As3S3 + 4ѴаО, = As203 + 3S02;
2FeAsS -f 5 02 = Fe203 + As203 + 2SOa;
Sb2S3 + 4VjOs = Sb203 + 3S02 + 340 280 кал.
Окисление As2S3 начинается при 215°. Окисление Sb2S3 начинается
при 190° и энергично протекает при 400°.
Полученные соединения трехокисей металлов летучи. Ниже
приведены упругости паров окислов мышьяка и сурьмы в зависимости от
температуры.
Упругость паров As203 2
ί, °С . . . «0 220 240 280 300 307 352 387 410 430 465 500
Р.ммрт.ст. 0.473 2.065 5.96 42.1 89.1 100.6 196 276 3<8, 496 752 760
Упругость паров Sb2033
ί, °С . . . 450 475 500 525 550 575 600 625 650 700 750 800
Р.ммрт.ст. 0.01 0.022 0-0625 0.1645 0.406 0.908 2.42 3.91 7.60 13.22 20.78 31.76
Из таблиц улругостей паров видно, что As203 улетучивается при более
низких температурах, чем Sb203. При 500°, когда упругость пара As2Oa
равна 1 ат, упругость пара Sb203 составляет всего 0.0625 мм рт. ст.
Температуры плавления трехокисей мышьяка и сурьмы соответственна
равны: 586.2 и 635°. При сравнении температур плавления и упругостей
ларов видно, что Sb203, обладая низкой упругостью пара, расплавится
до начала интенсивного улетучивания, способствуя сплавлению
отдельных частиц руды, в то время как трехокись мышьяка благодаря высокой
упругости пара удалится вместе с другими газами до плавления. Низкие
температуры плавления сульфидов и трехокисей мышьяка и сурьмы
могут в некоторых случаях вызвать преждевременное спекание шихты и,
уменьшение ее газопроницаемости.
1 Э. Брицке, М. Зайцев. Минеральное сырье, V, 6, 1930.
* Welsh-Duschak, Trans. Am. El.Soc., 84, 225. 1918.
3 Η in eke, Joura. Am. Chem. Soc, 52, 10, 1930.

Глава 11. Химизм процесса обмана 93
При избытке воздуха в присутствии катализаторов трехокись мышьяка
и сурьмы окисляется до пятиокисп:
As203 Г02 = As2Os -f 63000 кал;
Sb203 + 02 = Sb2Os -f 64 300 кал.
Катализаторами являются окислы железа, меди и свинца. Пятиокиси
нелетучи. Диссоциация пятиокиси мышьяка по реакции Ass0o -*■ As203+Os
происходит при температуре красного каления. Упругость диссоциации
пятиокиси сурьмы следующая:
г, °С ;о 130 іуо :і50 ίοο
Ρ, мм рт. ст. .... . 0.1 1.1 fi.:< 2i).G 224
При окислении Sba08 образуется также Sb204 — устойчивое
нелетучее соединение сурьмы. Разложение чѳтырехокиси начинается при 800°;
при 1030° реакция Sb204-»Sb203 +% 02 протекает нацело.
В соединении с окислами д-ругих металлов пятиокиси мышьяка в
сурьмы образуют устойчивые сложные соединения —арсенаты и антимо-
натыі
\а205 + ЗРЬО = РЬ8 (As04)2>
арсеват свнвці
SbjO, + ЗРЬО = РЬ3 (Sb04)t.
антимонат свинца
Низкая упругость диссоциации пятиокиси мышьяка и присутствие
значительного количества основных окислов способствуют образованию
арсѳнатов металлов. Что касается пятиокиси сурьмы, то вследствие
высокой упругости диссоциации последней образование антимонатов
более затруднительно.
Образующиеся при обжиге арсенаты и антимонаты остаются в
обожженном продукте. При последующей плавке мышьяк и сурьма
восстанавливаются до металла.
Из рассмотренных свойств сернистых и кислородных соединений
мышьяка и сурьмы видно, что в процессе обжига мышьяк должен в большей
своей части улетучиваться и собираться в пылеуловителях. Сурьмяные
соединения менее летучи и остаются в обожженном продукте. В
зависимости от того, желательно или вредно оставление мышьяка и сурьмы в
агломерате, обжиг регулируется таким образом, чтобы получить или летучие
трехокиси или нелетучие пятиокиси.
При низких температурах обжига с ограниченным притоком воздуха
будут образовываться преимущественно летучие трехокиси мышьяка
и сурьмы. При высоких температурах обжига и свободном доступе воздуха
образуются высшие окислы мышьяка и сурьмы и комплексные нелетучие
соединения: арсенаты и антимонаты. Прибавление углеродистого топлива
или пирита способствует удалению мышьяка и сурьмы. Наличие извести
в шихте способствует связыванию пятиокисей в виде арсенатов и
антимонатов кальция.
Соединения серебра
Серебро находится в руде в виде аргентита Ag2S. При окислительном
обжиге Ag2S переходит частично в металлическое серебро, частично об-

94
Часть вторая. Металлургия свинца
разуется сернокислое соединение последнего по реакциям:
Ag4S+ 02=2Ag + S02;
Ag2S + 202 = Ag2S04;
2Ag + 2S03 = Ag2S04 + S02;
Ag2S + 4S03 = Ag2S04 + 4S02.
Теімпература воспламенения Ag2S для зерен в 0.1 мм составляет 605°,
а для зерен в 0.2 мм —875°.
Сульфат серебра разлагается при высокой температуре. Ниже
приводится упругость диссоциации сульфата серебра в зависимости от
температуры:
ί, СС 920 1022 1095
Р, мм рт. ст 20 200 760
Диссоциация Ag2S04 протекает более интенсивно в присутствии
окислов других металлов, как Fe304, Cu20 и др.
Диссоциация Ag2S04 происходит по уравнению
Ag2S04-> Ag20;+ S02 -t- V,0s;
Ag20 в свою очередь диссоциирует по уравнению
2Ag20 -* 4Ag;+ 02
и имеет следующую упругость диссоциации:
t, °С 25 200
Р, мм рт. ст ■. . . . 0.46 1330
Таким образом, в агломерате серебро может находиться в виде
сульфида, сульфата и металла.
Соединения кальция
Кальций может присутствовать в шихте в виде СаО, СаС03 или CaS04.
Окись кальция реагирует с сернистым свинцом по уравнению
PbS + CaO?PbO + CaS.
С сернокислым свинцом окись кальция реагирует по уравнению
PbS04 + СаО = PbO + CaS04.
Известь способствует обессериванию свинца. Однако на общую степень
обессеривания шихты это не влияет вследствие образования трудно
разложимых соединений CaS и CaS04.
Некоторое значение для процесса обжига имеет реакция
взаимодействия между окисью свинца и карбонатом кальция при нагревании в струе
воздуха
4СаСО, + 2РЬО + 02 Ζ 2Са2РЬ04 + 4С02.
По этой реакции получается ортоплюмбат кальция, устойчивый в
сухом воздухе, свободном от углекислоты. Сухой ортоплюмбат при высокой
температуре разлагается с выделением кислорода.
Благоприятное действие на баланс тепла при обжиге шихты с
повышенным содержанием серы оказывает процесс термической диссоциации

Глава II. Химиям процесса обжига
95
карбоната кальция. СаС03 разлагается при температуре выше 910° по-
реакции
СаС08^ СаО + С02 - 73 740 кал.
Так как реакция диссоциации известняка эндотермична, она
способствует снижению температуры процесса. Обладая высокой удельной
теплоемкостью, известь при нагревании поглощает часть избыточного
тепла. В присутствии извести количество сульфидной серы в шихте,
поступающей на агломерацию, можно взять больше без опасения
преждевременного спекания шихты. Выделяющаяся при диссоциации
углекислота делает шихту более газопроницаемой.
Сернистые газы реагируют с СаС03, образуя CaS03. При температуре
выше 650° сульфит кальция распадается на CaS04 и GaS по реакции
4CaS03 = 3CaS04f+ CaS.
При температуре выше 850° сульфат и сульфид кальция реагируют
между собой по уравнению
3CaS04 + GaS = 4СаО + 4S02.
CaS04 начинает диссоциировать при температурах порядка 1200°.
Образование сложных силикатов и ферритов свинца и кальция аРЬО·
• 6CaO-cSi02 и aPbO-bCaO-cFe203 способствует диссоциации СаС03 и
CaS04 при более низких температурах.
Чем больше ошлакована известь, тем прочнее получается агломерат.
Силицирование извести при агломерации облегчает процесс
шлакообразования в шахтной печи. Хорошо ошлакованная при агломерирующем
обжиге известь делает обожженный продукт более устойчивым при
действии воздуха и влаги. Присутствие свободной извести, которая гасится
на воздухе, вызывает разрушение и рассыпание агломерата.
Известь препятствует удалению при обжиге мышьяка и сурьмы,
образуя с ними нелетучие арсенаты (a£laO-2/As2Os) и антимонаты (аСаО·
• i/Sb2Os) кальция.
§ 4. Роль кремнезема в процессе агломерирующего обжига
Предварительная подготовка свинцовой руды способом
агломерирующего обжига имеет целью придать обожженному продукту необходимые
для процесса шахтной плавки физические и химические свойства.
Агломерат должен быть прочным, пористым и в достаточной мере обессеренным.
Спекание отдельных частиц шихты происходит за счет легкоплавких
присадок, являющихся цементирующим веществом, или же физический
и химический состав шихты подбирается таким образом, что при
температуре обжига образуется легко спекающаяся масса. В обоих случаях
присутствие кварца необходимо для образования легкоплавких
силикатов, цементирующих отдельные частицы шихты.
Существенное значение в процессе агломерирующего обжига
сульфидных свинцовых концентратов имеют силикаты свинца. Моетович
считает, что силикаты свинца представляют растворы Si02 в свинцовом стекле.
Он изучил температуры размягчения силикатов свинца разного состава —
от 6PbO-Si02 до PbO-SiOjj. Данные, полученные Мостовичем, приведены,
в табл. 34.

•96
Часть вторая. Металлургия свинца
Таблица 34
Температуры размягчения силикатов свинца
РЬО ....
6РЬО · Si02 .
5РЬО · Pi02
4РЬО · SiO.,
ЗРЬО · SiO„
2.5PbO · SiO.,
2PbO · SiO„
4PbO · 3Pi02
PbO-SiO,.
<Уліі РЬО, »/„
100.00
ί ί5.68
94.86
; 93.66
91.49
i ίΌ.22
! 88.06
; 83.11
78.80
i
SiO,, s?
4.32
5.14
6.34
8.51
9w8
11.94
16.89
21.20
Температура
размягчения
88Г!
794
796
726
772
729
760
750
724
Температуры размягчения приведенных силикатов лежат ниже
температуры плавления чистого глета (883°).
Гильперт и Накен в изученной ими диаграмме плавкости системы
РЬО — PbO-Si02 (фиг. 12) приводят три химических соединения:
87Б°
900-
700-
А
о
■о
α
1
7tT
t t
n£^
тТ1
Ol
·-* t
«P
Ο- ι
Ώ
7U0
■*
α
CO
α
—I
—1-
Β
\гУб70 ■
ε
J
&
О
со
CL
1
■800'
700
10 20 30 НО 50 60 70
весовЬіе %
60 90 100
Фиг. 12. Диаграмма состояния системы РЬО—PbO-SiO.,
PbO-Si02 (78.8% РЬО) (В)с температурой плавления 766°; 2PbO-Si02
(88.06% РЬО) (D) с температурой плавления 740°; 3PbO-2Si02
(84.8% РЬО) (F) с температурой плавления 690°.
Кроме того, отмечаются три эвтектики: РЬО —2PbO-Si02(C) с
температурой затвердевания 717°; 2PbO-Si02 — 3Pb0-2Si02 и 3PbO-2Si02-
—PbO-Si02 (E, G); обе последние с температурой затвердевания 670°.
Образование силикатов свинца начинается при 710° и идет медленно
до 750°. При дальнейшем повышении температуры процесс образования
силикатов резко ускоряется.
При наличии CaO, FeO, PbO в присутствии кремнекислоты получаются
сложные силикаты с температурой плавления в пределлах 800—1000°.

Глава III. Технология процесса агломерирующего обжига 97
В процессе обжига Si02 разлагает сульфат свинца по реакции
2PbS04 + Si02 = 2PbO-Si02 + 2S03 + Ο,.
Начало этой реакции отмечается при 720°. Интенсивное разложение
сульфата свинца происходит при 1030°.
Кремнекислота разлагает сульфат кальция по реакции
GaS04 + Si02 - CaO-SiOe -f SO. τ- \U02.
Реакция начинается при 1000° и протекает интенсивно при 1250°.
Кремнекислота, связывая известь сульфата, тем самым способствует
обессериванию шихты. Десульфатизация кальция имеет то значение,
что делает агломерат более устойчивым при хранении его на воздухе
(GaS04 поглощает влагу из воздуха, что вызывает рассыпание агломерата).
Кремнекислота вытесняет пятиокиси мышьяка и сурьмы из арсената
и антимоната кальция по уравнениям:
CaO-As2Os + Si02 = CaO-Si02 + AssO„;
CaO-Sb205 + Si02 =» CaO-Si02 -f- Sb2Os.
. Выделившиеся пятиокиси под влиянием высоких температур
диссоциируют на летучие трехокиси и кислород. Таким образом, из шихты,
содержащей много кремнезема и мало извести, легче удалить при обжиге
мышьяк и сурьму.
Глава III
ТЕХНОЛОГИЯ ПРОЦЕССА АГЛОМЕРИРУЮЩЕГО ОБЖИГА
§ 1. Термические условия процесса
Процесс агломерации с просасыванием воздуха характеризуется
непрерывным и последовательным горением топлива в отдельно взятых,
лежащих друг под другом дифференциальных слоях шихты по
направлению движения газов сверху вниз. Тепло, выделяемое в результате
экзотермических реакций в верхнем слое, передается нижележащей шихте
непосредственно теплопроводностью и лучеиспусканием, либо при помощи
нагретых газов путем теплообмена с твердыми частицами. Соответственно
с перемещением зон интенсивного горения «движется» также температура.
Агломерация протекает в пределах температур, граничащих с
областью размягчения или синтеза отдельных составляющих шихты.
Спекание может происходить путем непосредственного прилипания отдельных
частиц шихты друг к другу при поверхностном их размягчении, либо
образованием легкоплавких соединений, связывающих частицы.
Тепло, необходимое для обжига и спекания сульфидных концентратов,
получается от горения сульфидов металлов. Тепло извне требуется лишь
для начального подогрева до температуры воспламенения сульфидов.
Шихта, идущая на агломерацию, составляется из веществ
«экзотермических» (углерод, сульфиды), развивающих тепло вследствие окисления
кислородом воздуха, «нейтральных» (окисленные и оборотные материалы)
и «эндотермических», диссоциирующих с поглощением тепла (карбонаты,
сульфаты). К последним относится также вода, испарение которой
связано с расходом тепла. Нагрев «нейтральных» и разложение
«эндотермических» веществ, а также испарение влаги происходят за счет тепла,

98
Часть вторая. Металлургия свища
выделяемого «экзотермическими» веществами. Отсюда очевидно, что тепло,
поглощенное «нейтральными» и «эндотермическими» веществами шихты,
должно соответствовать при агломерации количеству тепла,
выделяемому «экзотермическими» веществами.
При агломерации на спекательных машинах с просасыванием
воздуха различают как бы четыре последовательных стадии процесса:
удаление влаги, воспламенение горючего, экзотермические реакции,
эндотермические реакции.
Для правильного ведения обжига со спеканием необходимо, чтобы
вертикальные скорости отдельных процессов находились в определенном
соотношении друг с другом. При нормальном ходе процесса агломерации
вертикальная скорость испарения должна опережать скорость
воспламенения. Последняя должна быть равной вертикальной скорости горения
или же опережать ее на незначительную величину. Скорость
распространения эндотермических процессов (испарение влаги, разложение
карбонатов и сульфатов) должна быть несколько большей, чем вертикальная
скорость распространения экзотермических реакций.
На практике вертикальная скорость процесса агломерирующего
обжига составляет 10—30 мм/мин. Она меняется в зависимости от состава
шихты и разрежения.
В тепловом отношении агломерирующий обжиг сульфидных
концентратов на решетке спекательной машины является весьма экономичным
ло степени использования тепла, выделяемого горением топлива. Тепло·
от экзотермических реакций в значительной мере поглощается в самой
шихте.
Температура газов не превышает 60°, пока в шихте не испарится вся
влага. Когда зона горения доходит до последнего слоя на решетке,
температура газов делается равной или несколько ниже температуры горения.
Отходящие газы, несмотря на сравнительно высокую температуру
процесса, оставляют аппарат нагретым лишь до 150—200°.
Топливом при агломерирующем обжиге сульфидных концентратов
служат сульфиды металлов. При окислении последних кислородом
воздуха образуются окислы металлов, получается сернистый газ и
выделяется тепло. Этого тепла должно хватить на поддержание необходимой
температуры процесса и доведение его до конца. Избыток или недостаток
тепла одинаково вредны. При избытке тепла имеет место
преждевременное спекание материала. В некоторых случаях может наступить даже
плавление части шихты. Медленный и неполный обжиг наблюдается при
недостатке тепла, когда температура обжига низка и скорость процесса мала.
Нижний предел содержания горючего определяется
теплоемкостью и теплопроводностью шихты, температурой зажигания,
скоростью горения топлива и скоростью теплопередачи внутри шихты.
Необходимое содержание сульфидной серы определяется
температурой плавления наиболее легкоплавких составных частей шихты.
В среднем содержание сульфидной серы в шихте не должно превышать
6-8%.
Помимо количества топлива необходимо принять также во внимание
и размеры зерен горючего. Тонкозернистое горючее равномернее
распределяется в шихте и обладает большей поверхностью. Чем мельче зерна
горючего, тем интенсивнее его горение. Крупные частицы топлива
сгорают медленно.
Флотационные сульфидные концентраты удовлетворяют требованиям,
предъявляемым к топливу при агломерации: они тонко измельчены
и имеют большую общую поверхность.

Глава III. Технология процесса агломерируюѵрго ойжига 99
§ 3. Скорость агломерации
Продолжительность агломерации определяется временем от начала
зажигания до достижения отходящими газами максимальной
температуры, когда зона горения доходит до поверхности решетки. Таким
образом, скорость процесса есть частное от деления высоты слоя шихты иа
продолжительность процесса. Скорость агломерации находится в
прямой зависимости от скорости нагрева шихты: чем меньше
удельный вес и теплоемкость и чем выше теплопроводность тела, тем больше
скорость нагрева. В то же время, чем больше скорость нагрева, тем
быстрее идет процесс, тем большую скорость может иметь лента спекатель-
ной машины, тем выше будет производительность последней.
Обжиг и агломерация методом просасывания на спекательных
машинах отличаются высокими скоростями всех процессов. Объясняется это
быстрым отводом газообразных продуктов, большой поверхностью
контакта между газами и твердым материалом и высокими температурами
вследствие хорошего использования тепла.
Скорость агломерации и качество обожженного продукта зависят
от величины зерен шихты: если зерна шихты крупные, а вертикальная
скорость процесса большая, отдельные зерна могут не успеть прогреться.
на достаточную глубину. Происходят поверхностный нагрев зерен и
преждевременное спекание шихты. Чем мельче зерна шихты, тем быстрее они
прогреваются на всю глубину, тем больше они поглощают тепла за
определенный промежуток времени, тем больше может быть допущена
скорость процесса и выше исходное содержание серы. Однако уменьшение
размеров частиц не должно влиять на общую газопроницаемость шихты.
Оптимальные размеры зерен рудной части шихты колеблются от 1 до 3 мм.
Для флюсов размеры зерен могут доходить до 5—6 мм.
Чем меньше размеры зерен шихты, тем с большим избытком воздуха
можно вести процесс. Избыток воздуха определяется временем,
необходимым для передачи тепла, и общей поверхностью слоя шихты,
нагреваемого проходящими газами. При большой скорости движения газов
и крупнозернистой шихте время пребывания горячих газов в контакте
с шихтой может оказаться недостаточным для передачи тепла,
заключенного в газах. Чем больше воздуха просасывается через шихту, тем
больше тепла уносится отходящими газами. Большая скорость движения
■газов способствует разрушению пленки сернистого газа и более быстрому
уносу последнего с поверхности частиц сульфидов металлов. Контакт
между горючим и кислородом воздуха улучшается, и скорость процесса
увеличивается.
Наилучшее протекание разобранных выше тепловых процессов при
агломерирующем обжиге возможно лишь в том случае, если сохраняется
основное свойство шихты — ее газопроницаемость.
§ 3. Обеспечение газопроницаемости шихты
При обжиге со спеканием способом просасывания большое значение
приобретает газопроницаемость шихты. Качество агломерата и стоимость
его получения в значительной мере зависят от газопроницаемости шихты.
Для равномерного обжига и спекания с получением прочного и пористого
агломерата соответствующего химического состава необходимо, чтобы
шихта, загружаемая на решетку агломерационной машины, обладала
хорошей газопроницаемостью.

100
Часть вторая. Металлургия свинца
Первоначальная газопроницаемость шихты не остается постоянной
в течение обжига. Газопроницаемость агломерируемой массы меняется
в процессе обжига в сторону увеличения или уменьшения в зависимости
от ряда факторов. Способ ведения процесса реакции, протекающие при
обжиге, температура, достигаемая в процессе, изменения, которые
претерпевает материал, — все это влияет на газопроницаемость
агломерируемой шихты.
Газопроницаемостью шихты определяется в значительной мере
производительность аппарата: чем больше может быть взят слой шихты и
меньше разрежение без ущерба для качества агломерата, тем
экономичнее процесс, тем выше производительность аппарата.
Начальная газопроницаемость зависит в определенной степени от
специфических свойств шихты. Величина и форма зерен, поверхность частиц,
объем макро- и микропустот, коэффициент трения между твердыми
частицами и газами, а также плотность и вязкость газа оказывают влияние
на газопроницаемость шихты. Газопроницаемость зависит от содержания
влаги, коэффициента усадки шихты, перепада давления и прочности
сцепления частиц.
Из перечисленных выше факторов крупность зерен шихты и степень
ее увлажнения легче всех поддаются регулированию.
Влияние крупности зерна на
газопроницаемость. Чем крупнее размеры зерен шихты, тем больше
газопроницаемость ее, тем выше может быть слой шихты и ниже разрежение в
камерах. При агломерирующем обжиге тонкоизмельченных материалов
целесообразно провести предварительное укрупнение частиц руды или
разрыхлить мелкую шихту более крупным материалом. Предварительный
обжиг сульфидных концентратов для удаления части серы способствует
укрупнению частиц руды. Обожженный материал, представляющий собой
спекшиеся комочки руды, является хорошо подготовленным как
химически, так и физически для последующего агломерирующего обжига.
Шихта, составленная из подобного материала, после увлажнения
обладает повышенной газопроницаемостью.
Прибавление оборотного агломерата, измельченного до крупности
зерен в 3—8 мм, заметно увеличивает газопроницаемость, делая ее
равномерной по всему сечению слоя шихты.
Заслуживает внимания возможность укрупнения частиц механическим
путем. Для этой цели смешанный и увлажненный материал, к которому
прибавлено какое-либо связующее вещество, пропускается через
макаронный пресс. Продукт в виде цилиндриков диаметром 2—4 мм и длиной
от 5 до 20 мм во влажном или высушенном виде загружается на решетку
агломерационной машины. Подготовленная подобным образом шихта
обладает хорошей газопроницаемостью.
Благоприятное действие на газопроницаемость шихты оказывает
наличие постели из крупнозернистого материала на поверхности решетки.
Влияние влаги на газопроницаемость.
Увлажнение улучшает газопроницаемость шихты. Объясняется это главным
образом превращением тонких частиц руды в небольшие комочки.
Полезное действие влаги можно объяснить еще тем, что после испарения воды
в шихте остаются поры, в которые легко проникают газы. Кроме того,
увлажненная поверхность частиц оказывает меньшее сопротивление
трению при прохождении воздуха.
Наиболее благоприятной для газопроницаемости степенью
увлажнения считается та, при которой насыпной объем увлажненной руды
достигает своего максимума. Увлажнение материала выше определенной

Глава IV. Аппараты для обжига со спеканием 101
степени превращает его в шлам. Газопроницаемость делается тогда
равной нулю.
Влияние усадки шихты на
газопроницаемость. Вследствие перепада давления по высоте слоя при просасыва-
нии воздуха шихта дает усадку. Чем больше разрежение, тем
больше усадка. Шихта при атом уплотняется и газопроницаемость
уменьшается.
Размеры усадки зависят от степени увлажнения шихты и крупности
зерен. Чем больше удельный объем шихты, тем значительнее получается
усадка. Таким образом, возрастание газопроницаемости с увеличением
удельного объема несколько снижается вследствие увеличения при этом
коэффициента усадки и плотности шихты. Чем мельче руда, тем больше
усадка. При размере зерен в 1 мм усадка делается весьма заметной. Шихта
из крупных зерен дает небольшую усадку.
Прочность связи и газопроницаемость.
Некоторые руды обладают определенной прочностью связи между отдельными
частицами, благоприятно влияющей на газопроницаемость шихты.
Прочность связи увеличивается при увлажнении, так как образующиеся при
этом комочки из мелких частиц шихты оказывают некоторое
сопротивление при их раздавливании. Прочность связи повышается в присутствии
коллоидальных веществ. Прибавление сульфит-целлюлозных щелоков,
некоторых растворов сульфатов и т. д. увеличивает прочность связи между
отдельными частицами руды.
Газопроницаемость выражают в м3/сек газов
на 1м2 площади, или в м/сек, т. е. как условную скорость
прохождения газов в шихте. На практике эта скорость колеблется в пределах
0.5—1.5 м/сек.
Глава JV
АППАРАТЫ ДЛЯ ОБЖИГА СО СПЕКАНИЕМ
На практике различают аппараты для обжига со спеканием
периодического и непрерывного действия.
К первым относятся агломерационные котлы и вращающиеся чаши.
Агломерационные котлы работают с нагнетанием дутья снизу вверх.
В чашах воздух просасывается через шихту сверху вниз.
Аппараты непрерывного действия делятся на круглые и ленточные.
Спекательныѳ машины непрерывного действия работают с просасыва-
нием воздуха через шихту сверху вниз.
В металлургии свинца до недавнего времени аппаратом для обжига
со спеканием сульфидных концентратов являлись агломерационные
котлы, в которые загружался порошковидный продукт, получавшийся
в результате предварительного обжига концентрата в тарельчатых или
многоподовых печах. В настоящее время агломерирующий обжиг
в котлах на крупных заводах полностью оставлен в связи с
внедрением в свинцовое производство спекательных машин непрерывного
действия.
Из агломерационных машин непрерывного действия в свинцовом
производстве первыми стали применяться круглые машины. За
последнее время они вытеснены ленточными машинами, являющимися в

102 Часть вторая. Металлургия свинца
современной металлургии свинца основными агрегатами, в которых
проводится как предварительный, так и окончательный обжиг.
Ниже приведены описание и конструкции аппаратов, применяемых
при агломерирующем обжиге.
§ 1. Аппараты периодического действия
а) Агломерационные котлы. Эти котлы имеют коническую (фиг. 13)
или сферическую (фиг. 14) форму и диаметр от 1 до 3 м. Котлы большой
Фиг. 13. Агломерационный котел конической формы, передвижной
(вертикальный разрез)
емкости делаются стационарными, малые — передвижными на колесах.
Котлы отливаются из чугуна и покоятся на цапфах, расположенных
немного выше центра тяжести наполненного котла. При вращении
котла агломерат вываливается. Иногда котлы переносятся кранами к
месту разбивки агломерата и там опрокидываются. Воздух в котел
нагнетается снизу под решетку. Отверстия в решетке конической
формы делаются диаметром от 9 до 18 мм.
Над котлом устанавливается колпак, соединенный с газоотсасывающей
системой. Под колпаком создается разрежение, чтобы сернистые газы
и пыль не выделялись наружу. Подача шихты в котел производится слоями
вручную, Давление дутья повышается постепенно — от 10 (вначале)

Глава IV. Аппараты для обжига со спеканием
103
до 60 см вод. ст. в конце процесса. Количество воздуха, нагнетаемого
в котел, колеблется от 30 до 60 м3/мпн. Продолжительность операции
составляет 8—12 час.
При агломерировании предварительно обожженного сульфидного
материала серы остается 1—2%.
Котлы имеют производительность от 1.5 до 15 τ за одну операцию.
б) Вращающаяся спекатедьная чаша. Спекательная чаша представляет
собой периодически действующий аппарат. Он состоит из коробки с лож-
Фиг. 11. Агломерационный котел сферической формы, стационарный
{общий вид)
ным решетчатым днищем. На решетку кладется постель из
крупнозернистого оборотного агломерата пли известняка. Поверх постели
насыпают слой шихты. Для зажигания на шихту забрасывают слой стружек
или опилок. Когда топливо, расположенное поверх шихты, разгорится,
включают эксгаустер. Обнотг идет сверху вниз. По окончании процесса
чаша опрокидывается вращением вокруг горизонтальной осп, и
агломерат вываливается.

104
Часть вторая. Металлургия свища
§ 2. Аппараты непрерывного действия
а) Круглая спекательная машина. Круглая машина применяется
преимущественно при использовании сернистых газов для получения
серной кислоты. Таким образом, к аппарату помимо получения хорошо
обожженного продукта предъявляются также требования максимальной
концентрации сернистого ангидрида в газах. Это возможно в том
случае, когда избыточное количество воздуха, просасываемого через шихту
и засасываемого через неплотности, будет минимальное. Круглая
машина сконструирована таким образом,.что воздух может проходить только
через шихту, загружаемую на решетку; в остальных местах аппарат
более герметичен, чем другие спекательные машины.
Круглая машина представляет собой вращающийся вокруг
вертикальной оси кольцевой жолоб (фиг. 15а, 156, 16, а,б, 17). Диаметр
кольца по средней окружности делается в 5 и 8 м. Сверху по кольцевой
поверхности жолоб покрыт колосниковой решеткой шириной 1—1.5 м,
на которую загружается шихта. Отверстия в решетке имеют вид
прямоугольных щелей шириной 3—5 мм.
Жолоб по окружности разбивается радиальными перегородками на
несколько камер (до 30). Размеры камеры: 0.9χθ.5χΐ.0=0.45 м3. Каждая
камера при помощи радиальной трубы (диаметром 150 мм) соединена
с центральной отсасывающей трубой, связанной с эксгаустером.
При обжиге отдельные камеры, а следовательно, и радиальные трубы
располагаются, примерно, следующим образом:
а) одна труба предназначена для отсасывания газов от зажигательной
камеры (обслуживается отдельным эксгаустером);
б) десять труб —для отсасывания богатых газов;
в) одиннадцать труб —для отсасывания бедных газов;
г) восемь труб находятся вне действия эксгаустера (конец обжига,
съем агломерата, чистка колосников, загрузка свежей шихты).
Центральная вертикальная труба неподвижна. Она является осью,
вокруг которой вращается машина. Отсасывающие трубы радиально
сходятся у распределительной коробки, плотно прилегающей при
вращении к неподвижной центральной трубе.
При своем вращении кольцо машины проходит под загрузочным
аппаратом, снабженным в конце шаблоном, передвижением которого в
вертикальном направлении можно менять толщину слоя шихты. При
дальнейшем движении кольца отдельные камеры последовательно через трубы
соединяются с соответствующими эксгаустерами. Агломерированный
продукт при помощи плуга, расположенного поперек решетки, снимается
с последней и сваливается в вагонетки или поступает на валки для
измельчения. Скорость вращения машины — 1 оборот в 45—90 мин.
Производительность машины составляет 60—120 т/24 часа.
Недостатками круглой машины являются ее громоздкость, большая
площадь, занимаемая аппаратом, и сравнительно невысокая
производительность.
б) Ленточная спекательная машина. Эта машина (фиг. 18, 19)
представляет пластинчатый транспортер, состоящий из отдельных кареток,
называемых паллетами (фиг. 20). Каретки движутся по
направляющим рельсам и примыкают вплотную друг к другу. Длина
паллеты, равная ширине ленты, составляет 0.75—1.0—2.0 м. По узким
сторонам паллеты снабжены стенками. Высота стенок определяет
глубину паллеты, а следовательно, и возможную высоту слоя
шихты. Примыкая друг к другу, паллеты образуют длинный жолоб

Глава IV. Аппарата Зля обжига со спеканием
103
Фиг. 15а. Схема круглой спекательной машины (план).
/ — аагрузка; 2 — зажигатель; 3 — Сбрасыватель агломерата; 4 — решетка
Фиг. 156. Схема круглой спекательной машины (разрез).

106
Часть вторая. Металлургия свища
а) Разрез
б) (імаи
Фиг. 1С. Установка круглой сііекательной машины: а—разрез; б— план
1 — загрузочный бункер; 2 — смеситель-увлажнитель; 3 — маятниковый питатель; 4 —
зажигательная камера; 5 — решетка; 6 —шахта: 7 — камера всасывания; 8— радиальные трубы, 9 —
центральная труба; 10 — циклон; 11 — эксгаустер; 12 — сбрасыватель агломерата

Глава IV. Аппараты для обжига со спеканием
107
Фиг. 17. Круглая спекательная машина (общий вид)
Фиг. 18. Каркас ленточной спекательной машины

Часть вторая. Металлургия свинца
Фиг. 19. Схема ленточной спекательной машины
} _ бункер; 2 — пластинчатый питатель; 5— увлажнитель; 4 — маятниковый
питатель; £ — заяшгатель; в — паллета; 7— камера
J0
Фиг. 20. Паллета ленточной спекательной машины

Глава. IV. Аппараты для обжига со спеканиелі
109
прямоугольного сечения. Днище паллеты делается в виде решетки
(фиг. 21), составленной из отдельных колосников (фиг. 22а, 226 и 22в).
Под верхней лентой паллет имеются камеры, в которых при помощи
эксгаустеров создается необходимое разрежение. При движении над
камерой паллеты плотно прилегают к направляющим, укладываемым на
•стенках камеры и снабженным каналами для смазки, чем создается
необходимая герметичность. При работе эксгаустера воздух просасывается
Фиг. 21. Решетка паллеты (вид сверху)
через слой шихты; газы проходят через щели решетки, камеры и
эксгаустер и, пройдя через пылеуловители, направляются на сернокислотный
завод или прямо в трубу.
62 ,25
15^40
р{пі\лАлдлдя:
Π
1ллаЖ\алллс-Л'
30
пщшпппцш
Ϊ
* I
—880^-
1025 —
Фиг. 22а. Зубчатый колосник паллеты
Паллеты приводятся в движение следующим образом. При помощи
зубчатого колеса, расположенного у загрузочного конца машины, паллеты
Фиг. 226. Щелевидный колосник паллеты
подхватываются и толкаются вперед по верхней горизонтальной
плоскости. Дойдя до конца ленты, паллета по закруглению падает вниз и
ударяется о нижнюю паллету. Паллеты в опрокинутом виде катятся затем

по
Часть вторая. Металлургия свинца
по слегка наклонной плоскости по направляющим (силою собственной
тяжести) к другому концу машины, где подхватываются зубцами
колеса и снова поднимаются вверх.
і
Τ
■139
159
_/~
135
С
Фиг. 22в. Одинарный колосник паллеты
Регулирование скорости движения ленты производится при помощи
фрикционной конической передачи, либо переключателем трансформатора.
Фиг. 23. Установка ленточной спекательной машины
/ — лента; 2 — зажигатель; 3 —циклон; 4— эксгаустер; 5 —задвижки для регулирования тяги в
камерах всасывания; 6 — газоотводная труба; 7 — шибер; 8 — питатель; 9— загрузочный бункер;
10 — смеситель-увлажнитель; 11 — грохот; 12 — приемный бункер
Ленточная машина в отличие от круглого аппарата обладает
большой производительностью, компактна и занимает меньше места. Длина
ленты может варьировать в широких пределах.

Глава IV. Аппараты для о'тгига с.п текаішем
Ш
Предназначенная для обжига π спекания шихта, тщательно
перемешанная в механическом смесителе, попадает в питающий бункер
(фиг. 23). Из последнего она поступает в барабанный увлажнитель. При
помощи .маятникового питателя шихта пз увлажнителя ложится на
решетку ровным слоем. При движении ленты паллеты в верхнем
положении постепенно проходят под зажигательной печью и над камерой для
отсоса газов. В конце ленты паллета падает по направляющей вниз,
причем аггломерат вываливается на решетку или грохот с про-
зорами в 1 —2 см для отделения мелочи. Конец машины в месте
выгрузки агломерата перекрывается колпаком, соединенным с
пылеуловителем.
Работа на ленточной машине полностью механизирована.
На фиг. 24 показан общий вид ленточной спекательной машины.
Фиг. 1Ί. Ленточная спекательная машина (общий вид)
На заводе Порт-Пирн1 (Австралия) установлена ленточная
агломерационная машина шириной 3 м. Две камеры разрежения
смонтированы на бегунках. Для очистки камер от осевшей в них пыли они
отодвигаются и тут же заменяются другими.
Высота падения паллет на этих машинах ограничивается 355 мм;
скорость падения регулируется при помощи тормозной системы.
В свинцовом производстве нашли применение преимущественно
ленточные спекательные машины как для двойного, так и для одно-
1 Мііі. a. Met., январь, 1939.

112
Часть вторая. Металлургия свинца
ступенчатого обжига. Агломерационные котлы еще применяются
на небольших заводах.
Круглые машины находятся в эксплоатании на некоторых заводах
Европы. В СССР свинцовые заводы оборудованы спекательными
машинами ленточного типа.
Глава Τ
ПРАКТИКА АГЛОМЕРИРУЮЩЕГО ОБЖИГА
§ 1. Основные требования, предъявляемые к агломерату
Агломерат должен обладать определенными физическими и
химическими свойствами, отвечающими требованиям шахтной
восстановительной плавки.
Для обеспечения нормального протекания термических и химических
процессов между твердой шихтой и газами в шахтной печи продукт
агломерации должен иметь пористую структуру и обладать
высокой газопроницаемостью.
Агломерат должен быть прочным, чтобы при плавке в
шахтной печи от давления со стороны вышележащих слоев шихты не
раздавливаться, не рассыпаться на мелкие куски и не истираться при
движении вниз, к зоне плавления.
Что касается требований, предъявляемых к конечному
химическому составу агломерата, то они в
значительной мере предопределяются наличием примесей в исходном продукте.
Чем больше первичного сульфида свинца будет переведено в процессе
•обжига в кислородные соединения, тем легче и полнее происходит
последующее восстановление металла при шахтной плавке. Совершенным в этом
отношении можно было бы считать такой обжиг, при котором весь
сернистый свинец переводится в кислородные соединения. На практике,
однако, подобным методом обжига свинцовых сульфидных концентратов,
т. е, «обжигом намертво», пользуются редко. Объясняется это теми
противоположными и порой взаимоисключающими друг друга требованиями,
которые предъявляются к процессу обжига в зависимости от содержания
в руде соединений других металлов, в особенности меди и цинка.
При окислительном обжиге сульфиды меди переходят в окислы.
В процессе восстановительной плавки медь распределяется между шлаком
и веркблеем. Переход меди в шлак означает безвозвратную ее потерю;
перевод же меди в веркблей связан с необходимостью повышать
температуру последнего, чтобы увеличить растворимость меди в свинце. Это
вызывает интенсивное испарение свинца при выпуске металла из горна печи
и ухудшает условия труда. Образование тугоплавких горновых настылей
и расстройство хода печи являются часто следствием наличия большого
количества меди в агломерате.
Чтобы парализовать вредное действие меди, плавку медистой шихты
ведут с получением медносвинцового штейна. Для этой цели в обожженной
руде оставляется определенное количество серы, необходимое для
образования штейна или сплава сульфидов металлов. В последнем
концентрируется большая часть меди. Помимо сульфида меди в штейне содержатся
также сульфиды железа, свинца, цинка и других металлов. При расчете

Глава V. Практика агломерирующего обжига
из
обжига нужно еще учесть степень десульфуризации в шахтной печи,
а именно: окисление части серы в S02 и переход некоторого количества
серы в шлак.
Другие требования предъявляются к процессу обжига при содержании
в свинцовых концентратах сульфида цинка.
Присутствие ZnS в агломерате нежелатель-
н о. Переход ZnS в штейн либо в шлак повышает температуру
плавления последних, делает их вязкими и затрудняет отделение штейна
от шлака. Штейн при наличии большого количества ZnS приобретает
пенистую губчатую структуру.
Получение при обжиге сульфата цинка также нежелательно, так как
ZnS04 в восстановительной атмосфере печи частично переходит в ZnS.
Менее вредное действие на процесс плавки
оказывает окись цинка. ZnO сравнительно легко переходит
в шлак, не ухудшая до определенной концентрации его свойств.
Необходимо лишь при высоком содержании ZnO иметь более железистые шлаки.
Часть окиси цинка восстанавливается в печи до металла и в виде паров
уносится восходящим потоком газов. В верхних зонах печи пары цинка
снова окисляются в ZnO. Окись цинка частично улетучивается из печи
и оседает в газоходах и пылеуловителях, частично же остается в порах
самой шихты, в верхних холодных ее частях, и снова затем опускается
вниз.
Таким образом, при наличии в свинцовых концентратах сульфида
цинка, что почти всегда имеет место, нужно стремиться к
максимальному переводу ZnS в ZnO. Это возможно при сильно окислительном
обжиге.
На практике приходится часто иметь дело с полиметаллическими
свинцовыми концентратами, содержащими сульфиды меди и цинка. Наличие
меди требует оставления части серы в агломерате; с другой стороны,
оставление серы в агломерате связано с неполным окислением сернистого
цинка и, следовательно, неизбежными трудностями при плавке.
В каждом отдельном случае металлург должен решить вопрос о том,
какой обжиг в данных условиях является оптимальным.
Иногда является целесообразным свинцовые концентраты, содержащие
одновременно медь и цинк, обжигать «намертво, а необходимое для
образования штейна количество серы прибавлять к шихте, загружаемой в
шахтную печь, в виде кускового пирита.
Некоторое влияние на выбор условий для процесса обжига
оказывает присутствие никеля и кобальта в
концентратах. Для извлечения этих металлов в виде отдельного продукта
в процессе шахтной плавки необходимо наличие в шихте некоторого
количества мышьяка или сурьмы. Никель, кобальт, а также железо, медь
и свинец образуют с мышьяком и сурьмой арсениды и антимониды
металлов. Сплав этих соединений в виде продукта плавки, называемого шпей-
зой, отделяется от шлака и штейна. Таким путем обеспечивается почти
полное извлечение никеля и кобальта в концентрированный продукт.
В пшейзу переходит также некоторое количество золота и платины.
Нужно отметить, что сурьма в отличие от мышьяка редко образует
шпейзу. Большая часть сурьмы переходит в веркблей.
Получение пятиокиси мышьяка, образующей с окислами других
металлов нелетучие арсенаты, препятствует удалению мышьяка. При
необходимости оставления некоторого количества мышьяка в агломерате
нужно создать условия, способствующие образованию пятиокиси
мышьяка.

114
Часть вторая. Металлургия свинца
§ 2. Двойной обжиг сульфидных концентратов
Исходным сырьем для свинцовых заводов являются сульфидные
концентраты, получаемые в результате флотационного обогащения
полиметаллических руд. Концентраты содержат 45—75% РЬ, 15—20% S и
небольшое количество пустой породы.
Сульфидные концентраты отличаются относительно низкой
температурой плавления и трудно проницаемы для газов.
Обжечь концентраты в смеси с теоретическим количеством флюсов
с получением агломерата необходимого качества в один прием на
практике не удается. Неудовлетворительные результаты являются следствием
выделения большого количества тепла при окислении сульфидов, что
вызывает преждевременное спекание шихты. Агломерат получается
с высоким содержанием серы, неоднородного состава.
Для получения шихты, удовлетворяющей условиям нормального
обжига, концентраты необходимо разбавлять крупнозернистым
тугоплавким материалом. Такими материалами являются кварцевые
окисленные руды, содержащие свинец и серебро; золотосодержащие руды,
извлечение золота из которых обычным путем связано с некоторыми трудностями;
оборотные продукты собственного свинцового производства
(гранулированные штейн и шлак), а также отходы других производств, содержащие
свинец и благородные металлы (раймовка цинчодестилляционных
заводов и др.).
Эти материалы либо заменяют собою флюсы: известняк, кварц и
железную руду, либо являются самостоятельными продуктами, совместная
обработка которых со свинцовыми концентратами имеет целью
извлечение из них драгоценных металлов.
Разбавление концентратов тугоплавкими продуктами, измельченными
до размеров зерен в 3—5 мм, делает шихту пористой и снижает содержание
серы до требуемого обжигом предела. Однако прибавление к
концентратам тугоплавких материалов для разрыхления шихты, снижения
содержания серы в ней и поглощения избыточного тепла при обжиге связано
с уменьшением производительности шахтной печи и большим расходом
топлива при плавке.
Для доведения до минимума количества прибавляемых посторонних
тугоплавких материалов и получения шихты необходимого по пористости
и содержанию серы качества в современной практике производства свинца
применяется двойной обжиг свинцовых сульфидных концентратов.
• Двойной обжиг сульфидных свинцовых концентратов включает две
стадии: первую, или предварительный обжиг, и вторую, или
окончательный обжиг.
Проведение процесса обжига в две стадии вызывается стремлением
снизить при первом обжиге содержание серы до размеров, при которых
устраняется возможность преждевременного спекания шихты при
окончательном обжиге. Химические и физические изменения, которые претерпевает
шихта при первом обжиге, должны быть таковы, чтобы при втором обжиге
спекание материала наступило после удаления из нее большей части серы.
Для богатой свинцом и легкоплавкой шихты содержание серы в
материале, поступающем на второй обжиг, не должно превышать 6—8%.
В шихте первого обжига содержание серы редко превышает 11%. Таким
образом, при первом обжиге количество серы в шихте снижается на 3—5%.
Чем меньше свинца и больше тугоплавких веществ содержится в шихте,
тем выше может быть содержание серы (как при первом, так и при втором
обжиге).

Глава V. Практика агломерирующего обжига
115
Предварительный обжиг сульфидных свинцовых концентратов до
недавнего времени проводился в механических тарельчатых или
многоподовых печах. В последнее время как предварительный, так и
окончательный обжиг проводятся на спекательных машинах с просасыванием
воздуха через шихту.
Предварительным обжигом улучшаются термические условия второй
стадии процесса. При предварительном обжиге часть сульфидных
соединений металлов переводится в сульфатные и окисные. При этом
понижается теплотворная способность руды. Диссоциация
образовавшихся сульфатов при окончательном обжиге также связана с расходом
тепла. Наконец, окислы, образовавшиеся при предварительном обжиге,
увеличивают в шихте количество «нейтральных» веществ, поглощающих
избыточное тепло в процессе окончательного обжига.
Предварительный обжиг улучшает физические свойства материала,
поступающего на второй, окончательный обжиг. Комочки предварительно
обожженного в печах материала или зерна измельченного после первого
обжига агломерата придают шихте свойства, необходимые для
нормального протекания процесса окончательного обжига. Газопроницаемость
шихты увеличивается. Начавшиеся при предварительном обжиге
процессы шлакообразования способствуют лучшему спеканию материала при
окончательном обжиге. Агломерат получается прочным и пористым.
При первом обжиге стремятся снизить содержание серы и физически
подготовить материал для второго обжига. Прочность агломерата
первого обжига не имеет значения,' Мелочи при первом обжиге получается
15—20% веса продукта. Мелочь возвращается обратно на первый обжиг.
Спекшаяся часть материала первого обжига измельчается на валках до
размеров зерна в 6—10 мм, смачивается 5—10% воды, после чего
поступает на второй обжиг. Шихта второго обжига представляет пористую
массу, хорошо проницаемую для газов. После второго обжига получается
прочный и пористый агломерат. Мелочи при этом обжиге получается
5—10% веса шихты.
§ 3. Одинарный обжиг сульфидных концентратов
Стремление получить готовый агломерат в один прием без
добавления тугоплавких посторонних продуктов нашло свое разрешение в
процессе, называемом способом возврата. По этому способу к
шихте, состоящей из сульфидных свинцовых концентратов и необходи·-
мых флюсов, прибавляется такое количество конечного агломерата,
чтобы содержание серы не превышало 5—6%. Агломерат
предварительно измельчается до размеров зерен в 3—8 мм. При
перемешивании шихты флотационные концентраты тонкой пленкой
покрывают шероховатую поверхность зерен агломерата. Благодаря
большой поверхности окисления обжиг со спеканием по этому способу
протекает быстро и нацело при небольшом сравнительно избытке воздуха.
Прибавление значительного количества оборотного пористого продукта
повышает газопроницаемость шихты. Слой последней на решетке
агломерационной машины при способе возврата может быть взят достаточно
большим при низком разрежении в камерах.
Из полученного обожженного продукта только меньшая часть
отбирается в виде готового агломерата для шахтной плавки. Остальная,
большая, часть измельчается и вновь добавляется к сырым концентратам.
При работе по способу возврата имеется возможность точно регулиро:
вать содержание серы в шихте, а следовательно, и ход всего процесса.

116
Часть вторая. Металлургия свинца
§ 4. Приготовление шихты
Одним из основных требований при агломерирующем обжиге
является равномерное просасывание воздуха по всему сечению шихты.
Это требование достигается тщательной шихтовкой и однородностью
состава шихты. Увлажнение шихты должно быть также совершенно
равномерное. Поэтому вопросу приготовления шихты, поступающей на
агломерацию, придается большое значение.
Фиг. 25. Смеситель-дезинтегратор (в разобранном виде)
Для облегчения и ускорения последующей шахтной плавки
целесообразно все флюсы и оборотные материалы направлять в шихту на
агломерацию, а не загружать их в кусковом состоянии в ватержакетную печь.
Для этой цели флюсы (известняк, кварц, железная руда), оборотные
продукты, а также агломерационная мелочь измельчаются до размеров
зерен в 3—5 мм и смешиваются с концентратами и пылью из газоходов.
Шихта перед агломерацией увлажняется.
Для избежания образования в шихте комков из концентратов
рекомендуется все необходимое для процесса спекания количество влаги вводить
вместе с оборотными материалами, преимущественно агломерационной
мелочью. При смешивании увлажненного измельченного агломерата
(оборотного) и флюсов с флотационными концентратами последние
прилипают к влажной поверхности крупных частиц. Сульфиды, являющиеся
горючим, равномерно распределяются при этом по всей шихте.
В состав шихты ватержакетной свинцовой плавки входит большое
количество разнообразных материалов. Для дозирования составных
частей шихты, поступающей на агломерацию, имеет значение
хорошо оборудованное бункерное хозяйство. В отдельных бункерах должны
■находиться запасы измельченных флюсов и оборотных материалов, а также
.концентратов и пыли. Под шихтовочными бункерами, заполненными

Глава V. Практика агломерирующего обжига Ц7
компонентами шихты, помещаются тарельчатые питатели, вращающиеся
со скоростью 10 об/мин. Материал, высыпающийся из бункера, ложится
конусом на питатель; нижний диаметр конуса, т. е. площадь, занимаемая
шихтой на диске, зависит от расстояния отверстия бункера до тарелки.
При вращении тарелки определенное количество материала
сбрасывается отсекающим ножом на транспортерную ленту, проходящую вдоль
бункеров. Компоненты шихты ложатся на ленте тонкими слоями поверх
друг друга.
Для перемешивания шихты на свинцовых заводах применяются
смесители-дезинтеграторы непрерывного действия (фиг. 25). Смеситель
состоит из двух парных концентрических колец, вращающихся с
разными скоростями в противоположных направлениях. Кольца по
цилиндрической поверхности составлены из параллельно расположенных
стальных прутьев. При вращении колец шихта попадает между прутьями
и перемешивается. При этом крупные куски шихты измельчаются. Кольца
вращаются со скоростью 150—200 об/мин. Диаметр колец равняется 1 м.
Для получения однородной шихты устанавливается два последовательно
работающих смесителя.
§ 5. Питание агломерационной манаты
Сшихтованный материал при помощи транспортеров подается в
верхний загрузочный бункер спекательной машины,' откуда специальным
питателем направляется в смеситель-увлажнитель. Последний
представляет собой вращающийся барабан длиной 1.5—2 м, внутри которого
параллельно оси помещается брызгало в виде перфорированной трубы
для доувлажнения шихты. Доувлажненная й дополнительно
перемешанная шихта при помощи маятникового питателя подается на наклонный
железный лист. При скатывании с листа более крупные частицы первыми
покрывают решетку. Иногда для образования постели позади главного
питающего бункера устанавливается второй бункер с крупным
материалом.
Для регулирования высоты слоя шихты к стенке, обращенной к за-
жигателю, приделана передвигаемая в вертикальном направлении
задвижка.
§ 6. Зажигание шихты
После выхода из-под маятникового питателя лента с шихтой попадает
под зажигательную камеру. Последняя представляет собой открытую
внизу (по направлению к поверхности шихты) коробку, снабженную
топочным устройством. Топливом служат каменный уголь, кокс, газ или
нефть. Длина зажигательной камеры равна ширине ленты, т. е. 100—
150—200 см; ширина 25—80 см.
Зажигательную камеру подвешивают над решеткой таким образом,
что она лишь частично располагается над ближайшей камерой всасывания
(фиг. 26). Воспламенение горючих составляющих поверхностного слоя
шихты при таком расположении зажигательной камеры начинается до
того, как паллеты очутятся над камерой всасывания, т. е. при весьма слабом
разрежении. По мере движения ленты разрежение увеличивается и
достигает максимума, когда шихта находится между зажигателем и всасывающей
камерой. При таком способе зажигания предупреждаются плавление
поверхностного слоя шихты иобразование непроницаемой для воздуха корки.

118
Часть вторая. Металлургия свища
Продукты горения отсасываются при помощи эксгаустера.
Наибольшим распространением пользуются, зажигательные печи,
отапливаемые коксом или нефтью. Расход кокса составляет 0.3—0.8%,
Фиг. 26. Зажигатель ленточной спекательной машины
1 — топка; 2— всасывающая камера; 3 — маятниковый питатель; 4 — паллеты
а нефти 0.15—0.6% веса шихты. Разрежение в камере всасывания
составляет 100—150 мм вод. ст. Весьма важно, чтобы зажигание происходило
равномерно по всей поверхности шихты.
§ 7. Горение сульфидов
После того как шихта, по мере движения ленты, покинет
зажигательную камеру, она попадает под действие струи
просасываемого через шихту воздуха; при этом сульфиды, содержащиеся
в шихте, окисляются. За счет тепла от горения сульфидов
получается необходимая для процесса температура, достаточная для
доведения реакций окисления до конца и для агломерации шихты.
Степень разрежения, поддерживаемого в камерах всасывания, зависит
от сопротивления, оказываемого шихтой. Наибольшим сопротивлением
обладает шихта в начале процесса. По мере образования каналов, по
которым устанавливается течение газов, сопротивление шихты понижается.
Просасывание воздуха должно быть достаточным, чтобы обеспечить
следуемое удаление серы и получение прочного аггломерата. Количество
просасываемого воздуха в несколько раз превышает теоретически
необходимое для окисления сульфидов. Через 1м2 поверхности решетки
просасывается около 60 м3 воздуха в 1 мин. Для равномерного просасы-
вания воздуха спѳкательная машина снабжается несколькими
камерами всасывания. Это дает возможность устанавливать соответствующее
разрежение в любой части по длине ленты.
§ 8. Пыле образование в процессе агломерации
В процессе агломерации вследствие больших скоростей движения
газов частицы шихты могут уноситься током газов.
Так как на спекательных машинах газы движутся сверху вниз, ниж-
лие слои шихты являются фильтром для пыли. Постель из крупнозерни-

Глава V. Практика агломерирующего обжига
119
стого материала на поверхности решетки также имеет целью уменьшить
унос пыли и предотвратить проваливание шихты через колосники.
Несмотря на это, вместе с газами через колосники увлекается некоторое
количество пыли. Более грубая пыль, состоящая из отдельных частиц
шихты, оседает в камерах и трубопроводах до эксгаустера. Эта пыль,
в количестве до 1 % веса шихты, периодически извлекается из камер и
возвращается обратно в агломерацию. Более тонкая пыль улавливается
в специальных пылеуловителях. Запыленность газов, взятых на
расстоянии 0.9 м от начала камер всасывания, составляет около 3.0 г на
1 м3 газов, а на расстоянии 4.5 м —0.5 г/м3.
В отходящих газах при агломерирующем обжиге сульфидных
материалов часто содержатся пары элементарной серы. Последняя получается
от диссоциации сульфидов при нагревании или при действии сернистого
газа по реакциям:
MeSA -> MeS + S* _ι; 2MeS - S02 - 2MeO - l1/^,
Элементарная сера может также получиться по реакции взаимодействия
между сульфидами и парами воды по уравнениям:
MeS+ H20 = MeO+H2S;
MeS+lVaOa = MeO +S02;
2H2S -j- S02 = 2H,0 -r lV,Sa.
Конденсируясь в газоходах, сера может явиться причиной взрывов.
Помимо механического уноса пыли в процессе обжига
вследствие развиваемых высоких температур может иметь место
улетучивание соединений металлов. Степень улетучивания зависит от
упругости паров и количества этих соединений в шихте. Образование
комплексных соединений, связывающих свободные окислы, уменьшает
улетучивание. Например, образование силикатов свинца понижает
степень улетучивания РЬО.
В значительной степени улетучиваются соединения мышьяка и
отчасти сурьмы. При агломерации улетучивается некоторое количество
кадмия.
Летучие соединения могут частично конденсироваться в нижних слоях
шихты или в постели из крупнозернистого материала на решетке.
§ 9. Контроль обжига со спеканием
Спекательные машины в тепловом отношении являются весьма
совершенными металлургическими аппаратами. Температура отходящих газов
не превышает 150—200°. Значительная часть тепла газов, образующихся
в зонах высоких температур, используется в процессе. Тепло топочных
газов зажигательной камеры используется на испарение влаги и нагрев
до температуры воспламенения горючих составляющих поверхностного
слоя шихты.
При движении ленты воздух, просасываемый через шихту,
нагревается за счет тепла, аккумулированного в верхних слоях продукта.
Последний при этом охлаждается. Двигаясь вниз к решетке, газы
передают тепло нижележащим слоям шихты, подогревая их до температуры,
необходимой для процесса.

120
Часть вторая. Металлургия свища
Контроль производства при работе с ленточными агломерационными
машинами очень прост. В любой момент по внешнему виду агломерата
можно судить о правильности процесса. Изменив шихту, можно через
непродолжительное время проверить правильность выбранного состава
последней. · Пуск и остановка агрегата не требуют никакого
предварительного нагрева или охлаждения аппарата.
Спекательные машины легко доступны для обслуживания и ремонта.
Все движущиеся части, как паллеты, шкивы и др., легко сменяемы.
Ремонт машин не требует длительных остановок. К недостаткам машины
надо отнести большой расход энергии, потребляемой эксгаустером, ввиду
необходимости просасывать в избытке воздух через шихту.
Контроль процесса обжига состоит в весовом учете и химическом
анализе всех поступающих на агломерацию материалов и получаемых
продуктов. В шихте определяются свинец, сера, цинк, медь, благородные
металлы, шлакообразующие составляющие и влага. Агломерат
анализируется на содержание в нем свинца и серы.
Контроль за разрежением в камерах, температурой и составом
отходящих газов дает представление о ходе процесса.
Технологическая схема агломерации свинцовых концентратов
приведена на фиг. 27.
§ 10. Пути интенсификации агломерирующего обжига
и утилизация сернистых газов
Для увеличения производительности спекательной машины по
длине ленты в отдельных случаях можно установить два загрузочных
аппарата и две зажигательные камеры.
Когда при этом лента с шихтой выходит из-под первой зажигательной
камеры и горение сульфидов проникает на большую глубину, на первый
слой шихты засыпается слой свежего материала. После воспламенения
верхнего слоя шихты под второй зажигательной камерой горение
происходит одновременно в обоих слоях. Когда процесс горения в нижнем слое
заканчивается, в верхнем слое он доходит, примерно, до середины.
Производительность спекательной машины может быть при. этом
способе увеличена. Концентрация сернистых газов получается более
высокой. Унос пыли уменьшается, так как нижний слой агломерата является
фильтром для газов, поступающих сверху.
Процессы обжига и агломерации возможно также
интенсифицировать путем лросасывания через шихту воздуха, обогащенного
кислородом. Для этой цели в перфорированные трубки, располагаемые над
шихтой в перпендикулярном к оси машины направлении, нагнетается
чистый кислород. Последний, выходя из трубок, вместе с воздухом
просасывается через шихту. Скорость обжига при этом
увеличивается. Газы получаются с более высоким содержанием сернистого
ангидрида.
Производительность машины может быть также увеличена за счет
большей ширины решетки. В этом случае для равномерного просасывания
воздуха отвод газов делается двухсторонним.
Использование S02 газов. Степень десульфуризации на
спекательных машинах зависит от состава шихты, количества
воздуха,- равномерного распределения последнего при просасывании
через шихту и скорости движения ленты. Содержание S02 в газах
составляет 1.5—2.0%, редко достигая 3%. Рядом конструктивных
усовершенствований возможно увеличить содержание S02 в газах до 5—6%

Флкгсы
Дробление
Измельчение
Грохочение
Крупные
кѵски
Измельченные
флюсы
Фиг. 27. Технологическая схема агломерации
свинцовых концентратов
Концентрат
Шихтовка
Смешение
Увлажнение
Предварительный
обжиг
Полуобожженный
материал
Измельчение
Увлажнение
Агломерирующий обжиг
Мелочь
Ψ
Пыль и газ
Агломерат
| На в.-ж. плавку |
Вода
Пыль и газ
На
производство кадмия

122
Часть вторая. Металлургия свинца
(объемных). Достигается это фракционным отбором газов, устройством
большого количества самостоятельно действующих камер всасывания
и оборачиванием бедных содержанием S02 газов. Для этой цели над
головными камерами располагаются колпаки, под которые эксгаустером
подаются бедные газы из камер, расположенных в конце ленты. Газы
при этом обогащаются содержанием S02. Содержание кислорода в
оборотных газах достаточно, чтобы осуществлять обжиг в первой половине
ленты.
Оборачивание бедных газов имеет еще то преимущество, что при
фильтровании их через шихту пыль и окислы металлов задерживаются в ней_
§ 11. Технико-экономические показатели агломерирующего обжига
а) Основные характеристики ленточных машин. В табл. 35
приведены размеры ленточных машин.
Τ а б л и Ц а 35
Главнейшие размеры ленточных спекательных машин
Характе ристп ки^машин
Общая длина камер всасывания, м
Ширина камеры всасывания, м
Площадь всех камер всасывания, м2
Длина одной камеры, м
Число паллет, шт
Длина паллеты χ ширину паллеты, м
Мощность мотора для вращения ленты, л. с. . .
Мощность эксгаустера, м3/мин
Мощность мотора для эксгаустера, л. с
Просасывается воздуха через 1 м2 поверхности
камер всасывания, м3
Малая Большая
12.1
6.7
1.07
7.10
2
3.3
42
0.61x1.06
3-5
500
75—125
70
11.0
1.5
16.5
б
1.83
40
ІХІ.5
10—15
1000
150
600
60
Продолжительность обжига на ленточных машинах не превышает
15—20 мин. В зависимости от содержания серы в шихте и требуемой
степени обжига скорость движения ленты колеблется от 20 до 100 см/мин.
При первом обжиге, когда содержание серы в обожженном материале
доводится до 6—8%, скорость- движения ленты составляет 50—100
см/мин.; при окончательном обжиге —20—50 см/мин.
Толщина слоя на паллетах колеблется от 8 до 30 см и зависит от
пористости и газопроницаемости шихты. Однородная и газопроницаемая
шихта обусловливает равномерный обжиг и высокую
производительность машины.
На большинстве свинцовых заводов агломерирующий обжиг
свинцовых сульфидных концентратов производится в два приема. Шихта,
содержащая 9—11% S, увлажняется и пропускается через спекательную
машину в течение 7—10 мин. Толщина слоя шихты при первом
обжиге составляет 8—15 см.

Глава V. Практика, агломерирующего обжига
123
Продукт первого обжига падает на грохот, где происходит отделение
неспекшейся мелочи от крупных кусков агломерата. Крупнокусковый
материал дробится на валках, увлажняется и направляется на второй
обжиг. Толщина слоя шихты второго обжига составляет 16—30 см.
Второй обжиг длится 15—20 мин.
Продукт второго обжига падает с паллет на грохот. Крупные куски
направляются на плавку в шахтную печь, а мелочь второго обжига вместе
с мелочью первого обжига, а также частью измельченного агломерата,
возвращается в шихту первого обжига.
б) Практические данные о работе агломерационных машин. В табл. 36
приведены данные, взятые из практики агломерирующего обжига,
применяемого на отечественных π зарубежных заводах.
Производительность ленточной спекательной машины колеблется в
широких пределах. Для первого обжига производительность машины
составляет в среднем 20 —25 τ шихты за 24 часа с 1 м2 эффективной
поверхности решетки или площади камеры всасывания. Для второго
обжига суточная производительность колеблется от 13 до 36 т.
Ниже приведены некоторые показатели работы агломерационного
цеха свинцового завода:
Загружено, вес. частей
Свинцовых концентратов 100
Железной руды · 12.4
Известняка 15.4
Шлака оборотного · 14.2
Агломерационной мелочи ν 15-0
Всего . . . 157.0
Получено, вес. частей
Агломерата годного 114.0
Агломерационной мелочи 15.0
Пыли 1-0
Гаэов (по разносги) 27.0
Всего . . . 157.0
Состав агломерата, %
РЬ 28.30 Fe 17.98
Си 2.10 SiC 13.40
Zn 9.62 CaO 6.20
Израсходовано на 1 τ агломерата
Кокса, τ 0.034
Электроэнергии, квт-ч 37.0
Воздуха, м3 449.0
Воды, м3 1-5
Рабочей силы, чел.-час 5·6
Концентрата, τ 0.568
Израсходовано на 1 τ пыли
Электроэнергии, квт-ч
1067.2

Ш
Часть вторая. Металлургия свинца
Данные о работе и производитель
Завод
Показатели
Размеры камер всасывания
(длинахширина), м . . .
Число машин на 1-м обжиге
» » » 2-м »
Первый обжиг
Содержание свинца в шихте,%
Содержание серы в шихте,%
Содержание серы в
агломерате, %
Содержание влаги в шихте,%
Толщина слоя шихты, см ..
Скорость движения паллет,
см/мин
Разрежение в камерах,
см вод. ст
Производительность машины
в сутки, τ (шихты) . . .
Производительность с 1 м2
полезной площади машины
в сутки, τ (шихты) . . .
Второй обжиг
Содержание свинца в шихте,%
Содержание серы в шихте,%
Содержание серы в
агломерате, %
Содержание влаги в шихте,%
Толщина слоя шихты, см. .
Скорость движения паллет,
см/мин
Разрежение, см вод. ст. . .
Производительность машины
в сутки, τ (шихты) ....
Производительность 1 м2
полезной площади машины в
сутки, τ
Производительность труда в
агломерационном цехе на
одного рабочего в час, τ
1 Малая машина.
' Большая машина.
Мидвел,
США
Ист. Хелива,
США
6.7ХІ.07
} 6
33.0
13.0
5.0—6.0
7-8
10—12.5
50—75
44—66
100—130

(агломерата)
14—18.3
31.4
7.5
1.5—2.0
7—8
100—130

(агломерата)
41—18.3
0.96
6.7x1.07*
13.4xl.072
і + 12
6
40.0
11.0
5.0
7
11.51
12.52
70—751
115—1352
20—251
25—32.52
150—1601
3202

(агломерата)
20—22.51
22.32
17.5
70
15—20
100—105

(агломерата)
14.0—14.8
1.26
Бункер
Хилл,
США
6.7x1.07
5
5
45—50
10—12
5.5—6.0
10—12.5
50—60
30
145—190
20—26.7
48—56
(в
агломерате)
16.5
30—38
25—30
96—120

(агломерата)
13.5—16.9
1.1
Эль-Пасо,
США
6.7x1.071
9.4x1.б2
Зі
12
10—13
5-7
9
140
30
1801

(агломерата)
25.3
5-7
1.5—2
18
152
40
544

(агломерата)
36.2
18 чел.
в смену

Глава V. Практика агломерирующего обжига
125
ноети ленточных спекательных. машнн
Таблица 36
Туэл,
США
12.5
5
12.7
25—25
144
20
30
(в
агломерате)
9
2.5—3.0
12.7
144
20
20 чел.
в смену
Трэйл,
Канада
Порт-Пири,
Австралия
6.7x1-07 [ 6.7x1.071 , 6.7x1.07
15.0x1.07* )
4 1 б2 ι ?
6 6J+22 і δ
38—45
10
5.5—7.0
7—8
15.0
75
30
365*
22.3
40.0—45.0
5.5—7.0
1.5
5-7
17.5—27.5
25—45
25
400*
25.0
5
6
.5—10
20
20.8
46
(в
агломерате)
1.9
20.3—21.5
30.5
Авалос,
Мексика
6.7x1.071
14.4χ1.072
11+72
4*
10.5
6.5—10.5
1501
20.8
5-5.5
1—1.5
25.4
500s
32.4
Торреон,
Мексика
6. 7χ1.0
3
3
11
—
4.5—5.0
8
25.4
—
—
175
24.6
—
1.5
8
15.2
Монтеррей,
Мексика
6.7x1.07
—
__
—
—
—
—
I
!
30
(в
агломерате)
6—9
1.5—3.0
13—23

Раздел В
ВОССТАКОВМТЕЛЬКАЯ ПЛАВКА В ШАХТНЫХ
ПЕЧАХ
Глава VI
ОСНОВЫ ВОССТАНОВИТЕЛЬНОЙ ПЛАВКИ
§ 1. Сущность восстановительной плавки свинца
Свинцовый агломерат, поступающий на плавку в шахтную печь,
имеет весьма сложный состав. В нем могут содержаться следующие
металлы и соединения:
РЬ; РЬО; PbS; PbS04; «PbO-j/SiO,; zPb0.2/Fe203; ZnO; ZnS; zZnO·
• wSi02; ZnO.Fe203; Cu20; CuO; Cu2S; zCuO-2/Si02; CuO-Fe203; Fe203;
Fe304; FeO; FeS; zFeO-i/SiOg; GaO; CaC03; CaS; CaS04; zCa0.t/Si02;
zCaO-^Fe203; MgO; Mn02; A1203; BaS04; Si02; Sn02.
Кроме того, агломерат может содержать мышьяк и сурьму,
преимущественно в виде арсенатов и антимонатов, а также кобальт, никель,
серебро и золото.
Чтобы понять химизм и механизм процесса выплавки свинца,
необходимо проследить за изменениями, которые претерпевают те или иные
соединения при прохождении шихты через шахтную печь.
Шахтная печь представляет собой аппарат, в котором весьма полно
осуществляется принцип противотока. Холодные материалы — руда,,
флюсы, кокс, оборотные продукты, загружаемые сверху, подвергаются
постепенному воздействию все возрастающей температуры. Достигнув
зоны плавления, загруженная шихта полностью преобразуется в жидкие-
металл, шлак, штейн и шпейзу, стекающие в горн.
Воздух, подаваемый в печь снизу, создает окислительную зону
у фурм. Образующаяся углекислота, реагируя с раскаленным углеродом,
восстанавливается в окись углерода, которая поднимается навстречу
опускающемуся столбу плавильных материалов.
Газы шахтной печи выше уровня фурм почти не содержат
свободного кислорода. Так как в этой зоне температура выше 1000°,
углекислота восстанавливается почти, полностью до окиси углерода
твердым углеродом.
Газовая смесь, состоящая в основном из окиси углерода и азота,
поднимаясь вверх, увлекает продукты диссоциации (G02, S, S02), а также·
пары и летучие соединения цинка, свинца, мышьяка, сурьмы и кадмия.
Газовая смесь отдает по пути свое физическое тепло, нагревая шихту.
Одновременно окись углерода и другие газы вступают в химические
реакции с составными частями шихты.
Основные химические реакции в печи — восстановительные.
Восстановление происходит как твердым углеродом кокса, так и окисью
углерода. Преимущественным восстановителем является окись углерода. Окись,
углерода получается в плавильной печи от восстановления углеродом
окислов металлов, от непосредственного окисления углерода
вдуваемым воздухом и по реакции между твердым углеродом и углекислотой
(табл. 37), получаемой от окисления кокса и диссоциации карбонатов.

Глава VI. Основы восстановительной плавки
127
Таблиц ,і 37
Зависимость константы равновесия реакции СО»+С ^ 2СО
от температуры

Температура, °С
327
•'.27
527
627
727
827
427
Igtfp
+5.28
+ 3.26
+ 1.78
+ 0.62
-0.F0
-1.00
-1.68
Соотношение
СО,
100.0
97.7
87.·.»
61.6
26.8
8.4
2.0
(в объемн. %)
СО
0.0
2.3
12.1
38.4
73.2
т.е.
<8.0
Анализы газов, взятых на разных уровнях печи, показали, что на
расстоянии 1.25 м над уровнем фурм при температуре 800° в них
содержится 10% С02 и 90% СО, а на расстоянии 4.5 м при температуре 550'
процентное соотношение (по объему) этих газов обратное, а именно 10 %
СО и 90% С02.
На фиг. 28 приведена технологическая схема выплавки веркблея из
агломерата.
Агломерат
Флксы
Кокс
Гавы и пыль
1
ψ
Пылеулавливание
Газы Пь
ψ
і ,
* *
'
Шихтовка
Φ
Обороты
Воздух
'
Ватержакетная плавка
'
Вері
1
1
•
IЛЬ
Рафини
*блей
*
Штейн и шлак
'
рован
ие
Шл
>
'
Отстаивание
!
φ
гейн Шлак
Фиг. 28. Технологическая схема выплавки веркблея из агломерата
§ 2. Теория восстановления металлов из их окислов
Металлургия большинства тяжелых цветных металлов основана на
процессах восстановления их из окислов углеродом и окисью углерода.
При взаимодействии окисла металла и углеродистого восстановителя
протекает реакция
МеО + С = Me + СО.

328
Часть вторая. Металлургия свинца
Реакция выражает начальное и конечное состояние системы. Степень
взаимодействия между двумя твердыми телами ограничивается
поверхностью соприкосновения и может протекать в ограниченных пределах.
Более полно протекает реакция между окислом металла и окисью
углерода по уравнению
МеО + СО = Me + С02.
Газообразный восстановитель хорошо контактирует с твердыми окислами.
В свою очередь твердый углерод вступает во взаимодействие с
углекислотой по реакции
С + С02 = 2СО.
Таким образом, реакция восстановления окисла металла твердым
углеродом является суммарной двух реакций:
МеО + СО = Me + С02
С + С02 = 2СО
МеО + С = Me + СО
Как видно, восстановление окисла металла сопровождается
окислением углерода, т. е. одновременно протекают восстановительные и
окислительные процессы.
Основой учения о процессах восстановления и окисления,
разработанного академиком А. Байковым, является представление об
окислах, как о системах, находящихся в состоянии диссоциации и
способных существовать лишь при определенных внешних условиях.
Если в бескислородное пространство поместить какой-либо окисел, то в
зависимости от температуры он начнет диссоциировать с определенной
скоростью с выделением кислорода. Процесс будет длиться до тех пор,
пока давление кислорода не станет равным упругости диссоциации окисла.
В присутствии других газов диссоциация окисла будет продолжаться
до тех пор, пока парциальное давление кислорода не станет равным
упругости диссоциации окисла.
Если металл образует окислы разных степеней окисления, то упру-
гостям диссоциации отдельных окислов будет соответствовать свое
парциальное давление кислорода.
Увеличение или уменьшение парциального давления кислорода
связано либо с переводом металла в более высокую степень окисления, т. е. с
процессом окисления, либо диссоциацией окисла до меньшей степени
окисления, т. е. процессом восстановления.
Если при диссоциации окисла выделяющийся кислород будет
непрерывно отводиться из системы, и упругость диссоциации будет все время
выше парциального давления кислорода, процесс диссоциации будет
продолжаться до тех пор, пока весь окисел не разложится.
Сущность процесса восстановления заключается в том, чтобы довести
диссоциацию данного окисла до конца, связывая все время выделяющийся
кислород при помощи веществ, упругость диссоциации которых при
данных условиях значительно меньше, чем упругость диссоциации окисла
металла.
При восстановлении окислов тяжелых цветных металлов при помощи
углерода образование окиси углерода, обладающей весьма низкой
упругостью диссоциации и непрерывно выводимой из процесса, способствует
полному протеканию реакций.
На фиг. 29 показано взаимное расположение и направление кривых
логарифмов упругостей диссоциации окислов металлов и углерода;

Глава VI. Основы восстановительной плавки
129
на фиг. 30 приведены упругости диссоциации некоторых окислов
металлов и сернистого газа.
Таким образом, по теории упрутостей диссоциации механизм
восстановления окислов металлов сводится к двум последовательно идущим
реакциям: первичной рѳ- it
акции диссоциации окисла цр
с выделением кислорода и
последующей реакции
выделившегося кислорода с
восстановителем
—водородом, окисью углерода или
углеродом.
Термодинамически
изменение свободной
энергии зависит только от
начального и конечного
состояния системы, но не
зависит от пути, по которому
система перешла от
начального состояния к
конечному. Теория упругостей
диссоциации не дает
исчерпывающего представления
о кинетике реакций
восстановления металлов.
Действительно, реакцией,
лимитирующей скорость
процесса восстановления,
является реакция
диссоциации окиси на кислород
и металл, поскольку
выделяющийся кислород при
нагревании весьма быстро
реагирует с
восстановителем. Величина упругости
диссоциации есть функция
от температуры.
Очевидно, что с повышением
температуры термическая
диссоциация окислов про
moilk
Ιΰΰΰ
ігоо
№
то
№ϊΐ
Фиг 29. Взаимное расположение и направление
кривых логарифмов упругостей диссоциации
окислов металлов и углерода
диссоциация о*™™ -к- оеакции увеличивается. При данной тем-
ходит ^™*™2nJS™Z^ будет проходить быстрее, упру-
пературе та реакция^^SS^6ywr инто. Одни», как видно из
р=дгж^^
«ЧНГ ^вЖг?£А£^"дсГрГционно-каталит^еская
теор^ро^ов^с^а^ен^окислов металлов, позволяющая нес-
,г И~ЧуфаРов и Е. И. Татиевская. Ж. фш, химии № 6, 1936; № 10,
1937, Известия ОТЯ АН СССР № 7, 1946.

130 Часть вторая. Металлургия свинца
колько полнее трактовать явления и кинетику
восстановительно-окислительных реакций. Согласно этой теории восстановительный процесс
протекает по следующим стадиям: адсорбция молекул восстановителя
на поверхности окисла, поверхностная реакция адсорбированных
молекул с кислородом кристалличе-
Ίΰΰύ то то то то 2001 гио'н ской решетки, десорбция
газообразных продуктов реакции.
На основании систематических
исследований реакций
восстановления окислов железа
установлены зональный механизм и
автокаталитическое течение процесса. Как
показали опыты, наиболее
медленной стадией являются
поверхностная реакция и торможение
последней адсорбированными продук-
Фиг. 30. Упругости диссоциации не- тами реакции,
которых окииавдеиллов и серии- Кинетика реакции опреде-
ляется условиями формирования и
распространения отдельных зон, соответствующих определенным
ступеням процесса, и развитием ультра- и микропористости твердой фазы.
В начальный период реакция начинается в отдельных точках ■—
активных центрах на поверхности окисла. После окончания формирования
реакционных поверхностей дальнейшая кинетика реакции определяется
скоростью продвижения реакционных зон. Величина ультра-и
микропористости восстановленного слоя связана с величиной первичных
кристаллов, из которых этот слой состоит, и ориентацией их по отношению к
исходному окислу.
Сравнение начальных скоростей восстановления магнетита и гематита
водородом и окисью углерода при одинаковой поверхности окислов
показывает, что при низких температурах восстановление окисью углерода
протекает в 15—20 раз медленнее, чем водородом. С углублением
реакционной поверхности внутрь образца отношение между скоростями
восстановления водородом и окисью углерода увеличивается благодаря меньшему
коэффициенту диффузии окиси углерода по сравнению с водородом. Окись
углерода в смеси с водородом оказывает замедляющее действие на
скорость восстановления окислов железа водородом при низких температурах.
Образующиеся газообразные продукты реакции — водяной пар и
углекислота — оказывают влияние на скорость восстановления окислов
железа водородом и окисью углерода. При низких температурах
образующиеся пары воды и углекислота оказывают тормозящее действие
на скорость восстановления окислов железа вследствие значительной
адсорбционной способности мелкокристаллического слоя Fe304,
получающегося на границе с Fe2Os, и медленной их десорбции. При повышении
температуры тормозящее влияние образующихся газообразных
продуктов реакции на скорость восстановления уменьшается. Скорость
восстановления в зависимости от содержания паров воды или углекислоты
в газовой фазе, установленная исходя из распределения реакционной
поверхности между адсорбированными молекулами водорода и водяного
пара, или окиси углерода и углекислоты, имеет следующий вид:
ТУ_ 9'Р2со-?'Расо,
(6Рсо+6'Рсо2)(14-»Рсо+й'Рсо2) ' '
где коэфициенты д, д', b, b' вычисляются теоретическим путем.

Глава VI. Основы восстановительной плавки
131
§ 3. Изменения шихты при прохождении ею различных температурных
зон шахтной печи
По тем изменениям, которые претерпевает шихта в процессе
восстановительной плавки, шахтную печь можно условно разбить на следующие
температурные зоны:
1) зона подогрева шихты (150—400°),
2) верхняя зона восстановления (400—700°),
3) нижняя зона восстановления (700—900°),
4) зона плавления Та шлакообразования (900—1200°).
Ниже зоны плавления или шлакообразования находится фокус печи,
где происходит интенсивное окисление углерода кокса кислородом
вдуваемого через фурмы воздуха. В фокусе печи, который располагается
в фурменном поясе, температура достигает 1400 — 1500°. Жидкие
продукты, образовавшиеся в зоне плавления, при прохождении через фокус
печи, заполненный раскаленным коксом, перегреваются и стекают вниз,
в горн.
Ниже фокуса печи под фурмами в верхней шлаковой части горна
температура снова понижается до 1200°. Температура в части горна, запол*
ненной свинцом, снижается до 800—700°.
Таким образом, температура в шахте печи, начиная от 150° на
колошнике, постепенно повышается, проходя через максимум в 1400—
1500е в фокусе печи в области фурм, затем снова понижается до
800—700° в нижней части горна.
Ниже показаны возможные изменения, которые претерпевает
шихта в отдельных зонах печи.
Зона подогрева шихты (150—400°)
В этой зоне шихта подсушивается. Сперва она отдает свою
гигроскопическую воду, затем химически связанную. Выделение
конституционной влаги из глинистых материалов хотя и начинается в верхней
зоне, но при 400° происходит неполностью. Окончательное удаление
конституционной влаги происходит лишь в верхней, восстановительной
зоне. Процессы, протекающие в первой зоне, эндотермичны. Поглощение
тепла способствует охлаждению колошника и, следовательно,
уменьшению потерь металлов в результате улетучивания.
Верхняя зона восстановления (400—700°)
В этой зоне продолжается разложение гидратов и начинается
диссоциация карбонатов и некоторых сульфатов. Окись углерода является
в этой зоне активным восстановителем; ее восстановительное действие
начинается при 200° и делается заметным при 400°, постепенно
увеличиваясь до 900—1000°. Твердый углерод, который начинает реагировать
как восстановитель при 400°, с повышением температуры усиливает свое
восстановительное действие.
В этой зоне РЪО восстанавливается углеродом и окисью углерода.
PbS04 восстанавливается в PbS. Здесь же начинается процесс
восстановления окислов железа.
Углерод кокса содействует превращению углекислоты, содержащейся
в газах, в окись углерода.
Могут также происходить реакции взаимодействия между PbS, РЬО
и PbS04 с выделением металлического свинца и сернистого газа.

132
Часть вторая. Металлургия свинца
Нижняя зона восстановления (700—900°)
Все реакции, начавшиеся в предыдущей зоне, здесь протекают более
интенсивно. Усиливается действие твердого углерода по сравнению с
окисью углерода. Сульфаты кальция и бария восстанавливаются до
сульфидов. Заканчивается диссоциация карбонатов.
Железо, реагируя с PbS, вытесняет свинец из последнего. Протекает
реакция осадительной плавки. Железо может также восстановить
высшие соединения мышьяка и сурьмы в низшие. Часть соединений As,и Sb
остается связанной с железом, часть улетучивается. Мышьяковистокислоѳ
железо при дальнейшем восстановлении образует арсенид железа.
Медь, получаемая от восстановления Си О, в присутствии FeS суль-
фидизируется, превращаясь в Cu2S.
Зона плавления и шлакообразования (900—1200°)
Здесь все предшествующие реакции заканчиваются. Свинец,
восстановленный в верхних зонах, проходит через шихту, растворяя по пути
серебро и другие металлы; к нему постепенно присоединяется свинец,
выделяемый из других свинцовых соединений: сернистого, антимонатов,
арсенатов, силикатов и ферритов. Сплав свинца с другими металлами
в виде веркблея стекает в горн. Арсениды железа, никеля, кобальта
и других металлов образуют πι π е й з у.
Смесь сульфидов металлов эвтектического состава, образовавшаяся
в нижней восстановительной зоне, стекая вниз, в жидком состоянии
растворяет другие сульфиды, в результате чего получается штейн.
Si02, FeO, CaO сперва образуют шлаке самой низкой температурой
плавления. Протекая вниз, в область более высоких температур, он
растворяет избыточные Si02, FeO, CaO, а также А1203, ΖηΟπ др. CaOnFeO
вытесняют окись свинца из его силиката. Освобожденная окись свинца
восстанавливается до металла твердым углеродом. Образуется
железисто-известковый шлак.
Получаемые жидкие продукты, попадая в горн, располагаются в нем
слоями по удельным весам. Внизу находится веркблей (уд. в 11), затем
шлейза (уд. в.<~7), штейн (уд. в.—5) и на самом верху шлак (уд. в.—3.5).
Вновь притекающий свинец, проходя через шлак, штейн и шпейзу,
отнимает у них некоторое количество благородных металлов.
Распределение металлов между четырьмя жидкими 'Продуктами —
свинцом, шпейзой, штейном и шлаком зависит от условий их
образования в процессе плавки и равновесия в горне печи.
Примерное распределение металлов по продуктам свинцовой плавки
приведено в табл. 38; в табл. 39 приведен примерный состав продуктов
плавки.
Таблица 38
Распределение металлов по продуктам свинцовой плавки (%)
Продукт
плавки
, Веркблей . .
. Штейн ....
Шпейза . . .
Шлак ....
Итого .
Ag
95.9
1.7
1.6
0.8
100.0
Au
95.9
0.9
3.2
100.0
Си
23.5
34.9
18.1
23.5
100.0
Pb
95.9
1.1
0.5
2.5
100.0
Sb
78.3
0.6
7.1
14.0
100.0
As
79.4
0.7
19.9
100.0
Sn
68.8
0.9
12.5
17.8
lQp.O

Глава VII. Поведение соединений металлов при восстановительной, плавке 133
Τ а б л и ц а 39
Состав и выход продуктов свинцовок плавки
Продукт
плавки
Веркблей . .
Штейн ....
Шпейза . . .
Шлак ....
Ag
Au
г; τ
6565
2281
3481
20
63
11
70
Следы
Си
РЬ
Sb As
Pn
Выход
,о
0.6
18.0
15.2
0.2
91.2
19.4
15.8
0.9
4.8
0.7
14.4
0.3
1.2
0.2
9.9
0.0
1.1
0.3
6.4
0.1
25.5
1.3
0.8
72.4
Медь распределяется между всеми продуктами плавки,
концентрируясь в штейне в количестве */з всего ее количества в руде. Мышьяк
и сурьма переходят преимущественно в веркблей, в малой степени —
в шпейзу. Некоторое количество сурьмы переходит в шлак.
Благородные металлы аккумулируются в значительной своей части в веркблее.
Глава YII
ПОВЕДЕНИЕ ОТДЕЛЬНЫХ СОЕДИНЕНИЙ МЕТАЛЛОВ В ПРОЦЕССЕ
ШАХТНОЙ ВОССТАНОВИТЕЛЬНОЙ ПЛАВКИ1
§ 1. Соединения свинца
Окись свинца РЬО. Окись свинца плавится при 883°, кипит при 1472°.
Начало улетучивания 800°. Интенсивно улетучивается при 952°.
Упругость паров РЬО в зависимости от температуры следующая:2
І, °С ... 750 800 850 900 950 1000 1050 1100 1150 1200 1300 1425 1472
Р.ммрт.ст. 0.02 0.08 0.36 0.9 1.8 3.7 7.5 14.9 28.5 51.4 150 450 760
Истинная удельная теплоемкость РЬО при 25° составляет 0.0519 кал,
молекулярная —11.57 кал.
Средняя удельная теплоемкость РЬО в интервале температур от 16
до 500° равна 0.0725.
Упругость диссоциации РЬО по уравнению 2РЬ0^2РЬ + Оа
следующая:3
ί, °с 500 900 И00 1500 2000
Р, мм рт. ст. . З.ЫО-*8 3.2-10-18 1.3-10-" 4.8-10-« 3.7-10-*
РЬО является амфотерным окислом с более резко выраженными
основными, чем кислотными свойствами. Он растворяет в себе неплавящиѳся
и тугоплавкие окислы металлов, как СаО, MgO, BaO, А1203 и др.
Окись свинца восстанавливается при сравнительно низких
температурах водородом, окисью углерода, углеродом.
Во сстановление РЬО водородом начинается при 185
по реакции
РЬО + Н2 = РЬ + Н20 + 15 900 кал.
1 Соединения цинка: см. Металлургию цинка, стр. 404; соединения
меди: см. Металлургию меди, стр. 753.
*Feiser. Met. u. Era., 11, 268, 1929.
«Stahl. Met., 4, 682, 1907.

134
Часть вторая. Металлургия свища
Восстановление РЬО окисью углерода делается
заметным при 185° по реакции
РЬО + СО = РЬ + С02 + 15 200 кал.
Константы равновесия реакции приведены в табл. 40.
Таблица 40
Константа равновесия при восстановлении оаиси свинца окисью
углерода
Температура
°С
300
727
1227
■^со,
-5.17
-2.87
-1.24
% со
(в смеси
СО+С02)
0.001
0.13
5.10
Рс0 (при
Ρ = 760 мм
рт. ст.)
0.0076
0.99
38.5
Из табл. 40 видно, что для восстановления РЬО необходима
небольшая концентрация СО: при температурах ниже 1000° сотые и десятые
доли процента, а при температурах выше 1227° концентрация СО должна
составлять 5.1%.
Сравнительно легкая восстановимость РЬО окисью углерода при
низких температурах делает возможной эту реакцию в верхних зонах печи.
Она протекает тем интенсивнее, чем более обеспечен контакт между
окисью свинца и окисью углерода. При достаточной пористости
агломерата реакция восстановления РЬО окисью углерода в верхней зоне
печи протекает довольно активно. По мере движения шихты вниз,
к зоне плавления; концентрация СО в газовой смеси увеличивается, что
способствует полному восстановлению свинца из его окиси.
Восстановление РЬО углеродом по реакции РЬО + С =
=РЬ + СО—21640 кал делается заметным при 400—500°.
Энергично реакция протекает при 700°.
Силикаты свинца. Восстановление металлов из окислов,
образовавших с другими окислами химические соединения (ферриты,
силикаты) или растворы, протекает труднее, чем восстановление
структурно свободного окисла. Объясняется это тем, что упругость
диссоциации, окисла, растворенного в шлаках, понижается с уменьшением его
концентрации. Восстановление свинца из шлаков может происходить окисью
углерода и твердым углеродом. Реакции восстановления можно
представить в следующем общем виде:
РЬОцшак + СО = Pbffi+ шлак + С02;
РЬОшлак+ С = РЬЖ+ шлак + СО.
В первом уравнении равновесное отношение является функцией
концентрации РЬО. Минимальное значение оно приобретает при
максимальной величине упругости диссоциации окисла, т. е. при избытке РЬО,
образующем насыщенный раствор в шлаке.
Одновременно с протеканием реакции восстановления имеет место
вытеснение РЬО более сильными основаниями, каковыми по отношению
к РЬО являются окись кальция и закись железа.
Силикаты свинца плавятся при температуре 750—800°. Жидкие
свинцовые шлаки стекают вниз в зону плавления и шлакообразования, где

Глава VII. Поведение соединений металлов при восстановительной плавке 135
происходит вытеснение РЬО другими основаниями. Прямое
восстановление силиката свинца углеродом может протекать лишь частично по
реакции
2PbO-Si02 + 2С = 2Pb - SiO., -г 2C0.
При отсутствии других окислов, реагирующих с SiOa, получается
губка из кремнезема, пропитанная корольками свинца.
Для полного извлечения свинца из силикатов необходимо
предварительно вытеснить РЬО другими основаниями. Восстановление РЬО
углеродом в присутствии окиси кальция протекает по реакции
2РЬО· Si02 + СаО + 2G = CaO.Si02 + 2РЬ + 2GO.
Ca0-Si02 плавится при 1512°, но при этой температуре весь свинец
улетучился бы. Вместо СаО можно взять FeO. Тогда реакция будет иметь
следующий вид:
2PbO-Si02 + 2FeO + 2С = 2FeO-Si02 + 2Pb + 2CO.
Температура плавления 2FeO · Si02 также высока (1270°); поэтому
вытеснение глета производят несколькими основаниями одновременно
по реакции
2РЬ0· Si02 + СаО (FeO) + 2С = (CaO,FeO)-Si02 + 2РЬ + 2СО.
При этом получаются сложные силикаты с температурой плавления в
пределах 1000—1100°.
Железо восстанавливает свинец из его силикатов при яркокрасном
калении по реакции
2РЬО · Si02 + Fe = 2FeO · Si02 + 2Pb.
FeS частично вытесняет свинец, причем получается двойной силикат
железа и свинца.
CaS и BaS разлагают силикаты свинца с образованием свинца, S08
и силикатов Са или Ва.
Сера восстанавливает свинец из моносиликатов, слабее —из биси-
ликатов.
Улетучивание РЬО из его силикатов проявляется в меньшей
мере и требует более высокой температуры, чем для свободного,
несвязанного, глета. Если испарение свободной окиси свинца начинается при
800°, то улетучивание РЬО из 2PbO-Si02 делается заметным лишь при
930°. Интенсивное улетучивание происходит при 1000° и выше.
2Pb0-Si02 переходит при этом в PbO-Si02.
Сульфид свинца. Восстановление PbS водородом начинается при 500°
по реакции:
PbS + Н2 = РЬ + H2S.
Ниже приводится зависимость константы равновесия КР этой реакции
от температуры:1
t, °С 515 630 700 800 Ϊ0Ο 1000
Кѵ 0.0041 0.0098 0.0155 0.045 0.104 0.173
Восстановление PbS окисью углерода происходит с образованием
металлического свинца и сероокиси углерода по реакции
PbS + СО - РЬ + COS.
. ._..„.,,,. __. τ ....
1 Ellin асk, Zs. Electroch., 35, 1925.

136
Часть вторая. Металлургия свинца
Герасимов и Беринг экспериментально определили следующие
значения константы равновесия Кр реакции в зависимости от темперагуры:
t, °С 808 900 999 1050 1098
Кр 0.003 0.00 0.005 0.0102 0.117
Восстановление PbS углеродом происходит активно при 1100° с
образованием металлического свинца и сероуглерода по реакции
2PbS + С = 2Pb + CS2.
Медь и железо вытесняют свинец из его сульфида. Пары цинка,
действуя на сернистый свинец, образуют РЬ и ZnS.
Сульфат сеянца. Восстановлание сернокислого свинца углеродом и его
окисью протекает с образованием сульфида свинца по реакциям:
PbS04 + 4GO = PbS + 4C02;
PbS04+ 4C = PbS + 4GO.
Восстановление PbS04 окисью углерода происходит заметно при 630°.
Восстановление PbS04 твердым углеродом начинается при 550°.
Интенсивно реакция протекает при 700°.
§ 2. Соединения серебра
Серебро может находиться в агломерате в виде Ag, Ag20 (?), Ag2S
AftSO,.
Окись серебра. Если Ag20 имеется в агломерате, она должна
диссоциировать еще в верхней подготовительной зоне печи. Упругость
диссоциации Ag20 по реакции: 2Ag20 -=► 4Ag + Оа при 200° составляет
1.33. ат.
В присутствии СО окись серебра восстанавливается по реакции
Ag20 + СО = 2Ag + С02.
Реакция восстановления окисью углерода делается заметной при
40—50°.
Сульфид серебра. Упругость диссоциации Ag2S составляет при 825°
0.00159 мм рт. ст. Таким образом, Ag2S, плавясь при 842°, может перейти
в штейн вместе с сульфидами прочих металлов. В присутствии
восстановителей Ag2S разлагается с выделением металлического серебра.
Восстановление AgaS твердым углеродом протекает по реакции
2Ag2S + С = 4Ag + CS2.
Парциальное давление CS2 при 1030° составляет 39.6 мм рт. ст. В
присутствии окиси свинца при нагревании протекает реакция
Ag2S + 2РЬО = 2(Pb + Ag) + S02.
oz сплав
Металлы, имеющие большее сродство к сере, чем серебро, разлагают
AgaS. Реакции замещения протекают лишь частично, как это имеет мест»
со свинцом:
2Ag2S + 2РЬ =* 2Ag + Pb + Ag2S. PbS.
сплав

Глава VII. Поведение соединений металлов при восстановительной плавке· 137
Сульфат серебра диссоциирует весьма слабо при низких температурах.
При 920° упругость диссоциации составляет 20 мм рт. ст. В зоне плавления.
Ag2S04 может восстановиться твердым углеродом по реакции
Ag2S04 + 4C = Ag2S + 4CO.
В процессе плавки металлическое серебро переходит в веркблей
и штейн. В незначительной мере серебро переходит в шпейзу. AgjS
переходит в штейн.
§ 3. Соединения мышьяка
Мышьяк в агломерате находится преимущественно в виде нелетучей
пятиокиси, или арсенатов, а также трехокиси мышьяка,
сконденсировавшейся в нижних слоях шихты при агломерации.
В восстановительной среде соединения мышьяка, реагируя с окисью
углерода и углеродом, могут восстановиться до металла. При
пропускании паров трехокиси мышьяка через слой древесного угля при
нагревании автором получены следующие результаты:
г, "С , · · ■ ■ 600 ^0 7о0 "50
Восстановилось мышьяка, % . . . '72 81 85 92
Восстановленный металлический мышьяк, обладающий значительной
упругостью пара (кипит при 616е), частично улетучивается и уносится
из печи током газов, частично переходит в веркблей.
Часть мышьяка образует арсенид железа, который переходит в шпейзу.
В шпейзу переходят также арсениды никеля и кобальта. Вследствие
трудностей шахтной плавки с получением шпейзы, при отсутствии в
руде кобальта стремятся отогнать возможно больше мышьяка в процессе
плавки. Для облегчения улетучивания мышьяка и его соединений
необходимо работать на пористой шихте с низкой сыпью. Прибавление сырой
сульфидной руды способствует образованию сульфидоз мышьяка,
улетучивающихся из печи.
При высоком содержании мышьяка в агломерате применяют
тугоплавкие известковистые шлаки. Более высокие температуры плавления
шлаков способствуют улетучиванию мышьяка и его соединений.
§ 4. Соединения сурьмы
Сурьма находится в агломерате в виде пятиокиси или антимонатов.
Некоторое количество сурьмы может находиться также в виде трехокиси·
или сульфидов.
Восстановление Sb2Os окисью углерода активно протекает в
интервале температур от 400 до 700° по реакции
Sb203 + ЗСО = 2Sb + ЗС02.
Трехсернистая сурьма может восстановиться окисью углерода по=
реакции
Sb2S3 + ЗСО = 2Sb + 3COS.

138
Часть вторая. Металлургия свинца
Восстановление сурьмы из антимонатов свинца можно выразить в
общем виде следующим уравнением
3 РЬ + 2 Sb
3Pb0-Sb,05 + 8C0(C)
сплав
+8С02(СО).
Летучие соединения сурьмы уносятся из печи газовым потоком и
оседают в газоходах и пылеуловителях. Металлическая сурьма переходит
в веркблей.
§ 5. Соединения железа
Железо находится в агломерате в виде: Fe203, Fe304, FeO, FeS,
& также ферритов и силикатов. Железная руда, вводимая в качестве флюса
в шихту, также содержит железо в виде окислов. Окислы железа
восстанавливаются окисью углерода и углеродом.
а) Восстановление окислов железа окисью углерода. Между окислами
железа и окисью углерода протекают следующие реакции:
3Fe203 + СО = 2Fe304 + С02 + 23000 кал,
Fe304 + СО = 3FeO + С02 — 6300 кал,
FeO + СО = Fe + С02 + 3400 кал,
Fe304 +4СО = 3Fe + 4С02 + 3900 кал.
Окись железа сравнительно легко отдает свой кислород. Диссоциация
окиси железа по реакции: 3Fe203 -*- 2Fe304 -f V2O2 заканчивается при
1380°. При этой температуре в равновесной смеси газов (от реакции
восстановления окиси железа окисью углерода: 3Fe203 + СО = 2Fe304 + С02)
содержится всего 0.013%СО,. При более низких температурах реакция
идет вправо; количество
С02 в газовой смеси
увеличивается. Чем выше
температура, тем больше
должна быть концентрация СО
в газовой смеси для
восстановления окиси железа
(см. диаграмму на фиг. 31).
Наоборот, восстановление
магнитной окиси железа до
закиси идет по
понижающейся кривой. Это
соответствует отрицательному
тепловому эффекту
реакции: Fe304 + СО = 3FeO+
+ С02. Чем выше температура, тем меньше концентрация СО в
равновесной смеси СО + С02.
Так как при восстановлении Fe304flo FeO образуется промежуточный
Ρ со
твердый раствор (вюстит FeO. Fe304), то константа равновесия ІГР= pC0t
зависит не только от температуры и давления, но также от концентрации.
При уменьшении концентрации Fe304 в твердом растворе с FeO упругость
.диссоциации Fe304 уменьшается и восстановление замедляется.
Что касается реакции восстановления закиси железа окисью углерода
JFeO + COi^Fe -f С02, то ее кривая равновесия идет вверх ввиду
положили?
Фиг.
31· Кривые равновесия восстановления
окислов железа окисью углерода

Глава VII. Поведение соединений металлов при восстановительной плавке 139
тельного теплового эффекта. Чем выше температура реакции, тем больше
должна быть концентрация СО в газовой смеси для восстановления FeO
в Fe. В табл. 41 приведены данные IПодрона о составе равновесных
газовых смесей при восстановлении FeO до Fe при помощи СО.
Таблица 41
Состав равновесных газовых смесей при восстановлении закиси
железа окисью углерода
Температура °С
со,, %.
600
54.8
45.2
700
58.7
41.3
800
61.5
38.5
<Ю0
66.3
33.7
1000
71.1
28.9
Восстановление Fe304 до Fe непосредственно по реакции Fe304 4-
■4-4СО—3Fe + 4C02 происходит при температуре 570*,
соответствующей точке пересечения кривых равновесия для реакций восстановления
FeO до Fe и Fe304 до FeO.
б) Восстановление окислов железа твердым углеродом. Окислы железа
могут восстанавливаться также твердым углеродом по следующим
реакциям:
3Fe203 + С = 2Fe304 + СО;
6Fe203 + С = 4Fe304 ■+- С02;
Fe304-f C= 3FeO + CO;
2Fe304+ C= 6FeO + C02;
FeO + C= Fe + CO;
2FeO+ C= 2Fe + C02;
Fe304 + 4C=: 3Fe + 4CO;
Fe304 + 2C = 3Fe + 2C02.
При реакциях восстановления образуются окись углерода и
углекислота одновременно. Для каждой реакции при данных температуре и
давлении существует одна равновесная газовая смесь. При наличии
твердого углерода необходимо учесть влияние реакции С02 + С = 2СО
(кривая Будуара).
Точки пересечения кривых восстановления с кривой Будуара являются
точками равновесия для обеих реакций.
При температуре выше 690° восстановление FeO дойдет до конца,
так как С02, реагируя с С, дает СО. Концентрация последней будет тогда
больше, чем требуется реакцией восстановления FeO. В интервале
температур 650—690° Fe304будет восстанавливаться до¥е, так как
образующаяся С02, реагируя с твердым углеродом, восстановится до СО.
Концентрация последней сделается больше, чем это требуется для
восстановления Fe304 при 650°. Восстановление будет итти до тех пор, пока
исчезнет данный окисел или твердый углерод.
При температурах ниже точек пересечения кривых восстановления
с кривой Будуара восстановление Fe304 и FeO не будет иметь места,
так как концентрация СО будет недостаточна для восстановления соот-

140
Часть вторая. Металлургия свинца
ветствующего окисла. Если все-таки наблюдается восстановление окислов
железа при температурах ниже точек пересечения, то это явление
объясняется тем, что скорость реакции восстановления FeO + CO->Fe + С02
больше скорости реакции 2С0->С + С02.
При свинцовой плавке желательно восстановить железо до закиси
и ошлаковать его кремнекислотой. При необходимости получить
некоторое количество железа для образования шпейзы процесс ведут таким
образом, чтобы восстановить окислы
железа до металла.
На фиг. 32 приведена
сравнительная диаграмма кривых восстановления
окислов металлов окисью углерода.
Как видно из диаграммы, получение
железа возможно при высоких
температурах, сильно восстановительной
атмосфере в печи, большом избытке
кокса и недостаточном количестве кре-
мнекислоты для ошлакования закиси
железа. При этих условиях FeO
доходит до зоны высоких температур, где
восстанавливается до металлического
железа. При сильно известковистых
шлаках FeO вытесняется из силикатов
известью. Таким образом, работа с
сильно известковистыми шлаками,
обладающими высокими температурами
плавления, связана с увеличенным
восстановлением железа,
в) Действие железа и его соединений на соединения свинца.
Металлическое железо вытесняет свинец из его сернистого соединения по реакции
PbS + Fe^Pb + FeS.
Такое же действие оказывают окись и силикат железа по реакциям:
4PbS + 2Fe203 + 6G = 4Pb + 4FeS + 6CO;
2PbS + 2FeO · Si02 + 2С = 2Pb + 2FeS + Si02 + 2СО.
Полученное сернистое железо переходит в штейн.
Железом свинец вытесняется из силикатов при яркокрасном калении
по реакции
2РЬО · Si02 + 2Fe = 2FeO · Si02 + 2Pb.
FeO вытесняет РЬО из его силикатов по реакции
2FeO + 2РЬ0 · Si02 + 2C = 2Pb + 2FeO · Si02 + 2GO.
FeS реагирует с силикатами свинца по уравнению
2FeS + 2РЬО ■ Si02 = РЬО · FeO · Si02 + FeS + PbS
штейн
Fe203 взаимодействует с PbS04 по реакции
Fe203 + PbS04 = РЬО · Fe203 + S02 + Ѵ,0,.
500 BOO 700 800 SOU 1000110012001300
Температура "С
Фиг. 32. Сравнительная диаграмма
кривых восстановления окислов
металлов окисью углерода

Глава VII. Поведение соединений металлов при восстановительной плавке 141
Температура начала заметного разложения равна 900—950°. Интенсивно
реакция протекает при 1100°.
FeO при 800° разлагает PbS04, окисляясь за счет кислорода сульфата
по реакции
2FeO + PbS04 = РЬО Fe203 + S02.
Металлическое железо при нагревании с PbS04 окисляется и сульфи-
дизируется одновременно по реакции
PbS04 + 4Fe = Fe304 + FeS + Pb.
§ 6. Соединения кальция
Кальций может поступать в шахтную печь непосредственно в
качестве флюса в виде СаС03, либо находиться в агломерате в виде СаО,
Са504или CaO-Si02.
Карбонат кальция диссоциирует на СаО и С02 по реакции
СаС03-*СаО + С02.
При 910° упругость диссоциации равна 1 ат.
Сульфат кальция заметно диссоциирует, начиная с 800°. Диссоциация
протекает активно при 1375° по реакции
CaS04 -^ СаО + S02 + Ѵ202.
Диссоциация CaS04 проходит через сульфит кальция, который
образуется при 1200° по реакции
CaS04 -> СаО · SOa + α/202.
Сульфит кальция плавится при 1400°.
Кремнекислота при нагревании способствует разложению сульфата
кальция по реакции
CaS04 + Si02 = СаО · Si02 = S02 + */аО,·
Реакция начинается заметно при 1000° и протекает активно при 1200°.
Окись железа также разлагает CaS04 по реакции
CaS04 + Fe203 = Ca0-Fe203 + S02 + */аО,.
Реакция делается заметной при 1100° и интенсивно протекает при 1250°.
Окись алюминия взаимодействует с сульфатом кальция по реакции
CaS04 + Al2Os = СаО-А1203 + S02+ Vi Oa.
При этом получаются алюминат кальция и сернистый газ. Действие
глинозема менее активно, чем кремнекислоты.
При нагревании в смеси с углеродом CaS04 восстанавливается до
CaS по реакции
CaS04 + 4С = CaS + 4СО.
Восстановление CaS04 твердым углеродом заметно при 700° и
проходит интенсивно пр 100 °.
Сульфат кальция может восстанавливаться также окисью углерода
по реакции
CaS04 + 4СО = CaS + 4C02.

142
Часть вторая. Металлургия свинца
Реакция протекает интенсивно при 800°.х При высокоіі температуре
CaS может реагировать с CaS04 по уравнению
3CaS04 + CaS = 4СаО + 4S02.
Сульфид кальция частично переходит в штейн. Частично он
растворяется в шлаке. Относительной легкостью, с которой CaS растворяется
в шлаке, объясняется то обстоятельство, что при высоком содержании
СаО в шихте образуется мало штейна.
Переход CaS в шлак способствует разложению последнего на воздухе.
CaS, реагируя с водой, образует Са (SH)2· По этой причине шлак,
содержащий CaS, на влажном воздухе рассыпается в порошок.
Кислородным соединением кальция, присутствующим в более или
менее значительном количестве в шихте свинцовой шахтной плавки, является
окись, поступающая в печь вместе с агломератом, либо получаемая от
диссоциации СаС03 и CaS04.
Окись кальция играет весьма активную роль в процессе плавки.
Являясь при высоких температурах сильным основанием, окись кальция
вытесняет окислы свинца, цинка и меди из сернокислых, силикатных
и ферритных соединений последних.
Действие извести на сое-динения свинца. В
присутствии твердого углерода известь связывает серу сульфида свинца
в виде CaS или CaS04 по следующим реакциям:
PbS + СаО + С = 2РЬ + CaS + СО;
4PbS + 4СаО =4Pb + 3CaS+ CaS04·.
Известь вытесняет окись свинца из его силикатов по уравнению
2РЬО · Si02 + СаО + 2С = СаО · Si02 + 2РЬ + 2CO.
При действии извести на сульфат свинца получаются сульфат кальция
и окись свинца по реакции
PbS04 + СаО = CaS04 + РЬО.
§ 7. Соединения бария
Барий в рудах встречается преимущественно в виде барита.
Температура плавления BaS04 равна 1580°. Диссоциация BaS04 заметно
начинается при 1510°. Восстановление BaS04 окисью углерода по уравнению-
BaS04 + 4СО = BaS + 4C02
заметно при 650° и протекает весьма интенсивно при 1050°.
Восстановление BaS04 твердым углеродом заметно при 600°, а при
800° протекает интенсивно по реакции
BaS04 + 4C=BaS + 4CO.
BaS04 разлагается железом и его окислами по уравнениям:
2BaS04+8Fe -f 4Si02 = BaS_f FeS + 7FeO-BaO-4Si02;.
штейн
1 В. Я. Μ остов и ч. Сборник трудов 1936 г., стр. 967.

Глава VIII. Шахтные печи (ватержакеты)
143
BaS04 + Fe + 2Si02 = ВаО- SiOa - FeO-SiO, -f SO,;
BaS04 + Fe203 = BaO-Fe203 - S02 -- \',02.
BaS04 разлагается также сернистым железом по реакции
3BaS04 -г FeS + 4Si02 = 3BaSi03 - FeSi03 -f 4S02.
Образующийся при восстановлении BaS переходит в штеіін.
Частично он может раствориться в шлаке. В последнем растворяется также
некоторое количество BaS04. Шлак делается при этом вязким и удельный
вес е о увеличивается.
Кремнекислота и глинозем являются шлакообразую-
щими компонентами. В процессе плавки Si02 — в качестве кислоты,
а А1203 — в виде амфотерного окисла полностью переходят в шлак.
Подробно о роли кремнекислоты и глинозема в процессе плавки сказано
в главе о шлаках.
Глава VIII
ШАХТНЫЕ ПЕЧИ (ВАТЕРЖАКЕТЫ)
§ 1. Конструктивные особенности шахтных печей типа ватержакетов
Ватержакеты отличаются от обычных печей шахтного типа рядом
конструктивных особенностей. Наиболее существенным отличием является
применение вместо кирпичных стенок железных коробок, так называемых
кессонов, охлаждаемых циркулирующей в них водой (Water-jacket).
При плавке на стенках кессонов, соприкасающихся с расплавленным
материалом, вследствие охлаждения их водой образуется настыль,
называемая гарниссажем. Толщина настыли зависит от интенсивности
охлаждения кессонов. Регулируя количество и температуру циркулирующей
воды, можно уменьшать или увеличивать толщину гарниссажа на
стенках кессона. Таким образом, плавка фактически' ведется в печи, стенки
которой состоят из материала примерно того же состава, что и
проплавляемая шихта.
После .замены кирпичных стенок железными кессонами,
охлаждаемыми водой, стала возможной работа со шлаками любого заданного
химического состава без опасения разъедания стенок печи в зоне плавления.
Ватержакет иногда кессонируется только в поясе высоких температур,
верхняя же часть печи выкладывается из кирпича. В современных печах
наблюдается тенденция кессонировать всю шахту. Печь с шахтой, кес-
сонированной по всей высоте, часто составляется из двух или трех рядов
кессонов; Кессоны нижнего ряда снабжаются заплечиками. Иногда
составляют шахту печи по всей ее высоте из одного ряда кессонов,
располагаемых в слегка наклонном положении.
Верхняя часть печи оканчивается колошниковым устройством, через
которое производится загрузка шихты и отводятся газы.
Жидкие продукты плавки стекают во внутренний горн. Металл,
штейн и шлак выпускаются периодически по мере их накопления. В печах
большой производительности шлак выпускается непрерывно.
Воздух в печь поступает через фурмы, располагаемые по окружности
в круглых и по длинным сторонам — в прямоугольных печах. На
фиг. 33 показан общий вид ватержакета.

144
Часть вторая. Металлургия свинца
Высота печи. В ватержакетной печи различают три высоты: общую,
эффективную и рабочую.
Общая высота считается от уровня рабочего пола у горна печи до
колошниковой площадки, по которой производится доставка шихты для
загрузки в печь.
Эффективная высота равна расстоянию от сечения в области фурм
до уровня колошниковой площадки при закрытом и до нижнего края
Фиг. 33. Ватержакет (общий вид)
тазоотвода — при открытом колошнике. Эффективная высота колеблется
от 4 до 6 м. На некоторых заводах эффективная высота печи достигает
7.5 м.
Рабочей высотой печи называется та ее часть, которая заполнена
шихтой. Она соответствует высоте столба плавильных материалов и
обычно равна или меньше эффективной высоты печи в зависимости от
химических и физических свойств шихты и упругости дутья.
Рабочая высота печи должна быть достаточной, чтобы все термические

Глава VIII. Шахтные печи, (ватержакеты) ]4Ь
и химические процессы полностью завершились при движении газов
вверх, а шихты вниз. Высоту столба плавильных материалов можно
считать в том случае приемлемой, если обеспечивается полное завершение
реакций и максимальное использование тепла от горения топлива. Выбор
высоты должен гарантировать также минимальные потери металла на
улетучивание, учитывая, что шихта является фильтром по пути движения
газов. Чем выше температура в зоне плавления и больше объем
образующихся газов, тем больше получается скорость движения последних и тем
выше, следовательно, должна быть рабочая высота печи. При повышении
упругости дутья или газопроницаемости шихты необходимо увеличить
рабочую высоту печи.
Рабочая высота колеблется от 3 м при форсированной плавке
до 5—6 м при работе с холодным колошником.
Вертикальное сечение печи. В печах прямоугольного сечения
торцевые стенки устанавливаются перпендикулярно.
Ширина печи у колошника всегда делается больше, чем в области
фурм. Это достигается либо наклонным расположением продольных
стенок печи, либо устройством заплечиков.
При устройстве наклонных стенок ушире^ние печи происходит
равномерно от фурм до колошника (фиг. 34). При наличии заплечиков уши-
рение печи вверх идет лишь на высоту заплечиков. . Выше заплечиков
ширина печи до колошника остается постоянной, либо уширение имеет
незначительное развитие (фиг. 35).
Сужение печи в области фурм способствует полному и быстрому
сгоранию топлива, а следовательно, концентрации тепла в ограниченном
пространстве. Этим ускоряются плавление и разложение трудно
восстановимых соединений.
Расширение печи выше области фурм способствует равномерному
распределению газов по сечению печи и замедляет скорость их движения
вверх. Замедление движения газов улучшает теплоотдачу и уменьшает
количество уносимой пыли.
Выше заплечиков стенки шахты делаются вертикальными. Для
предотвращения образования стенных настылей или для более удобного их
сбивания продольным стенкам выше заплечиков иногда придают уклон
внутрь, наподобие доменных печей. Наклон заплечиков колеблется от
17 до 35 см на 1 м высоты. Высота заплечиков составляет 0.7—1.4 м.
Высота заплечиков и их наклон устанавливаются в зависимости от
крупности проплавляемой шихты: чем крупнее шихта, тем круче может
быть уклон заплечиков. При плавке мелкой шихты заплечикам придается
пологое положение, чтобы задержать материал на более длительное время
в зоне высоких температур и атмосфере восстановительных газов. При
крутом положении заплечиков мелочь при движении шихты вниз
опережает крупные куски и может пройти, не успев расплавиться.
При тугоплавкой шихте вертикальный наклон заплечиков делают
меньше, чтобы повысить температуру в зоне плавления. Малый наклон
заплечиков увеличивает степень десульфуризации.
Стенки печи, как уже отмечалось выше, составляются сплошь из
кессонов либо кессонируется только нижняя часть шахты в области
плавления. Верхняя часть печи при частичном кессонировании шахты
выкладывается из огнеупорного кирпича.
Сплошь кессонированная печь имеет то преимущество, что в ней
образуется меньше стенных и колошниковых настылей, чем при кирпичной
кладке. Кроме того, настыли легче сбиваются с поверхности кессона,
чем с кирпичной стенки.
10 Металлургия тяжелых цветных металлов

Фиг. 34. Ватержакет с наклонным расположением кессонов (поперечный разрез)

Глава VIII. Шахтные печи [ватерокакеты] 147
Фиг. 35. Ватержакет с заплечиками (поперечный разрез)

148
Часть вторая. Металлургия свинца
Настыли, образующиеся на кирпичных стенках, крепко цементируются
с последними. Это влечет за собой разрушение кладки при сбивании
настылей и является причиной быстрой изнашиваемости кирпичных
стенок.
Возможность быстрой замены отдельных кессонов ватержакетной
печи значительно сокращает простой во время ремонтов. Недостатком
при работе на печи со сплошь кессонированными стенками является
потеря до 10% тепла с водой, охлаждающей кессоны.
Кирпичные стенкп, обладающие малой теплопроводностью, лучше
«охраняют тепло.
Верхняя часть шахты, вылоя;енная из кирпича, опирается
самостоятельно на ягелезные колонны. Таким образом, кессоны в нижней
части печи остаются свободными и независимыми от кладки печи.
Кессоны для жесткости скрепляются меяеду собой болтами и стягиваются
при помощи продольных балок и поперечных тяг.
Горизонтальное сечение печи. По горизонтальному сечению в поясе
фурм шахтные печи бывают круглые и прямоугольные.
Круглые печи, несмотря на равномерность распределения в них дутья
зі сравнительно невысокие потери тепла, в последнее время почти
полностью вытесняются печами прямоугольного сечения. Объясняется это
главным образом их малой производительностью из-за невозможности
увеличить выше определенных размеров диаметр печи.
Диаметр или ширина печи. Диаметр круглой печи колеблется от
0.75 до 1.5 м и в редких случаях достигает 2.25 м. Увеличение диаметра
связано с необходимостью повышения упругости дутья. При заданной
высоте столба плавильных материалов это вызывает повышение
температуры на колошнике и большие потери металлов в результате улетучивания.
По этой же причине ограничивается ширина печей прямоугольного
сечения. Ширина современных шахтных печей изменяется от 1.0 до 1.6 м.
При плавке мелкой шихты, ширина печи делается равной 1.1—1.2 м.
При крупнокусковом материале и пористом агломерате ширина печи
может быть взята равной 1.4—1.5 м. Более узкая печь позволяет
работать на низком давлении дутья.
При плавке шихты с высоким содержанием свинца и цинка
целесообразно применять более широкие печи для предупреждения образования
плотных слоев в столбе материалов вследствие местной конденсации
паров металлов и их соединений. При большей ширине печи плавильные
материалы, при взаимном перемещении, разрушают эти слои, чем
предупреждается возможное зависание шихты.
Длина печи. Для увеличения пропускной способности печи
прямоугольного сечения увеличивают ее длину. Теоретически нет причин
технологического или технического порядка, которые препятствовали бы
конструированию и работе на печи любой длины. Однако на практике длина
печи для плавки свинца редко превышает 7 м. .Наиболее распространены
печи, имеющие 5 м в длину. В медном и никелевом производстве длиня
ватержакетов достигает 25 м.
Ограничение длины свинцовоплавильных печей объясняется
следующим. Упоминавшееся выше образование настылей в печи нередко
является причиной вынужденной ее остановки, так как вести плавку при
наличии настылей бывает порой труднее и менее экономично, чем выдуть
и снова задуть печь. Остановка и пуск малых печей происходят в
более короткий промежуток времени, чем при работе с печами больших
размеров. При вынужденной остановке в печи остается большое
количество нѳпроплавленных материалов, которые необходимо удалить и затем

Глава VIII. Шахтные печи [ватержакеты)
№
снова подать на колошник для повторной загрузки. Чем больше размеры
печи, тем больше получается оборотных материалов.
Очистка печи от значительных количеств остающихся в неіі материалов
и обратная подача их на колошник при работе с печами больших
размеров удорожают процесс и удлиняют время простоя. На фиг. 3fi
показан продольный разрез ватержакетной печи.
§ 2. Конструкция горна
Ватержакетная печь представляет собой солидное сооружение. При
заполнении печи шихтой, а внутоеннего горна — расплавленными про-
—.
У/МММ
3
WWiWiS
й
ЕЛ
™3
мшу^
Фиг. 36. Ватержакет закрытого типа (продольный разрез)
дуктами давление на грунт получается значительным. В среднем можно-
принять давление на 1 м2 площади горна равным 60 т.
Учитывая значительность нагрузки, фундаменту под шахтную печь
уделяют большое внимание.
Глубина фундамента делается не менее 1 м. Котлован для фундамента
заполняется дробленым шлаком, заливаемым затем жидким шлаком.
При отсутствии шлака фундамент делается из бетона. На поверхность
фундамента — на слой глины — укладывается стальная плита толщиной
10—20 мм, препятствующая просачиванию свинца из горна в фундамент.
На плите располагается горн печи, который служит приемником для
жидких продуктов плавки.
Длина и ширина горна соответствуют размерам сечения печи в области,
фурм. Емкость горна делается в зависимости от производительности печи.

150
Часть вторая. Металлургия свинца
Внутреннюю часть горна футеруют магнезитовым кирпичом;
наружную часть горна выкладывают из шамотового кирпича в два или три ряда.
Снаружи кирпичная кладка горна
облицовывается листами из
котельного железа толщиной 10 мм. Часто
листы сваривают в сплошной кожух.
Между кожухом и кладкой
горна оставляется зазор, заполняемый
сыпучим материалом (песком или
глиной), для создания эластичности
при термической деформации
кирпичных стенок. Снаружи горн
скрепляется обвязкой из двутавровых
балок или рельсов.
Лещадь выкладывается в виде
обратного свода для предупреждения
всплывания кирпичей при
заполнении горна.
Для выпуска свинца имеются
специальные отверстия, которые
располагаются несколько выше
лещади горна. Это делается для того,
чтобы образующиеся лещадные
настыли не уменьшили или не
закрыли отверстий. При сифонной
отливке свинца выпускное отверстие
связывается каналом с сифоном. При
периодическом выпуске жидких
продуктов применяется шпуровое
отверстие, закрываемое глиняной
пробкой с проткнутым через нее
железным ломом.
Сифон. Для непрерывного выпуска свинца из горна применяется
сифон, который представляет собой наклонный канал в кладке горна
«ечением от 10 X10 см до 20 X 30 см. Нижний край отверстия канала
Фиг. 37. Ватержакет открытого
типа с выпуском металла через
сифон (вертикальный разрез)
1 —шахта; 2 — горн; 3 — сифон;
4~фурменное устройство; 5—кессон
Фиг. 38. Выпускной жолоб с водяным охлаждением
располагается несколько выше уровня лещади горна. Во время
плавки канал заполняется свинцом, причем уровень последнего вы-

Глава VIII. Шахптые печи (ватержакеты)
131
ше уровня металла в горне. Разница в уровнях зависит от высоты слоя
шлака и штейна на поверхности свинца в горне печи, а также от
давления дутья; она составляет 10—25 см.
Верхний конец канала, выходящий наружу, расширяется в виде
чаши, которая служит приемником для свинца. Меняя уровень свинца в
приемнике, можно регулировать
толщину слоя шлака в горне печи.
Сифонный выпуск свинца показан
на фиг. 37.
При получении веркблея с
высоким содержанием меди
предпочитают накапливать и перегревать
металл в горне, из которого он
периодически удаляется через
шпуровое отверстие. Шпуровые
отверстия для выпуска свинца из
горна устраиваются у длинных
сторон ближе к торцам печи, по два
отверстия с каждой стороны. Фиг. 39. Выпускной жолоб
Летка и жолоб для выпуска шла- (общий вид)
ка. Шлаковые отверстия или
летки устраиваются в торцевых стенках печи. Шлак, шпейза и штейн
выпускаются вместе попеременно с двух концов печи. Этим достигается
равномерное распределение температуры по фурменному сечению и
предупреждается образование настылей в противоположном от выпуска шлака
конце печи. Шлак из печи выпускается непрерывно или периодически,
по мере его накопления.
При непрерывном выпуске шлака для образования жидкого затвора
к шлаковому отверстию приставляется жолоб, или трапспаут (фиг. 38,
39). Меняя высоту порога у свободного конца жолоба, можно
регулировать толщину слоя шлака в горне печи.
§ 3. Кессоны
Кессоны, образующие стенки ватержакетной печи, представляют
собой пустотелые коробки, в которых циркулирует вода. Кессоны (фиг. 40)
делаются клепаными или сварными из железных листов. Толщина листов
наружной стенки составляет 7—θ мм, внутренней 12 мм. Высота
железных кессонов колеблется от 1.8 до 2.4 мм и выше. Ширина кессонов
изменяется от 0.6 до 1.5 м. Внутреннее расстояние между стенками
составляет 100—125 мм. При изготовлении железных кессонов все швы
должны выноситься наружу. Для придания жесткости к стенкам внутри
кессона привариваются вертикальные ребра. Питание водой,
индивидуальное для каждого кессона, производится через отверстия,
располагаемые в нижней части кессона.
Чтобы холодная вода при поступлении не ударяла в горячую
внутреннюю стенку, над впускным отверстием внутри кессона
приделывается козырек или же вода подается внутрь по загнутой вниз трубке.
Холодная вода, нагреваясь, поднимается кверху и выпускается через
отверстия в верхней части кессона. Выпускное отверстие должно быть устроено
таким образом, чтобы вода заполняла весь кессон. С этой целью удаление
воды производится при помощи «лебяжьей шейкш.
Неправильный отвод воды может явиться причиной прогорания
кессона в верхней его части. Накипь, образующаяся на внутренпих стенках,

152
Часть вторая. Металлургия свинца
может вызвать прогорание кессона, преимущественно в нижней его части.
Для удаления накипи в нижней части наружных стенок имеются
специальные герметически закрываемые отверстия.
Температура отходящей воды
колеблется от 40 до 80°. Расход воды на
охлаждение составляет 2—3.5 м3 на
1 τ проплавляемой шихты.
В местах выпуска шлака и штейна
устанавливаются кессоны небольших
размеров, так называемые беби-кессо-
ны, изготовляемые из мягкой стали или
меди. Высота беби-кессона 65 см,
ширина — 35 см. В кессоне имеется
коническое отверстие размером 6—10 см
для выпуска жидких продуктов плавки
(фиг. 41).
Для подачи воздуха в печь в
нижней части кессонов имеются
фурменные отверстия. В кессоне
устраиваются два фурменных отверстия, диаметр
которых делается для круглых печей
■іШ
Ψ
Фиг. 40. Фурменный кессон
Фиг. 41. Выпускной кессон
равным 30—60 мм, а для прямоугольных 65—110 мм. Расстояние
между центрами фурменных отверстий составляет 20—45 см. Чем меньше
это расстояние, тем равномернее распределяется дутье в поясе фурм.
В современной металлургии свинца наблюдается тенденция работать
с большим количеством фурм малого сечения.
§ 4. Фурмы
Подача воздуха в печь производите я при помощи фурм. Фурма имеет
вид полой коробки, снабженной четырьмя патрубками, расположенными
накрест. Одним из горизонтальных патрубков фурма присоединяется
к фурменному отверстию кессона. В патрубке, расположенном напротив,
имеется очко, через которое производятся наблюдение за ходом плавки
и чистка фурменного отверстия. Очко закрывается задвижкой со
слюдяным или стеклянным глазком (фиг. 42).
Верхним наклонным патрубком при помощи рукава фурменная
коробка присоединяется к центральному воздухопроводу. Нижний патру-

Глава VIII. Шахтные печи {вапгерокакеты) 153
бок, закрываемый в конце тонкой пластинкой из легкоплавкого вещества
(свинец), служит для выпуска шлака, который случайно может попасть
в фурмы.
Каждая фурма снабжается
автоматическим клапаном,
преграждающим доступ печных газов в
воздухопровод при внезапной остановке
дутья. Это необходимо предусмотреть·
так как печные газы, содержащие
окись углерода, при проникновении
в трубопровод, заполненный
воздухом, могут явиться причиной взрыва.
В качестве клапана служит
металлическая пластинка, вращающаяся
вокруг горизонтальной оси. В
нормальных условиях клапан плотно
прижимается давлением дутья к
отверстию, которым фурма сообщается
с внешним воздухом. Прп
прекращении дутья клапан автоматически
поворачивается на 90° и закрывает от-
верствие, через которое воздух из
рукава поступает в фурменную
коробку. Газы, поступающие из печи в
фурму, через открывшееся отверстие Фиг. 42. Фурма (общий вид)
выходят тогда наружу в атмосферу.
Фурмы располагаются на 20—40 см выше шлакового отверстия. Этим
расстоянием определяется емкость внутреннего горна по шлаку. В круглых
печах фурмы располагаются по окружности. Этим достигается равномерное
распределение дутья по всему фурменному сечению. В печах прямоуголь-

154
Часть вторая. Металлургия свинца
-ного сечения фурмы располагают по длинным сторонам. Иногда фурмы
устанавливаются также с торцевых сторон печи.
Фурменное число, т. е. отношение суммарной площади живого сечения
фурм, выраженное в квадратных дюймах, к площади сечения печи в
области фурм, выраженной в квадратных футах, колеблется от 4 до б.1
Наиболее совершенной является конструкция фурмы с
автоматическим клапаном, показанная на фиг. 43.
§ 5. Устройство колошника
Верхняя часть шахтной печи называется колошником. Через колошник
производится загрузка шихты и отводятся газообразные продукты.
Различают колошники закрытого и открытого типа.
Фиг. 44. Колошник закрытого типа (продольный разрез)
Закрытый колошник представляет собой корридор с верхней
цилиндрической поверхностью. В центре крыши имеются отверстия для отвода
1 Часто площадь живого сечения фурм выражается в процентах от сечения
печи в области фурм.

Глава VIII. Шахтные печи [ватержакеты]
155
газов. Загрузка печи производится через боковые отверстия,
расположенные вдоль длинных сторон колошника. Загрузочные отверстия
снабжаются поднимающимися или откидными дверками. В торцевых стенках
Релос Зля
вагонеток
* КштшникоВая
площадка
Фиг. 45. Схематическое устройство колошника
открытого типа
колошника имеются окна для наблюдения за состоянием верхней части
печи и сбивания настылей. На фиг. 44 показан продольный разрез
колошника закрытого типа.
Открытые колошники купола не имеют. При центральной загрузке
шихты газы отводятся через отверстия в торцевых стенках,
расположенные ниже колошниковой площадки. При боковой загрузке шихты га-
« (
Фиг. 46. Распределение материалов при боковой загрузке
зы могут также отводиться через верхний газоотвод. На фиг. 45
показано схематическое устройство колошника открытого типа с центральным
отводом газов.
При выборе колошникового устройства большое внимание уделяется
способу распределения загружаемых материалов по горизонтальному
•сечению печи. Шихта должна загружаться таким образом, чтобы
газопроницаемость и состав шихты были одинаковыми по всему сечению печи.
При этом условии достигается равномерное протекание процессов,
скорость плавления получается наибольшей и устраняются причины
образования настылей. Так как сопротивление прохождению газов вдоль
стенок меньше, чем в середине, загружаемые материалы нужно
располагать таким образом, чтобы увеличить сопротивление вдоль стенок и по-

156 Часть вторая. Металлургия свинца
высить газопроницаемость в центре печи. Для этого мелкую часть
шихты располагают ближе к стенкам, а крупнокусковой материал
загружают в центральную часть печи.
При боковой загрузке печи с закрытым колошником шихта
располагается таким образом, что одна часть крупной фракции
скатывается к середине печи, а другая, меньшая часть ее, к стенкам. Чем
больше высота падения шихты и больше угол между наклонной
загрузочной плитой и колошниковой площадкой, тем дальше от стенки печи
Фиг. 47а. Центральная загрузка Фиг. 476. Центральная
с распределителем загрузка с колокольным
затвором
располагается вершина конуса шихты и тем больше крупнокускового
материала будет находиться вблизи стенок. Для устранения этого
недостатка применяются дефлекторы из стальных плит высотой 100 см,
устанавливаемые вдоль длинных сторон печи напротив загрузочных отверстий,
на расстоянии 35 см от стенки печи. Дефлекторные плиты поддерживаются
балками, охлаждаемыми во избежание коробления водой. При загрузке
шихта ударяется о дефлекторные плиты. Вершина конуса располагается
при этом в непосредственной близости от стенок. Крупные куски
скатываются к середине печи.
При открытом колошнике с боковой загрузкой шихта располагается
между стенками печи и газоотвода. При опускании вниз, когда материалы
достигнут нижнего уровня стенок газоотвода, крупные куски будут
скатываться к середине печи. Распределение материалов аналогично тому,
которое имеет место в печи с закрытым колошником при наличии деф-
лекторных плит. На фиг. 46 показано распределение материалов при
боковой загрузке.
Менее удовлетворительно происходит распределение материалов при
центральной загрузке и боковом отводе газов. Крупные куски при
опускании шихты ниже уровня стенок газоотводов будут скатываться к
стенкам печи.
Для создания условий по более равномерному распределению
материалов вдоль горизонтальной оси печи помещается сплошной или
колосниковый металлический конус. Шихта, выгружаемая из вагонеток, падает-
на конус и по наклонным плоскостям направляется к стенкам газо-

Глава VIII. Шахпише печи {ватержакеты}
157
отводов. Крупные куски, ударяясь о стенки, скатываются к середине печи
а мелочь остается у стенок газоотвода. При опускании шихты более мелкая
фракция расположится у стенок печи.
При наличии конусного распределителя, устроенного в виде
колосников, шихта располагается равномерно по всей горизонтальной
плоскости.
При центральной загрузке печи с открытым колошником газы отводятся
через отверстия в торцевых стенах печи. Верхняя горизонтальная часть
газоотвода перекрывается плитами, которые удаляются при сбивании
стенных настылей. Центральная загрузка имеет то преимущество что при
этом количество путей в два раза меньше, чем при боковой загрузке
печи. На фиг. 47 показано распределение материалов при центральной
загрузке.
Из всех видов колошниковых устройств наиболее рациональным
является открытый колошник с боковой загрѵзкой и центральным отводом
газов.
§ 6. Передний горн
Время пребывания расплавленных продуктов во внутреннем горне
недостаточно для полного отстаивания шлака от других жидких
продуктов: металла, штейна и шпейзы. Для разделения жидких продуктов
плавки применяются передние горны, которые являются как бы
продолжением внутреннего горна. Передний горн представляет собой открытый
сосуд достаточной емкости, вытянутый в длину. Передний горн делается
из листового железа, футеруемого изнутри огнеупорным кирпичом.
Жидкие продукты поступают в один конец горна и двигаются к
противоположному концу. Шлак как наиболее легкий стекает сверхт. Штейн
Фиг. 48. Схема переднего горна
1 — передний горн; 2 — ковш для слива штейпа; 3 — ковши для отвозки
шлака; 4 — жолоб для выпуска шидких продуктов из печи; 5 — ватержакет
и металл, имеющие большие удельные веса, оседают вниз. По мере их
накопления они выпускаются периодически через отверстия в нижней
части горна. На фиг. 48 приведена схема переднего горна.

158
Часть вторая. Металлургия свинца
Глава IX
МАТЕРИАЛЫ, ПОСТУПАЮЩИЕ В ПЕЧЬ, И УСЛОВИЯ
ЕЕ НОРМАЛЬНОЙ РАБОТЫ
При правильном обслуживании нормальная работа ватержакетнойг
печи зависит от трех факторов: 1) состава и качества шихты (агломерата,
флюсов, добавочных и оборотных материалов), 2) качества и количества»
расходуемого топлива и 3) упругости и количества дутья.
§ 1. Шихта
а) Агломерат. Выше нами были разобраны требования, которые
предъявляются к рудной части шихты или агломерату, загружаемому в
шахтную печь. Агломерат должен быть прочным, чтобы не раздавливаться
и не истираться при движении вниз, хорошо газопроницаемым для
успешного протекания термических и химических процессов и химически
соответственно подготовленным. Агломерат необходимо загружать в печь
кусками одинаковых размеров, величиной в кулак. Мелочь и пыль
абсолютно не должны загружаться в печь. Опережая в своем движении
крупные куски, мелочь накапливается в зоне плавления, что приводит
к ряду осложнений.
Пылеватая часть шихты выдувается из печи, увеличивая запыленность,
газов и ухудшая работу пылеуловителей.
б) Флюсы. Флюсами называются шлакообразующиѳ ингредиенты
шихты. Необходимое для плавки количество флюсов целесообразно включать
в состав шихты, поступающей на агломерацию. Это дает возможность·
получать однородную по составу шихту с тесно контактированными
частицами, что облегчает и ускоряет последующие процессы плавления
и шлакообразования.
Некоторая часть флюсов загружается в · лечь непосредственно через;
колошник. Это делается в том случае, если состав агломерата не
обеспечивает получение необходимого шлака.
Основное требование, которое предъявляется к флюсам, — обладать,
максимальной флюсующей способностью. Это означает, что в основных
флюсах содержание кремнекислоты должно быть минимальное, и
наоборот, — в кислых флюсах не должно быть основных окислов. В качестве·
флюсов при плавке применяются кварц, известняк, железная и
марганцовая руда.
Кварц является почти единственным кислым флюсом,
прибавляемым в шихту свинцовой плавки. Вместо чистого кварца выгодно
прибавлять золотосодержащие или окисленные свинцовые кварцевые руды,
или другие кислые флюсы, содержащие свинец и благородные металлы.
Известняк, железная и марганцовая руда являются основными
флюсами.
Известковый флюс вводится в печь в виде СаС03, который
диссоциирует на СаО и С02. Для избежания расхода тепла на
диссоциацию были сделаны попытки вместо известняка загружать в печь
обожженную известь. Однако замена СаС03 окисью кальция не дает
благоприятных результатов. СаО интенсивно поглощает влагу и углекислоту
в верхней зоне печи. При этом выделяется тепло, вследствие чего
температура колошника повышается и тем самым увеличиваются потери свинца
через улетучивание.

Глава IX. Материалы, поступающие в печь
159-
Обратная диссоциация образовавшихся Са(ОН)2 и СаС03 в
нижней части печи требует дополнительного расхода топлива.
Железистый флюс вводится в печь в виде железных руд:
гематита Fe203, лимонита Fe203. 2Fe(OH)3, сидерита FeC03, реже
магнетита Fe304. Последний трудно восстанавливается в условиях свинцовой
плавки и требует повышенного расхода топлива. В качестве железистого
флюса могут служить золотосодержащие пиритные концентраты,
получаемые при флотации руд цветных металлов. Мелко измельченные
пиритные концентраты можно примешивать лишь к шихте, направляемой на
агломерацию. То же относится к колчеданным огаркам
сернокислотных заводов.
В качестве основного флюса может применяться также .март а н-
цовая руда.
Флюсы должны загружаться в печь в виде кусков одинаковых
размеров, несколько меньших чем размеры кусков агломерата. Флюсы должны
быть равномерно распределены в шихте.
Иногда в печь загружается железный скрап в количестве 1—5% ве^а
шихты. Железо способствует разложению соединений свинца. Чем больше
металлического железа вводится в печь вместе с шихтой, тем беднее
содержанием свинца получаются штейны.
в) Добавочные и оборотные материалы. В свинцовую плавку могут
поступать свинецсодержащие материалы, являющиеся отходами других
производств, преимущественно цинкового, а также оборотные продукты
собственного производства. К подобным материалам относятся: рай-
мовка цинкодестилляционных заводов; кеки цинкоэлектролитных
заводов; сульфатные свинцовые кеки, получаемые после выщелачивания
цинка раствором серной кислоты из возгонов от фьюмингования шлаков
или вельц-печей; полупродукты, получаемые при рафинировании веркблея
(шлаки, дроссы, глет и др.); оборотные продукты собственно свинцовой
плавки (выломки, шлаки, штейн и др.).
Раймовка и кеки находятся в измельченном виде. Их либо
примешивают к шихте, направляемой на агломерацию, либо они окусковы-
ваются отдельно и загружаются прямо в ватержакет.
Оборотными продуктами собственно свинцового производства
являются шлаки свинцоворафинировочного цеха и отходы шахтной
плавки.
Так как в шлаках и дроссах, получаемых при рафинировании
веркблея, концентрируются примеси, извлеченные из веркблея, обратная
присадка их к шихте свинцовой плавки нежелательна. Сюда относятся
медные шликера, оловянные абцуги, сурьмянистые- и мышьяковистые
абштрихи, а также всевозможные дроссы и др. Является более
целесообразным накапливать эти продукты и перерабатывать их отдельно.
Исключение составляет глет, который получается при купелировании серебристого
свинца. Его можно загружать непосредственно в ватержакет.
Выломки магнезитовых купелей прибавляются к шихте свинцовой
плавки небольшими порциями, чтобы окись магния не ухудшила состава
шлака.
Оборотными продуктами, получаемыми непосредственно при шахтной
плавке, являются шлаки с относительно высоким содержанием в них
свинца, пыль из газоходов, а также выломки из передних горнов и
ватержакетов.
Из перечисленных продуктов пыль, если в ней содержится мало
кадмия и цинка, примешивается к шихте, направляемой на агломерацию.
Пыль можно также окусковывать и загружать непосредственно в шахтную

160
Часть вторая. Металлургия свинца
печь. Выломки и очистки из передних горнов и ватержакетов
возвращаются обратно на плавку в шахтную печь. Если выломки и очистки
получились в виде мелочи, их предварительно агломерируют.
Оборотные ватержакетные шлаки могут поступать как в шихту на
агломерацию, так и непосредственно в ватержакет. Прибавление некоторого
количества оборотных шлаков в шихту свинцовой плавки полезно для
процесса.
Шлак, добавляемый в крупных кусках, увеличивает
газопроницаемость шихты, что весьма важно, если в последней содержится много
мелочи. Оборотный шлак ускоряет процесс плавления и выравнивает ход
печи.
§ 2. Топливо
Топливом для шахтной печи является кокс. Последний должен
обладать необходимой крепостью и твердостью, чтобы не истираться при
движении шихты вниз и не раздавливаться под тяжестью выше
лежащего столба плавильных материалов. Сопротивление ватержакетного
кокса раздавливанию составляет 50—70 кг/см2. Кокс должен быть в меру
пористым и газопроницаемым, принимая во внимание сравнительно
невысокую упругость дутья, на котором работает свинцовоплавильная
шахтная печь.
Сильно пористый кокс быстро сгорает и способствует перемещению
фокуса печи к колошнику.
Количество пор в коксе, применяемом при свинцовой плавке,
составляет около 50% его объема. Кокс должен содержать мало золы. При
большом количестве золы в коксе непроизводительно увеличивается расход
топлива; количество отвального шлака и потери металла при этом
возрастают.
Содержание золы в коксе не должно превышать 10—15%. Летучих
в коксе не должно быть больше 2%. При более высоком содержании
летучих фокус печи передвигается вверх.
Кокс загруя^ается в печь кусками размером 15—20 см.
В целях экономии некоторую часть кокса можно заменить антрацитом.
В каждом отдельном случае количество загружаемого в печь антрацита
устанавливается практикой.
Количество необходимого для плавки топлива зависит от степени
плавкости шихты, зольности кокса, упругости дутья, времени года и
местоположения завода. Чем больше в шихте пустой породы и тугоплавких
компонентов, тем выше расход топлива. Присутствие цинка в шихте
увеличивает расход топлива. Известковистый шлак требует больше
топлива, чем железистый. Образование шпейзы связано с увеличенным
расходом топлива.
Зольность кокса также влияет на расход топлива, так как часть
последнего необходимо затратить на расплавление и ошлакование золы.
Давление дутья оказывает влияние на расход топлива. При повышении
упругости дутья удельный расход топлива уменьшается. Объясняется
это тем, что при высокой упругости дутья воздух входит в лучшее
соприкосновение с сжигаемым топливом.
Крупная и пористая шихта требует меньше топлива, чем плотная
и мелкая, при одной и той же упругости дутья.
Практически расход топлива при свинцовой шахтной плавке
колеблется от 9 до 14% веса шихты. От правильного расхода топлива зависит
нормальный ход печи. Как избыток, так и недостаток топлива одинаково
вредны.

Глава IX. Материалы, поступающие в печь
Ϊ6Ι
При избытке кокса восстановительная способность печи увеличивается,
железо, медь и цинк восстанавливаются до металла; образование
настылей в печи ускоряется; усиливается шпейзообразование; пропускная
способность печи снижается. Шлаки при избытке кокса получаются вязкие;
мало перегретые. Объясняется это постепенным увеличением столба
несгоревшего кокса в фурменной зоне и перемещением фокуса печи
кверху.
Расплавленные продукты при прохождении через более холодную
нижнюю часть коксового пояса охлаждаются. Остывание шлака усиливается
также за счет холодного воздуха, поступающего навстречу. Чем больше
столб кокса в фурменной зоне, тем выше поднимается фокус печи и тем
холоднее получаются продукты плавки. Пропитанный шлаком кокс трудно
окисляется и постепенно образует сплошную коксовую настыль.
Внешним признаком избытка кокса в печи являются холодный горн и темные
фурмы при горячем колошнике.
Уменьшением коксовой колоши и опусканием уровня шихты можно
восстановить нормальный ход печи.
При недостатке топлива восстановительная способность печи падает.
Хотя пропускная способность печи увеличивается, но шлаки содержат
много свинца.
Шлаки получаются жидкие, но холодные, не перегретые. Внешним
признаком, указывающим на недостаток топлива, являются темные
фурмы, холодный колошник и стылые шлаки. Нормальный ход печи
восстанавливается при увеличении коксовой колоши.
Если установлено, что количество кокса превышает или меньше
нормального, то изменения в количестве загружаемого кокса необходимо
производить постепенно.
§ 3. Дутье
Упругость дутья зависит от пористости и газопроницаемости шихты, —
как отдельных ее кусков, так и всего столба плавильных материалов
в целом.
Давление дутья регулируется таким образом, чтобы фокус печи не
поднимался кверху и чтобы колошник был холодный. Чем крупнее
куски шихты и ниже столб плавильных материалов, тем меньше может
быть давление воздуха. Однако упругость дутья должна быть
достаточно высокой, чтобы струя воздуха, выходящая из отверстия фурмы,
доходила до середины печи.
Давление дутья в зависимости от размеров печей варьирует от 40
до 225 см вод. ст. Количество подаваемого в минуту воздуха колеблется
от 25 до 50 м3/мин. на 1 м2 площади сечения в области фурм. Давление
и количество дутья контролируются измерительными приборами.
Питание печей воздухом производится при помощи воздуходувок.
Подача воздуха к ватержакетным печам происходит либо по
центральному трубопроводу, общему для ряда печей, либо по индивидуальным
воздухопроводам, отдельным для каждой печи. Для подвода воздуха
к фурменным рукавам устанавливается распределительный
воздухопровод.
Для создания равномерного напора у всех фурм печи
распределительный воздухопровод имеет коническую форму с уменьшающимся
диаметром по мере удаления от места присоединения к центральному
воздухопроводу.

162
Часть вторая. Металлургия свинца
Глава X
ПРАКТИКА РАБОТЫ НА ШАХТНОЙ ПЕЧИ
§ 1. Задув печи
Первыми операциями при задуве печи являются сушка, разогрев
и наполнение горна жидким свинцом. Сушка и разогрев горна должны
проводиться весьма тщательно. Когда кладка горна достаточно
прогреется, его очищают от накопившейся золы и приступают к наполнению
свинцом.
Горн заполняется раскаленным древесным углем, поверх которого
постепенно загружаются свинцовые чутки. Загрузка свинца
продолжается до тех пор, пока весь горн не наполнится жидким металлом. Иногда
горн печи прямо заливается жидким свинцом.
После заполнения горна металлом на последний наваливают слой
древесных стружек, сухих дров и кокса. Затем пускают слабое дутье и,
когда кокс равномерно разгорится по всей поверхности, приступают
к загрузке шлаковых и коксовых колош. Постепенно шлаковые колоши
заменяются рудными, сначала облегченными, содержащими
значительное количество легко восстановимых соединений свинца (глет и др.),
а затем расчетными, нормальными. По мере того, как печь заполняется
доверху шихтой, усиливают дутье до нормального давления.
Перед наполнением горна свинцом выпускное отверстие в сифон
наглухо закрывается деревянной пробкой. Когда расплавленного металла
(веркблея) накопится столько, что он начинает показываться через
шлаковое отверстие, выбивают пробку и открывают сифон.
Выпуск шлака начинается в тот момент, когда он поднимается до уровня
фурм.
Пуск печи от начала загрузки шлаковых до нормальных колош длится
2—3 суток. Все необходимые операции по пуску печи должны
проводиться аккуратно и тщательно, а замеченные неполадки устраняться
до перехода на плавку рудных колош. Особо необходимо остерегаться
образования в период пуска настылей в горне печи.
Если при пуске выявляются трудно устранимые неполадки,
целесообразно снова выдуть печь сразу, чем биться с ее налаживанием в течение
длительного промежутка времени.
§ 2. Работа с высокой и низкой сыпью
Различают два способа работы на шахтной печи: с высокой и низкой
сыпью.
При работе с высокой сыпью шихта загружается почти
вровень с полом колошниковой площадки, если для плавки применяются
печи с открытым колошником, или несколько ниже уровня загрузочной
площадки — при закрытом колошнике.
Работа с высокой сыпью характеризуется низкой температурой
отходящих газов, но превышающей 150°. Горение кокса и область наиболее
высоких температур ограничиваются в нормальных условиях фурменным
поясом. Использование восстановительной способности газов при
высокой сыпи максимальное.
При плавке свинца на высокой сыпи агломерат должен быть в меру
тугоплавким, чтобы преждевременно не размягчаться и оставаться по^
ристым и газопроницаемым в верхних зонах печи. При содержании свинца,

Глава А'. Практика работы на шахтной печи 163
в 25—30% в агломерате имеется достаточное количество материалов,
делающих его тугоплавким. По мере увеличения содержания свинца
количество пустой породы, подлежащей ошлакованню, уменьшается.
Агломерат получается с высоким содержанием свинца в виде
кислородных соединений (окиси, силикатов, ферритов), обладающих сравнительно
низкими температурами плавления.
Агломерат с 50% РЬ и выше при 600° становится вязким, а при 800'
приобретает подвижность. При плавке такого агломерата на высокой
сыпи размягчение шихты, ее уплотнение и, как следствие, уменьшение
газопроницаемости наблюдаются в верхних зонах печи. Размягчающаяся
шихта является причиной образования стенных настылей и спекшихся
плотных блоков. Течение газов и нормальный ход печи
нарушаются.
Выходом из положения является разбавление шихты за счет большего
количества оборотных шлаков или флюсующих материалов, либо
понижение высоты столба плавильных материалов. Присадка большого
количества флюсов или оборотных шлаков удорожает плавку. Поэтому для
переработки богатых свинцовых концентратов находит применение плавка
агломерата на низкой сыпи.
Отличительной особенностью плавки на низкой сыпи является
горячий колошник и высокая температура отходящих газов. Средняя
температура колошниковых газов составляет 500—600° с колебаниями от
250 до 1150°. Плавка на низкой сыпи обусловливает большой унос
свинца в виде мелких частиц шихты, а также паров металла и его N
соединений. Пыли при плавке с низкой сыпью получается в 6—8 раз больше,
чем при работе с холодным колошником.
В отходящих газах содержится в среднем 20% С02 и от 0 до 7%
свободного кислорода. Сернистого ангидрида в газах содержится до 1.5%, что
указывает на интенсивную десульфуризацию. Неполное использование
кислорода воздуха и наличие большого количества углекислоты в газах
объясняются тем, что фокус печи при работе на низкой сыпп вследствие
малой высоты столба плавильных материалов перемещается кверху.
Углекислота не успевает восстановиться твердым углеродом до окиси.
Особенностью плавки с низкой сыпью являются быстрое плавление
материалов и высокая производительность печи, достигающая 90 τ шихты
на 1 м2 сечения в области фурм. Более высокая производительность
объясняется большим удельным весом агломерата (из-за высокого
содержания свинца в нем) и получением более высоких температур в зоне
горения за счет экзотермической реакции образования углекислоты.
Относительные потери тепла на тонну шихты при быстром плавлении
нанизкой сыпи меньше, чем при плавке с высокой сыпью.
При высоком проплаве на 1 τ шихты приходится также меньше потерь
тепла с охлаждающей водой, на лучеиспускание и теплопроводность.
Недостатком работы с низкой сыпью является высокое содержание
свинца в шлаках, доходящее до 2—2.5%.
Для плавки на низкой сыпи применяются печи с закрытым
колошником и боковой загрузкой шихты.
§ 3. Обслуживание печи
Постоянное обслуживание печи состоит из! .
1) регулярной подачи и загрузки сырых материалов;
2) регулярной подачи воздуха;
3) своевременного выпуска жидких продуктов плавки и их отвозку

164
Часть вторая. Металлургия свинца
4) непрерывного отвода газов из печи;
5) непрерывной подачи и отвода воды из кессонов.
Бригада, обслуживающая печь, состоит из колошниковых и горновых
рабочих. В обязанности рабочих на колошнике входят регулярное
питание, правильный отвод газов и наблюдение за работой верхней части
печи,: В обязанности горновых рабочих входят выпуск жидких продуктов
плавки, подача дутья в печь и воды в кессоны, наблюдение за фурмами,
кессонами, выпускными отверстиями и передним горном.
Загрузка шихты. Для нормальной работы печи необходимо,
чтобы шихта и кокс загружались в печь определенными порциями или
колошами через равные промежутки времени.
Столб плавильных материалов после загрузки свежей колоши должен
находиться на точно установленном уровне и равномерно оседать.
Неравномерность осадки является признаком ненормальной работы той или иной
части печи. По скорости осадки шихты колошниковые рабочие судят
о состоянии печи.
Необходимо следить за тем, чтобы шихта не опускалась ниже
определенного уровня. Колошник лечи должен быть холодным. Появление огня
в колошнике указывает на перемещение фокуса печи кверху
вследствие повышения упругости дутья либо увеличения пористости шихты.
Прорыв пламени в какой-либо части колошника указывает на местную
недостаточную плотность шихты. Загрузка более мелкого материала
в это место или протыкание его ломом устраняет этот дефект.
Если плавка ведется на низкой сыпи, необходимо соблюдать
требования, связанные с работой печи по этому способу. Высота сыпи и
температура на колошнике и в этом случае должны быть предметом внимания
со стороны колошниковых рабочих.
Загрузка кокса. Кокс загружается в печь отдельными,
перемежающимися с шихтой, слоями. Реже кокс загружается в печь смешанным
с шихтой. Это делается в том случае, если шихта содержит много мелочи.
Крупные куски кокса разрыхляют тогда шихту и делают ее более пористой.
Работа у горна заключается в выпуске жидких продуктов
плавки и наблюдении за состоянием шлаковой летки, шпуровых отверстий
или сифона.
Выпуск шлака, штейна и пшейзы производится периодически или
непрерывно. Чем больше пропускная способность печи, меньше объем горна
и ниже содержание свинца в шихте, тем чаще необходимо выпускать
шлак из печи. В печах большой производительности шлак и штейн могут
выпускаться непрерывно.
Верхний уровень шлака в горне не должен подниматься выше
нижнего края фурменных отверстий. Выпуск шлака из печи производится
до тех пор, пока через шлаковое отверстие не начинают вырываться газы.
Тогда шлаковая летка закрывается пробкой из глины, и жидким
продуктам дают накапливаться до следующего выпуска.
Одинаковые количества шлака, получаемые при каждом выпуске,
указывают на нормальный ход печи.
• Свинец из горна выпускается через шпуровое отверстие или при
помощи сифона. При шпуровой заделке горна свинец выпускается
периодически, по мере его накопления. Верхний уровень свинца в горне
доводится до высоты шлакового отверстия. Расположение шпурового
отверстия должно быть таким, чтобы после выпуска "свинца шлак и штейн
не опускались чересчур низко в горне.
При сифонном выпуске удаление свинца из приемника производится
небольшими порциями, через определенные промежутки времени. В пе-

Глава X. Практика работы на шахтной печи
160
чах с большой производительностью, при плавке шихты с высоким
содержанием металла, выпуск свинца из сифона производится непрерывно.
Регулируя высоту металла в приемнике, можно изменять уровень свинца
внутри горна. По температуре и поверхности свинца в приемнике можно
судить о работе печи; при нормальной работе поверхность свинца слегка
пульсирует вследствие колебаний давления газов в печи.
Количество металла, получаемого в определенный промежуток
времени, является показателем работы печи. По разовому выпуску металла
судят о свободной емкости горна и о возникновении настылей.
Наблюдение за фурмами и дутьем. В нормальном
состоянии через глазок фурмы видно яркое блестящее пятно. Потемнение
фурмы указывает на образование настыли в печи. Шлак не должен
попадать в фурмы. Для предупреждения заливания шлаком устраивается
контрольная фурма, расположенная несколько ниже уровня остальных
фурм.
У каждой фурмы-устанавливается манометр. Регулированием шибера
можно менять давление воздуха в каждой фурме. Необходимо следить
за тем, чтобы все соединения воздухопровода до фурмы были хорошо
уплотнены во избежание утечки воздуха.
Все глазки должны быть целы и герметически закрываться. Фурмы
время от времени прочищаются при помощи стального ломика.
Наблюдение за кессонами. Кессоны должны все время
охлаждаться водой. Питание кессонов водой индивидуальное. Регулируя
количество поступающей воды, можно менять температуру последней при
выходе ее из кессона и этим самым увеличивать или уменьшать толщину
настыли, образующейся на стенках.
Автоматизация контроля плавки. Шахтная печь
является непрерывно действующим аппаратом. Для нормальной работы
необходим тщательный контроль за качеством и количеством
поступающих в печь материалов. В печь должны подаваться одинаковые по весу
порции шихты или кокда через равные промежутки времени.
Загружаемые в печь материалы должны взвешиваться и строго учитываться.
Анализ шихты и ее отдельных составляющих должен быть известен заранее,
до загрузки в печь. Систематически должен делаться химический
анализ шлака, штейна, веркблея, газов, пыли. Должны определяться
запыленность газов, температура веркблея, шлака, штейна, отходящих
газов и вытекающей из кессонов воды; периодически должна
проверяться вязкость шлаков.
Контролирующие ход плавки приборы (пирометры, газоанализаторы,
манометры, тягомеры и водюмометры) должны быть автоматизированы.
По показаниям приборов, регистрирующих температуры шлака, штейна,
веркблея, газов, состав последних и упругость дутья, а также по
равномерности загрузки и выпуска продуктов плавки можно судить о
состоянии печи, о пористости шихты, о возникновении настылей и т. д.
Автоматическая регистрация отклонений от нормального хода
процесса дает возможность принять своевременно меры по их ликвидации.
§ 4. Образование печных настылей и меры борьбы с ними
В шахтной печи различают настыли: горновые, фурменные, стенные
и колошниковые.
Горновые настыли. Горновые настыли могут образоваться по
следующим причинамі

166
Часть вторая. Металлургия свинца.
1) от недостатка серы при плавке медистой
шихты: из-за невозможности образования штейна медь получается
в металлическом виде; при ограниченной растворимости меди в веркблеѳ
избыток ее застывает в горне;
2) вследствие обеднения шихты свинцом: при
установившемся тепловом режиме в области горна более медленное
обновление свинца в последнем может привести к отрицательному балансу
тепла; при похолодании горна медь выкристаллизовывается из верк-
блея, что ведет к образованию медистых настылей;
3) при слишком низком расположении
выпускного отверстия сифона: если свинец в горне опустится
ниже определенного уровня, штейн и шлак, заполнив горн, могут
застыть в нем;
4) при сильно восстановительной атмосфере
в печи и работе на известковистых шлаках:
железо может при этих условиях восстановиться до металла; постепенно
накапливаясь в горне, железо является причиной образования
железистых жуков.
Образование настылей в горне ведет к уменьшению его объема. Верк-
блей, не вмещаясь во внутреннем горне, вытекает из печи вместе со
шлаком и штейном в передний горн.
Отвальный шлак получается с повышенным содержанием свинца.
Потери металла увеличиваются.
Одновременно уменьшается производительйость печи. Спуск колош
при наличии горновых настылей. замедляется. Объясняется это тем, что
куски кокса на поверхности шлака, вследствие большого содержания
свинца в последнем, впитывают металл, теряя пористость и сгорая с
меньшей скоростью.
Меры борьбы с горновыми настылями в основном сводятся к
повышению температуры печи и к «промывке> горна. Для этого в печь
загружается несколько колош, состоящих из оборотного шлака и безмедистого
глета. Благодаря тому, что в горн начинают поступать в увеличенном
количестве перегретые жидкие продукты плавки, температура
повышается, образовавшиеся настыли постепенно расплавляются и горн
очищается.
Одновременно с указанными мероприятиями необходимо изменить
состав самой шихты. Если причиной возникновения горновых настылей
является медь, необходимо увеличить содержание серы в агломерате.
Если настыли получились в результате восстановления окислов железа
до металла, следует уменьшить расход кокса и известняка и увеличить
количество воздуха, подаваемого в печь.
В табл. 42 приведены анализы горновых настылей:
Таблица 42
Анализ железистых горновых настылей (%)
Fe
72.9
48.7
38.9
Pb
18.8
7.3
20.1
Сч
0.2
1.1
As
5.1
8.5
2.4
Sb
Следы
0.7
Ni
0.05
—
~
Zn
3.6
5.4
S
0.7
13.8
18.5
Au
0.00003
—
Ag
0.12
0.06
0.16
Si02
15.9
9.3

Глава X. Практика работы на шахтной печи
167
Настыли под фурмами образуются в виде корки или свода,
перекрывающего горн. Узнается образование подобной настыли по прекращению
выделения свинца через сифон и отсутствию пульсации в приемнике.
Свинец начинает вытекать вместе со шлаком.
Образующаяся корка состоит главным образом из сернистого цинка
и металлического железа.
Образование настыли, состоящей из сернистого цинка, является
следствием плохого обжига концентрата.
Если в корке содержится металлическое железо, то для его
растворения нужно в шихту добавить материал, богатый серой. Так как
действие, связанное с изменением состава шихты, сказывается не ранее чем
через б —8 час, то в течение этого времени следует частично удалить
настыль механическим путем; для этой цели настыль разламывают
стальным ломом и отдельными кусками извлекают из горна. Если настыль
не поддается механическому удалению, стараются пробить в ней
возможно больше отверстий для прохождения свинца. С появлением
шлака измененного состава настыль начинает постепенно разъедаться и,
наконец, полностью исчезает.
Настыли, образующиеся над фурмами, удаляются
следующим образом. Дутье в потемневшую фурму прекращают и ее
наглухо закрывают; пуск воды на охлаждение кессона замедляют. Через
некоторое время благодаря повышению температуры у фурмы настыль
расплавляется. Когда фурма посветлеет, через нее пускают слабое
дутье, которое постепенно усиливают, пока не будет достигнуто
нормальное давление.
Если потемнение отдельных фурм вызвано течью в кессоне,
последний необходимо сменить. Для этого через поврежденный кессон
усиливают на некоторое время циркуляцию воды. Продукты плавки интенсивно
остывают и покрывают кессон толстым слоем. После этого печь
останавливают и поврежденный кессон заменяют новым. Вся процедура по
замене кессона длится 1 —2 часа.
Стенные настыли. Стенные настыли, как видно из приведенных
в табл. 43 и 44 анализов, представляют собой смесь сульфидов металлов,
металлического свинца и сырой шихты. Чем ближе к колошнику, тем
больше сернистого цинка содержится в настыли.
Таблица 43
Анализ стенных настылей при работе с низкой сыпью (%)
< Место взятия пробы
Верх печи (а/3 по
высоте сверху)
Середина печи
(Ѵз—2/з по
высоте сверху) .
Низ печи (а/з п0
высоте снизу) .
PbS
5. G—11.7
2.7—7.1
3.6—9.0
PbO и
PbS04
11.3—27.8
5.2-9.5
9.6—19.6
PbO-SiOs
0.2—0.3
0.2—0.3
0.3—0.4
Pb
(мет.)
7—17
10—22
8—11
Pb
(общ.)
40—49
26—30
30—40
Си
0.4—1.2
0.3—0.4
0.5—0.7

168
Часть вторая. Металлургия свинца
Таблица 43 (продолжение)
Место взятия прсбк
Верх печи (*/3 по
высоте сверхѵ)
Середина печй
( /з—2/3 по
высоте сверху)
Низ печи (1/3 по
высоте снизу) .
Fe
ю—13
11—16
15—18
Zn
4.5—8.7
8—12
4—8
S
4.1—8.3
2—7
1.1—1.5
CaO
5.0—5.8
6—8
5-8
MgO
0.8—0.9
1.0
1.0
ZnO и
ZnS04
0.4—1.7
0.5—1.0
0.2—1.0

створимые
9—12
13—19
5-7
Таблица 44
Анализ степных настылей при работе
с высокой сыпью (%)
Компоненты
Си
Zn . ,
Fe
CaO
S .....
Si02
A1203
MgO
k
Расстояние от уровня
фурм, м
0.9
0.18
20.00
16.40
4.13
17.87
10.60
4.70
0.86
13.39
0.07
1.35
1.71
0.60
1.35
0.26
16.00
10.20
1.27
13.49
9.50
3.70
0.72
24.14
1.03
1.75
8.28
0.85
1.8
0.15
21.21
11.42
0.27
14.21
5.52
3.35
0.42
29.27
0.03
1.97
3.93
0.78
Неравномерный спуск колош и слабый нагрев воды в кессонах
указывают на наличие стенных настылей в печи. Изменением состава шихты или
регулированиемколичества сжигаемого топлива, а также количества и
упругости дутья можно в той или иной мере бороться со стенными настылями.
Способом борьбы со стенными настылями является механическое их
удаление из печи. Периодически, через определенные промежутки
времени, настыли сбиваются при помощи стальных ломов. Перед сбиванием
настыли столб плавильных материалов опускают вниз, на поверхность,
шихты загружают слой шлака и кокса, после чего печь останавливают.
Сбитые куски настылей нужно удалить из печи через отверстие,
образовавшееся после снятия торцевого кессона. Оставлять сбитые настыли
нерекомендуется во избежание загромождения печи большим количеством
тугоплавких материалов.
Колошниковые настыли. Колошниковые настыли обычно являются
продолжением стенных. Иногда они образуются в виде самостоятельных
настылей. Причиной образования колошниковых настылей являются

Глава X. Практика работы па шахтной печи
169
пары металлов и их соединений, конденсирующиеся в верхней,
холодной, части печи. Если верхняя часть шахты печи выложена из кирпича,
настыль крепко цементируется с последним.
Колошниковые настыли сбиваются ломами.
Настыли удаляются легче из печи, в которой стенки кессонированы
доверху, чем при кирпичной шахте.
§ 5. Выдув в ремонт печи
Причиной остановки печи чаще всего является образование настылей,
нарушающих нормальный процесс плавки. Когда делается очевидной
невозможность удалить образовавшуюся настыль и наладить работу
печи, приступают к выдуву последней.
При выдуве необходимо стремиться к тому, чтобы максимум
материалов выпустить из печи в жидком виде.
После остановки печи удаляют один или несколько кессонов и через
образовавшиеся отверстия извлекают рыхлые продукты. Вслед за тем
приступают к удалению настылей.
Если сейчас же после остановки печи поливать горячую настыль
водой, в ней образуются трещины, облегчающие ее разбивку. Практикуется
также удаление настыли при помощи взрывчатых веществ. После
удаления настылей и очистки приступают к ремонту печи.
В зависимости от размеров повреждения кирпичных стенок шахты
и горна они перекладываются заново частично или полностью. Особое
внимание обращается на те части стенок горна, в которых находятся
отверстия для выпуска металла.
Во время остановки печи подвергаются тщательному осмотру все·
кессоны. Внутренние стенки кессонов очищаются от накипи. Проверяются
на герметичность фурменные отверстия. Неисправные кессоны
ремонтируют или заменяют новыми; обследуется исправность
воздухопроводной сети, герметизируются все неплотности, проверяется действие
регулирующих подачу воздуха приборов. Соответствующее внимание-
должно быть обращено на состояние клапанов, устраиваемых в
фурменных рукавах для избежания взрывов в случае внезапной остановки
печи.
Глазки у фурм должны быть приведены в исправность и
герметизированы.
Во время ремонта печи колошниковая и горновая площадка
очищаются от накопившихся материалов; перекладываются испорченные
полы; исправляются пути подачи шихты и кокса и отвозки веркблея,
шлака и штейна; приводятся в порядок все подъемные механизмы,
электровозы, вагонетки, шлаковые ковши, передние горны, грануляционные
бассейны. Проверяются водопроводная сеть и все подсобное хозяйство-
шахтной печи, а также исправность воздуходувки.
Для ускорения ремонта должно быть заранее заготовлено
достаточное количество запасных кессонов, фурм и других деталей.
§ 6. Основные размеры ватержакетных печей и технико-экономические-
показатели работы
В табл. 45 приведены размеры ватержакетных печей, применяемых
для плавки свинца, и основные технические показатели их работы.

170
Ча'-ть вторая. Металлургии свинца
Размеры ватержакетных печей и
Запел
СССР
Чимкент
Ленино-
гоіх-к
Дазуд-
жш;ау
Америка
Мидвелл
Селида
малая
печь
большая
печь
Горизонтальное
сечение шахты
у колошника:
ширина, мм . .
длина, мм . .
площадь, м2 .
Горизонтальное
сечение в
области фурм:
ширина, мм . .
длина, мм . .
площадь, м2 .
Отношение
площади
колошника к площади
горна
Высота печи от
основания
горна до
колошника, ММ "...
Высота от уровня
фурм до колош. -
ника, эффект,
мм
Высота рабочая,
мм . ·. . . .
Расстояние от
фурм до
верхнего уровня
горна, мм. . .
Материал
кессонов
Число кессонов:
по длине . . .
с торца . . .
Высота кессона,
ММ ч . . - . .
Высота
заплечиков, мм. . . .
1050
5250
5.51
9080
6880
4500
300
2000
2000
3000
6.0
1200
3000
3.6
1.67
7490
5570
4000
300
1530
1050
0.86
930
4950
4000
3500
240
2625
4000
10.5
1200
4000
4.8
1.98
5370
7440
4800
325
Сталь
5
1
1800 1380
1700
4400
7.48
1000
3600
3.6
1.70
5370
288
Чугун
1225
1060
2313
5175
11.45
1200
4500
5.4
2.12
5370
5370
288
Чугун
11
4
1380
1060

Глава X. Практика работы на шахтной печи
171
Таблица 45
технические показателя работы
Америка
Австралия
Туэл
ТрЭЙЛ
малая
печь
большая
печь
Келлог
Bynnept r, „
Хнлл і Эль-Пасо
Ист-
Хелина
Морри
2325
4500
10.46
1350
4500
6.075
1.75
9140
7440
4080
325
Сталь
2x3
1
1800+
2700
1225
2140
4570
9.78
1250
4570
5.67
1.73
2140
6860
14.68
1220
6860
8.37
1.73
7500
3975
300
Сталь
2 ряда
2x6 и
2x9
1950+
2250
1200
2000
4500
9.08
1200
4500
5.4
1.33
—
—
—
—
—
2 ряда
2x5
2
1950 +
2250
4200
—
6200
4800
350
Сталь
—
—
1950+
2260
2030
4570
9.28
1220
4570
5.37
1.73
7620
6330
2700
350'
1200
4060
4.86
7500
4200
1050
4800
5.04
7400
5100
1200
4400
5.28
11
1800

172
Часть вторая. Металлургия свинца
Завод
Число фурм с
одной стороны
Диаметр фурмы,
Фурменное число
Горизонтальное
сечение горна:
а) верхней
части:
ширина, мм .
длина, мм . .
б) у лещади:
ширина, мм.
длина, мм . .
Глубина горна,
мм . . ·. . .
Емкость горна, τ
Сифон:
расстояние от
шлакового
отверстия, мм . .
сечение канал*,
сечение
приемника, мм . . .
расстояние от
верха
приемника до верха
горна, мм . . .
Передний горн:
длина, мм . .
ширина, мм . .
глубина, мм .
емкость, м3 . .
Число горнов , .
Шлаковы е ковши:
емкость ковша,
«я
СССР
Чимкент
8
—
6.2
—
—
—
—
—
—
—
2470
1220
2.41
—
—
Ленино-
горск
8
—
—
~~
__
380
—
—
—
—
—
—
—
—
Дэауд-
жикау
—
—
—
—
—
—
—■
—
—
—
—
Мидвелл
10
100
4.71
1200
4000
750
3775
812
—■
—
150x15 0
300x300
200—300
2700
1350
300
1-09
—
20
0.84
Америка
Селида
малая
печь
8
І08
—
о 00
3500
900
3500
750
20
—
—
—
—
2.7
—
4
0.75
большая
печь
11
108
—
1100
4400
1100
4400
675
30
—
—
—
_
—
2.7
—
6
0.75
Геркуле-
ниу
12
100
—
1050
4800
1050
4350
625
25
—
125χ125
250x300
250
1680
1075
625
1.145
—
10
0.90

Глава X. Практика работы на шахтной печи
173
Таблица 45 (продолжение)
Америка
Туэл
12
100
4.47
1350
4500
1350
4500
600
40
800
; 200 χ 300
200x400
150
3490
1500
1200
6.30
—
12
1.95
Трэйл
малая
печь
12 + 36
100
5.02
1250
4500
1250
4200
600
42.5
1500
200x200
200x200
100
1500
—
750
0.85
—
—
-
б ольшая
печь
10
100
—
1125
4500
1125
4200
640
41.2
1350
200x250
200x250
150
0 1870
—
775
1.35
—
3
3.5
Келлог
10
—
4.19
—
—
640
—
—
—
—
—
0 1870
—
800
1.2
2
—
—
Б у яке р-
Хилл
10
—
4.60
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
2
—
—
Эль-Пасо
12
—
6.7
—
—
900
—
—
—
—
—
—
—
2.3
2
—
—
Ист-
Хелина
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
2700
1800
800
2
—
—
—
МОрри
11
—
6.0
—
—
700
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
Австралия
Порт-
Пири
12
—
7.0
-_
—
400
—
—
—
—
—
2500
1000
1.87
—
—
—

174
Часть вторая. Металлургия свинца
Заводы
СССР
Чимкент
Ленино-
горск
Дзауд-
яшнау
Америка
Мидвелл
Селида
малая
печь
большая
печь
Колоша:
вес руды и
флюсов, τ . . . .
агломерата в
колоше, % .
шихты за 24
часа, τ . . . .
шихты на 1 м2
площади пода
за 24 часа . .
свинца в
шихте, % ... -
меди в шихте,
/о ·
серы
в шихте,
Расход топлива,
в % к шихте .
Золы в коксе .
Углерода в
коксе, о/о ....
Дутье (воздух):
м'/мин. на печь
давление, см
вод. ст. . . .
Вода для
охлаждения
кессонов, м'/час
Веркблейсодной
печи, т/сутки
Штейн:
% от шихты
с одной печи
т/сутки
свинца в
штейне, % . . .
меди в штейне
76
50—54
12
95
55—60
11—11.5
4
30—65
240
50
11—18
0.7—1.0
2.5—3.8
12
11
85
150—185
150—170
150
10.0
10—18
6—12
1.25
57
167
47
10.0
1.0
4.0
14
19
79
—
—*-
,
10.4
14.5
12.3
1.875
57
250
46
10.0
1.0
4.0
14
19
79
10.4
14.5
12.3

Глава Л". Π рантика рапоты на іналнноіі іівчн
175
Τ а б .ι и ц а 45 ι продолжение ι
Америка
Туэл
Трэйл
малая
печь
большия
печь
Келлог
4ΖΤ
Оль-Иасо і Хелиііа M.'Piui
Двсгра.нш·
Порт-
IІII[И!
2.7
77
202
43
16.5
0.86
3.12
11.65
13
142
194—264
45.4
50—60
6.5
28
12.3
11.0
2.0
70
350—535
60-64
15—22
0.40
3.5
14.0
15
82.5
140- 185
60
285
53
36—40
13.0
15—22
86.4
400—500
75—І.0
48—53
10.3
142 212
71—141
74
330
68
24
10.і
142
во
260
52
35
12—12.5
125
215
270
50
18—25
200—225
7.0 —
18.0
8.0
12—15
9—4
60—70
85
87
280
48
85—03
250—380
10.5
12—13
170
68.2
110—120
45—70

Ρ α 3 д е л Г.
ПРОДУКТЫ ШАХТНОЙ СВМНЦОВОЙ ПЛАВЕЖ
Глава XI
ВЕРКБЛЕЙ
Свинцовые агломераты помимо свинца содержат различные
соединения других металлов. В процессе плавки эти металлы частично
восстанавливаются и, переходя в свинец, образуют сплав, называемый веркбле-
ем. В последнем содержатся золото, серебро, медь, олово, мышьяк,
сурьма, висмут, цинк, никель, кобальт, железо, сера.
В табл. 46 приведены анализы веркблея некоторых заводов.
Содержание свинца в рудном веркблее составляет 97—98%; в сильно
загрязненном веркблее количество примесей может доходить^до 8—10%.
Наиболее часто в веркблее встречаются медь, сурьма, реже —мышьяк,
олово и висмут. В веркблее почти всегда имеется серебро и часто —
золото.
Цинк, восстановленный в процессе плавки, почти полностью
испаряется; поэтому в веркблее его содержится незначительное количество.
Никель и кобальт растворяются в веркблее в небольших количествах,
переходя преимущественно в шпейзу или штейн.
Железо совершенно нерастворимо в свинце; присутствие его
объясняется наличием некоторого количества штейна в веркблее; кроме того,
цинк, имеющийся в веркблее, также удерживает железо.
Сера находится в веркблее в виде растворенных сульфидов: PbS,
FeS, CuaS.
Примеси, имеющиеся в веркблее, можно разбить на четыре группы!
1) образующие со свинцом твердые растворы; 2) образующие
эвтектические смеси; 3) образующие химические соединения; 4) не смешивающиеся
в расплавленном состоянии со свинцом.
Ниже приведены диаграммы плавкости свинца с другими металлами.1
По диаграмме состояния РЬ —Си (фиг. 49) свинец с медью образует
эвтектику при 326°, содержащую 0.06% Си. Повышение содержания меди
в веркблее увеличивает температуру плавления сплава; при содержании
7.5% Си температура плавления сплава повышается до 954°.
С оловом свинец образует эвтектическую смесь двух неустойчивых
твердых растворов, содержащую 61.9% Sn с температурой затвердевания
183.3° (фиг. 50).
В жидком состоянии наблюдается полная взаиморастворимость.
С мышьяком свинец образует эвтектику, содержащую 3.0% As
и .97% РЬ, с температурой плавления 288° (фиг. 51).
С с у ρ ь м ой свинец образует эвтектику, содержащую 13% Sb,
с температурой плавления 247°. При температуре плавления эвтектики
1 Все диаграммы взяты из книги М. Hansen. Der Aufbau der Zweistofflegierun
•gen. 1936.

Глава XI. Веркблей
\П
Ξ
I
!
S
о
в.
£
В
а
R·
!
«
1
1
СССР
а
со
Я
О.
В
« с
Oft
Pt«S
©о
>.·»
« Р5
К «
к ε
вв
С*
О
к
а
Η
В
«
«
В
X
ь
ь
«t
Ε
9
*а
ί
f·
IS
а
&*
η В
«I
Леиино
горек
ь
К
с;
S
£
■
CD*
ее
σι
с
С»
00
оо
с-
о
о
00
чэ
CD
СО
о**
с*
«■*
со
о»
ІГЭ
Гч
|
о
о
ι
00
■V-
сс
1
СГі
ѴП
00
«Ν

«ΓΑ
0ч
!
1
I
«а·
•а1
о
о
1
со
ч-<
о
о
о

σο
о
о
о
о
ι
і
1
|
|
<
сч
■^
о
о
чЗ*
о
*н
о
ч-4
О
1
сч
ч-<
<!·
О
ГО
σ·
гч.
о
1
I
to
<
\а
чг<
о
о
сч
сч
о
«о
чч
о
о
«5
О
о--
с*
о
о
>п
о
о
U5
Гч
о
U0
t -
w
(Г-
(Г)
о
■с
сч
J
о
о
о
I -ч
I
о
•
яг
о
\а
сч
о
»д*
ІЛ
""
I
■
1
I
σ>
8
о
I
Ι
I
«о
о
о
с
I
с
ЕС
о
С"-
сч
о
о
сч
оо
чм
о
Г-ч
о
о
о
со
о
,
,
о
сч
о
1
1
'
1
1
со
о
о
1
о
о
СЧ
о
о
It
о
%
^-1
СЧ
us
чн
со
U5

σο
о
еч
гч
о
о
СО
сч
о
1
о
иг
со
о
со
«*
со
о
1
о
С)
■о"
1
о
чН
о
\г.
"СЧ
о
о
сч
I
.Л *
-J
о
g
Ч-J
о
о
о
сч
о
о
о
со
о
о
о
\П
с-
о
с
<м
о
1
о
о
о
о
о
сч
о
^
с
1
|
]
с
—ч
о
о
о
1
Г0
сч
о
о
о
1
—
1
1
|
1
,;
I
1
£
1
1
1
1
о
о
о
о
1
1
[
1
|
о
ГЧ
о
о
о
ел
о
о
U5
о
о
о
U5
о
о
сч
і'-
о
1
СI
с
иг
сч
со
о
л
о
о
о
о
о
OS
ччЧ
о
о
о
о
••-4
Й
^ч»
о
о
о
Гч
о
о'
о
о
о
(
ю
ч-ч
о
чН
о
о
со
•чН
о
о
us
чгі
о
сч
о
сч
о
о
с*
о
о
о
с
о
о
о
со
о
о
с
1

σο
о
1
|
из
ч-ч
о
1
чгЧ
о
|
1
а.
.
12 металлургия тяжелых цветных металлов

128
Часть вторая. Металлургия свинца
свинец растворяет до 2.94% Sb, а при 25° — 0.24% Sb. Сурьма в твердом
состоянии при температуре 247° растворяет до 5% РЬ (фиг. 52).
дтомн. ѴоРЬ
ГО 20 30 40 50 ВО 70 80
1400
1300
1200
11D0
Ю00
900
со
! ,
§ 800
f- 700
600
500
U00
300
200
1083°
ЖидМі
Мидк
icmb+ С
1—
I
ocmb
и^">'~"~.
/
/
38
Жи
I
/
1
дкостЬ
Л
1
2 жі
+ Си
■>6°
1
Си+РЬ
1
ідких
954°
... , _
слоя
ι ι
І
t
ι
ι
I" I
іЛМ.
ι
ι
9І5\
\
\
Ι
327°
0 10 20 30 40 50 60 70 80
Си Ben. % РЪ ·*-
Фиг. 49. Диаграмма состояния системы РЬ—Си
90
100
РЬ
С золотом свинец образует два химических соединения: Au2Pb
с температурой плавления 418°, содержащее 45% РЬ, и AuPb2 с
температурой плавления 254°, содержащее 73% РЬ (фиг. 53).
Эвтектика AuPb2—РЬ с температурой плавления 215° содержит 15 % Аи.
Твердых растворов свинец с золотом не образует.
Серебро и свинец в жидком состоянии обладают неограниченной
растворимостью (фиг. 54). Эвтектика с температурой плавления 304°
содержит 2.5% Ag. Существование твердого раствора точно не
установлено.
С ц игн к о м свинец в жидком состоянии образует устойчивые смеси,
содержащие от 0.5 до 98.0% РЬ с температурой затвердевания 418°.
При 318° образуется эвтектика, содержащая 0.5% Zn. Из свинцово-цин-
ковых сплавов, содержащих менее 0.5% РЬ, при охлаждении начинает

Гяаеа XI, Веркблей
179
I
С:
Атомн. % Sn
3SQ ю го зо т so во ?о
300
250
200
150
wo
50
0
327°
ее
I
\ іМ
/Ί
I
jdkocmb
9.5
Τ 1
+ а
ι
183.3°
I
I
I
г
Жидкость
i
α+ρ
βΟ 90
SIJ
ι
^
232'
Жидк.+р -гх
07,іг\
О
РЬ
1Q 20 30 НО SO 60 70 80
Вес. % Sn -*·
Фиг. 50. Диаграмма состояния системы РЬ—Sn
100
Sn
900
800
700
BOO
I 500
* 400
300
200
WO
10
20
Атомн. % РЪ
30 UO 50 60 70 80 90
8(7"
~--*
—ι
-^
^"^О^
Qkocmb
\-
As
I
268°
*Pb
1-—
—ι
Жидко
I !■■
cmb
-ι—ι—
\\з27"
Жидк.+ РЪ "Ту
1 1—- 1У·
37
о w го зо ао so so 70 so qo ійо
Аз Вес%РЬ-*- РЬ
Фиг. 51. Диаграмма состояния системы Pb—As

700
600
soo
I
g mo
%
S 300
zoo
10 20 30
Атомн. % Sb
UO SO 60 70
80
SO
100
1—'
327·
αβ34
2S°=0,
!
Жиді
•^/
13
гѵ/а
ι
юстЬ
■ ι
ι
!
Жидкі
2.17'
сс +
β
ктЬ +β
ι
As
S30JS-
r
-9S\
\
0
Pb
Ό
70
80
I
I
β?
1100
1000
900
300
700
600
SOO
too
300
200
20 30 UO SO 60
Bee. % Sb -»-
Фиг. 52. Диаграмма состояния системы Pb—Sb
Атомн. % РЬ
10 20 30 UO SO -60 70 δΟ
90 100
Sb
SO
WO
1063'
Жидки
■
I
сто + /
I
и }
418'
i
J
Аи + y4ujPb
<
'
1
α.
ea
•4
1
UJU
Зтіь
I '
' ^h=!
дк.+ Аь
I
ЖиѢ
2РЬ
2SW
> $ 0 0 0 I
Аи,РЪ+АиРЬг
I
I
ocmb
Q.
•4
\
II . О 0'
67.8
\
^Жудк
ι -
Жидк.+
+Au?\
T^^jt^S]
' ° Τ nr
1 65
AuPb,+ Pb
1
Γ
32T
215°
0 10 20 30 UQ 50 60 111 30 90 ISO
Au Bee. % Pb —*- Pb
Фиг. 53, Диаграмма состояния системы Pb—Au

woo
900
600
5* 700
I
1 SOU
I
£ 500
VOO
JOO
А том η . % РЬ
JO 30_ UO 50 60 70 80 tiU
200
960J°
.J- ,
1
-i
~T
|?
1
.,..
I
Жидка
3b
r—
- η
Жидкость
чтЬ+л
If
1
ce+Pb
1
г
1 I
t
a%s
32T
0 to гО 30 W 50 60 70 80 90 WO
A 9 Bee. % РЬ -*- РЬ
Фиг. 54. Диаграмма состояния системы РЬ—А%
WOO
Атомн. % ϊη
W 20 30 HO SO §ΰ 70 во
90
Кривая кипения
2 жидких алая
• Ширине и Романов
ъМкишер
°£жс и Цеминек
W
ЖидштЬ+Iп
318'
'"ч
Pb+Ζπ (2 слоя)
О Ю 20 30 40 50 ВО 70 80 90 W
РЬ вес, % Zn -*· Zn
Фиг. 55. Диаграмма состояния системы РЬ—Zn

182
Часть вторая. Металлургия свища
1500
то
10
Атомн. °/о РЬ
20
1300
I
(1940')
(2'жидких слоя)
30 10 50 SO 70 «X
β -Со+ жидкий РЬ
400
300
200
ШРЧШг I
(Магнитн. аредрощ)
\
~97Г\
выкристаллизовываться цинк По кривой ликвидуса от 419.4 до 418°
(фиг. 55).
С кобальтом (фиг. 56) свинец образует эвтектику, содержащую
1 % Со с температурой
затвердевания 326°. При повышении
температуры растворимость
кобальта в свинце увеличивается.
С никелем свинец
(фиг. 57) при 1340° образует
устойчивый жидкий сплав и
кристаллы твердого раствора,
богатого содержанием никеля.
Растворимость Ni в свинце при
327° по Тамману составляет
0.195%.
В железе свинец (фиг.
58) не растворяется ни в
жидком, ни в твердом состоянии.
С висмутом (фиг. 59)
свинец образует эвтектику с
содержанием 56.5% Ві и 43.5%
РЬ, плавящуюся при 125°.
Твердый раствор висмута в
свинце содержит до 35% Ві.
£-Са+жиОШ РЬ
320"
£-Со
+ РЪ(2 слоя)
ізгт
а
Со
Фиг. 56.
20
40 60 80
Вес. °іо РЬ -·
100
РЬ
Диаграмма состояния системы
РЬ—Со
1500
woo
1300
1200
10
20
Атомн. % РЬ
1000
ъ/ш
30
Τ
НО 50 60 70 80 SO
2 жидких слоя
то'.
Жидкость+насЬіщ. Ni. твердый расѵдор
τ—г
93.8
400
315°
300
200
тг
rr
350° Магнитное превращение
TgSEL
-4
НасЬщеннЬш Н\.+насЬщ.РЪ твердый
I I (2 слоя) ι
327'
0
Ni,
10
20
30
40
SO SO
Bec.'/o РЬ-э
70
80
30 100
Pb
Фиг. 57. Диаграмма состояния системы Pb—Ni
С кадмием (фиг. 60) свинец образует эвтектику, содержащую
17.5% Cd с температурой плавления 248°. Твердый раствор свинца в кад-

1500
" ЫОО
I
І
S· 400
с
300
ms"-
Атомн. % Pb
io 20 за 40 sommoa
—ι—ι—ι π—ι—и и ι»
2 жидких ста
Ге+жиі/і.РЬ
200
„ _n-.,.,
327'
tf-Fe+Pb (2 слоя)
1 1
32Г
0
Fe
20
40 SO
&Х.Ч. Pb-
80
WO
Pb
Фиг. 58. Диаграмма состояния системы
Pb—Fe
Атамн. "Ια Pb
UB 50 60
?35ΰ
Ι
!
200
UO 50 60
Вес. %Pb-*-
Фиг. 59. Диаграмма состояния системы РЬ—ΒΊ
Amо*ін. % Но
10 20 30 Δ0 50 ВО 70 00-30
150 —
100
321·
j Жиіі
L,
-0,25
*
<Ц1
ι
іосгпЬ +
а
ι ■■
2Ut
" Г
1°
а-h
β
— ι
- ЖиВкі
ι -■-
χ ■ ι
Жидк.+
82,5
327'
/ι
\β
ι .
Ι*
t
ι
ι
1
ι
ι
ο
ΙΟ 20 30 UO 50 60. 70 80 90
Bee. % Pb -**
Фиг. 60. Диаграмма состояния системы РЬ—Cd
100
Pb

184
Часть вторая.. Металлургия свища
мии содержит при 248° 0.25% РЬ. Наличие твердого раствора кадмия
в свинце точно не установлено.
Рассмотренные диаграммы состояния бинарных систем позволяю!
заключить, что с большинством металлических примесей свинец образуем
эвтектические смеси. В табл. 47 сведены эвтектики и указаны
температуры их плавления.
Таблица 47
Температуры плавления и составы различных эвтектик свинца
Эвтектикя
РЬ—Ві
Pb—Sn
Pb-Au
Pb-Sb
Pb—Cd
Температура
плавления,
•С
125.0
183.3
216.0
247.0
248.0

Содержание
свинца, %
43.5
38.1
85.0
87.0
82.5
Эвтектика
Pb—As
Pb—Ag
Pb—Zn
Pb—Cu .......
Pb-Co ....'.
Температура
плавления,
"С
288.0
304.0
318.0
326.0
326.0

Содержание
свинца,%
97.00
97.50
99.50
99.94
99.00
Твердые растворы свинец образует с оловом, сурьмой, висмутом и
кадмием. Химические соединения образуются только в системе РЬ —Аи.
Глава XII
ШТЕЙН И ШПЕЙЗА СВИНЦОВОЙ ПЛАВКИ
§ 1. Штейны свинцовой плавки
Штейнами называются сплавы сульфидов металлов. Основой штейна
является сульфид железа FeS.
При плавке свинца получение штейна имеет целью вывод меди и»
процесса в виде сернистого ее соединения. Одновременно в штейне
свинцовой плавки содержатся сульфиды свинца и меди. Помимо указанных
сульфидов в мѳдно-евинцовых штейнах встречаются также сернисты»
цинк, серебро, сурьма. В штейнах может растворяться некоторое
количество железа, меди, свинца и золота.
Содержание свинца в штейне зависит от количества.РеЭ и Cu2S. Свинца
в штейне тем больше, чем меньше в последнем Cu2S и больше FeS.
Сульфид свинца более растворим в FeS, чем в Cu2S.
Из константы равновесия реакции: 2Cu + PbS ^. Cu2S + РЬ,
Ccu,s -Срь
выраженной формулой: К =,
CpbS-C'cu
следует, что высокому
содержанию свинца должно соответствовать высокое содержание Си или
PbS.
Константа равновесия реакции: 2Cu + FeS$ Cu2S + Fe выражается
CCu,S.CFe _
формулой К = £—~с2—· -^Ри повышении температуры реакция идет
в сторону образования полусернистой меди. При понижении температуры
выделяется металлическая медь.
Аналогичные условия получаются по реакции: Fe + PbS :£ FeS +
4- РЬ. При высоком содержании свинца может иметь место выделение
металлического железа.

Глава XII. Штейн и шпейза свинцовой плавки 185
§ 2. Строение медно -свинцовых штейнов
Структура медно-свинцовых штейнов определяется диаграммами
состояния систем: Си — РЬ —S; Fe — РЬ — S.
Система Си — РЬ — S (фвг. 61). В' расплавленном состоянии
17%S
CujS
S5%Pb,
'0*5 Вес. %
Фиг. 61. Диаграмма состояния системы Си—Pb—s
образуются расслаивающиеся смеси. В треугольниках Си — РЬ—
— Cu2S и РЬ —Cu2S —PbS имеются области с частичной
растворимостью, в которых возможно присутствие трех жидких слоев.
гс
1200 г
1100
ИЗО
О
PbS
UO 50 60
Вес. % Cu,S ■*■
Фиг. 62. Диаграмма состояния системы PbS-
100 CujS
-CujS
Расслаивающиеся смеси в расплавленном состоянии образуются на!
стороне Си —S в пределах от 2 до 17% S, на стороне РЬ — S в
пределах от Ь до 10% S и, на стороне Си — РЬ от 35 до 85% Си.
Система PbS — Cu3S* В системе PbS — Cu2S при температуре 540°'
образуется эвтектика, содержащая 49% PbS (фиг. 62).

186
Часть вторая. Металлургия свинца
Fe-Pb-S
Система Fe — Pb— S (фиг. 63). В расплавленном состоянии
в этой системе образуются смеси, область которых на диаграмме
ограничена дутой, идущей от точки Fe к
стороне РЬ —S.
Система FeS — PbS. Оба
сульфида образуют эвтектику, содержащую
72.2% PbS с температурой плавления в
863°. В твердом состоянии сульфиды
взаимно нерастворимы (фиг. 64).
Система FeS — Cu2S —PbS. Лейтгебель
и Микш, изучая тройные сплавы FeS —
— Cu2S — PbS, нашли, что наинизшая
точка плавления сплава соответствует, при
мерно, 540°. На фиг. 65 приведены изотермы
плавления тройных сплавов FeS —CuaS —
— PbS.
Система PbS — ZnS. · Сульфиды свинца
и цинка образуют при сплавлении эвтектику
Pb PbS
Фиг. 63. Диаграмма
состояния системы Fe —Pb — S
с 8% ZnS, затвердевающую при 1044° (фиг. 66).
§ 3. Растворимость свища в штейне
В медно-свинцовом штейне всегда содержится некоторое количество
металлического свинца.
Ниже приведены диаграммы состояния сплавов свинца с сульфидами
металлов, показывающие степень возможного растворения
металлического свинца в штейнах в зависимости от их состава.
ГС
иоо
О 10
РЪ5
70
вО 90 100 FeJ
НО 50 60
вес % FeS -»
Фиг. 64. Диаграмма состояния системы FeS—PbS
Система FeS — Pb (фиг. 67). По данным Лейтгебеля и Микша, в
FeS растворяется· до 30% РЬ. Температура плавления FeS при этом
понижается.
Система Cu2S — Pb (фиг. 68). По данным Лейтгебеля и Микша, в
Cu2S растворяется до 7% РЬ. Температура плавления Gu2S при этом
понижается до 1060°.

Глава XII. Штейн и гипейза свинцовой плавки 187
Система PbS — Pb (фиг. 69). РЬ и PbS не образуют ни твердых
растворов, ни химических соединений. При 1040° образуются два слоя·
нижний с 19.4% PbS и верхний с 89.5% PbS.
t'C
1700
то
1500
1*00
то
12ϋΰ
1W0
юоо
900
PbS f 700" BS0° Ш?вСи2Ь
Фиг. 65. Диаграмма изотермы
плавления тройных сплавов
FeS—Cu2 S— PbS
- ι
i
!
шоу
\
/
Г ™
>-
/
1
1
I
J
1
—
ι
--'
1B2SJ.
1
—
о w. го за to so so w so зо m
Рц* fftv. %Zn5—*- ZnS
Фиг. 66. Диаграмма состояния
системы PbS—ZnS
Система Pb — PbS — FeS. В сплаве PbS — FeS при температуре
несколько выше 863°, соответствующей эвтектической смеси, растворяется
3-4% РЬ.
Система Pb —PbS —CuaS. В сплаве PbS — Cu2S при температуре
около 540° растворяется 2—3% РЬ.
t'C
1200
1100
WOO
. FeS
Ν
/
I
I
yl
ю го зо ко so
SectfPb—*-
Фиг. 67. Система FeS—Pb
2 ν $ δ
вес. % Pb —
Фиг. 68. Система Cu,S—PI»
Система Pb — FeS — Cu2S — PbS. Растворимость свинца в тройных
сплавах FeS — Cu2S — PbS показана на диаграмме (фиг. 70).
Растворимость свинца возрастает с увеличением содержания FeS в тройном сплаве
и с повышением температуры последнего. Кривыми на диаграмме отделены
области с примерно одинаковой растворимостью свинца в тройных
сплавах FeS — Cu8S —PbS.
О растворимости драгоценных металлов в штейнах см. стр. 673.

188:
Часть вторая. Металлургия еви нца
§ 4. Соетав штейна евинцовой плавки
Содержание меди в штейнах свинцовой плавки составляет 10—15%,
свинца 8—10%.
Для уменьшения количества свинца и повышения содержания
меди штейны подвергаются концентрационной плавке. Для этой цели
гранулированный или измельченный (до 6—8 мм) штейн смешивается
с дробленым кварцем и известняком. После увлажнения смесь
подвергается аггломерирующему обжигу на спекательных машинах. В аггло-
мерате оставляют 4—5% серы. Аггломерат плавят в шахтной печи на
веркблей, обогащенный медью штейн и шлак.
В веркблее концентрируется большая часть благородных
металлов, имеющихся в штейне.
Содержание меди в штейне после концентрационной плавки доводится
до 40-50%.
Так как основным компонентом штейна, который необходимо
ошлаковать, является железо, плавку ведут на шлаках с высоким
содержанием последнего. Состав шлака при концентрационной
плавке, примерно, следующий: 36—40% FeO, 10—16% СаО, 30—32%
Si02.
Ниже приведены анализы медно-свинцовых штейнов, полученных при
рудной (табл. 48) и концентрационной (табл. 49) плавках.
Таблица 48
Анализы штейнов свинцовой плавки (%)
\ Завод
Элемент\
РЬ
CU
As
Sb
Sn
Ag
Au
Pe
Zn
S
Прибрам
11.16
1.59
0.55
0.93
0.105
41.31
11.65
22.23
A
о
P.
о
a
о
8.00
4.85
3.00
1.0
0.02
57.00
6.50
16.80
ПуэВло
10.72
0.61
0.56
0.084
52.27
4.27
24.02
8.50
20.40
Следы
»
0.16
41.20
1.50
26.30
16.00
43.50
0.14
0.02
0.17
12.30
3.60
19.20
Денвер
8.00
3.00
0.015
0.00015
37.5
6.0
28.0
14.8
9.5
0.029
0.0003
31.6
20.4
Ледвилл
18.0
10.4
0.032
0.00004
47.6
22.0
§
И
Η
a
S
7.5
7.0
45.0
15.0
Туэл
9.1
15.0
0.069
37.9
5.4
22.0
Эль-Даео j
12
25
Геркуле-
15
12
0.06
Таблица 49
Анализы концентрационных медно-свинцовых штейнов
Си
Fe
I Pb I
Zn
Я
%
43.7
44.3
44.8
20.8
19.8
16.1
Ι Ι
| 4.7 '
1 6..5
10.5 j
i !
4,0
5.1
4.9
22.0
20.5
20.0
Ag
г/т
455
310
230
I Au
4.-2
3.0
2.5
.

Глава XII. Штейн и шпейаа свинцовой плавки
189
Атомн. % Fe
70 80
1200
Атомн % S
ю го зо «о so
5 Ю
dec ViS-*-
Φ иг. 69. Диаграмма
состояния системы Pb—S
70 80
As Вес. % Fe -*■ te
Фиг. 71. Диаграмма состояния системы Fe-
7 Со
Фиг. 70. Диаграмма раетворимости свинца
в тройных сплавах FeS—Сцг8—PbS
Фит. 72. Диаграмма состояния
системы As—Νί—Со; область четырехуголь·
ника CoAs— NiAS—Ni—Go

190
Часть вторая. Металлургия свинца
§ 5. Шпейзы свинцовой плавки
Шпейзой называется продукт плавки, состоящий из арсенидов или
антимонидов металлов. При выплавке свинца получается
преимущественно мышьяковистая шпейза. Основой шпейзы являются соединения
мышьяка или сурьмы с железом. Плавка на шпейзу ведется в том
случае, если в руде имеется никель или кобальт. Соединяясь с
мышьяком, никель и кобальт почти полностью концентрируются в шпейзе.
При плавке свинцовой шихты, содержащей медь, в пшейзе могут
находиться также арсениды или антимониды меди и свинца»
Атомн. % Hi
70 80
ЧИ 50 60 70 80 90 100
As Bee. % N1 — Ni
Фиг. 73. Диаграмма состояния системы Ni—As
В шпейзе часто концентрируется значительное количество
благородных металлов.
О структуре мышьяковистой шпейзы можно судить по диаграммам
состояния сплавов мышьяка с железом, медью, свинцом, никелем и
кобальтом.
Система Fe —As (фиг. 71). Железо с мышьяком образует три хи-1
мических соединения: 1) Fe2As, содержащее 59.9% Fe, с температурой
плавления 919°; 2) FeAs, содержащее 42.8% Fe, с температурой
плавления 1030°; и 3) Fe3As2, содержащее 53.2% Fe, с температурой
плавления 1004°. Эвтектическая смесь из Fe и Fe2As образуется при 830° и

Глава XII. Штейн и гипейза свинцовой плавки
191
содержит 30% As. Железо в твердом состоянии растворяет до 6.7% As.
Сплавы железа с мышьяком хрупки. При содержании более 60%Fe
сплавы делаются магнитными.
Система Ш —Со —As. В тройной диаграмме Ni —Go —As в
четырехугольнике Ni — Со — NiAe — CoAs параллельными линиями
отмечены области смешанных кристаллов. В облаете (CoNi)As —(CoNi^Ae*
находятся смешанные кристаллы различных арсенидов никеля и кобальта.
В области (CoNi)5As3— Ni —-Co существуют в виде двух самостоятель-
so so
Атом» % Со
70
AS
50
60 70 60
Вес. % Со -*-
30
100
Со
Фиг. 74. Диаграмма состояния системы
Со—As
ных фаз смешанные кристаллы никеля и кобальта и смешанные кристаллы
арсенидов металлов: (CoNi)6As2 (фиг. 72).
Система Ni—As. Диаграмма плавкости системы» приведена на
фиг. 73. Никель и мышьяк образуют два химических соединения!
1) NisAs2 с 35.8% As, застывающее при 998°;
2) NiAs с 56.1% As, застывающее при 970°. В никеле в твердом
растворе содержится до 5.5% As. Твердый раствор As в никеле и твердый
раствор As в NisAsa образуют эвтектическую смесь с 27.8% As,
застывающую при 898°. Твердый раствор. As в Ni5As2 и NiAs образуют эвтекти-

l92 Часть вторая. Металлургия свинца
■чѳскую смесь с 43.3% As, застывающую при 804°. Эвтектики получаются
обогащенные мышьяком. Все химические соединения Ni —As хрупки
Система Со — As. Кобальт с мышьяком (фиг. 74) образует четыре
химических соединения!
1) Co5As2 с 33.7% As; это соединение плавится при 923° с разложением;
при этом образуется Со2Аз;
2) Co2As содержит 38.9% As; образуется при 958° из Co3As2;
3) Co3As2 с 45.9% As; образуется из GoAs при 1014°;
4) CoAs застывает при 1180°.
Твердый: раствор мышьяка в кобальте содержит до 1% As. Эвтектика
яз твердого раствора As в кобальте и химического соединения Со5А&2
900
800 ==^
10
20
Атамн % РЪ
30 НО
SD 60 70 ВО 90
700
<о В00
О
I
%500
J иоа
зоо
200
100
#77*
^"'
■■■■г
"---·,
ж
-^
ідНостЬ
л
■ ι
2вв"
As + РЪ
I
I
1
і
Жидк
>о-о {
1 1
кто
ЖиОк.*
( \
~\ \ -
\32Т
97
.
0 10 20 30 НО 50 60 70 80 90 100
As Sec. % Pb —*■ РЪ
Фиг. 75. Диаграмма состояния системы РЬ — As
«одержит 30% As и затвердевает при 916°. При содержании As выше 38%
сплавы не обладают магнитностью.
Система РЬ — As. Мышьяк со свинцом не образует химических
соединений (фиг. 75). В жидком состоянии наблюдается полная
взаиморастворимость. Эвтектика содержит 3.0% As с температурой плавления
в 288°. Сплавы мышьяка со свинцом хрупки.
Система Си —As. По диаграмме плавкости Си —As (фиг. 76)
образуются два химических соединения:
1) Cu3As, содержащее 71.8% Си и застывающее цри 830°;
2) Cu3As2, содержащее 67.9% Си и образующееся при 710°. Медь,
образует с As твердый раствор, содержащий до 4% As. Эвтектика из твердого
раствора Сц —As и химического соединения Cu8As содержит 78.5% Си»
Температура цлавления эвтектики 684°.·

Глава XII. Штейн и шпеіііа ѵвшщоиии п.тчьи
НС!)
woo
suo
800
° 700
Ϊ
I
і 600
10
Апямн % As
20 30
40
500
400
JOO
200
1083°
* Хиирнс
о Фридрих I Ни 5J
+ Фридрих! 1908)
• Венгаір и Хиля
О 10 20 30 40 50
Си Вес. % As -— As
Фиг. 76. Диаграмма состояния системы Си—Л а
13 Металлургия тяжелых цветных металлов

194
Часть вторая. Металлургия свинца
Си
т го зо чо so во ?о во W
Вес. Ѵо
Фиг. 77. Система Си—РЬ—As
WOO
90ΰ
800
ϊ3 700
I
І
Й 500
400
300
Атомн. %As
10 20 30 40 SO 60 70
80
90
200
Ш5"
Ί\
\ X
\ \
\ \
\
\
\ nil·..
I
I
\
*
56
I
7
;
tjs
I
ч\
1 \
5_\
I
5 19'
3
I
Жидк
ocmb
5
I
-Жидко
HO'
β+As
3/f
a* As
I
?mb+A$
1
1
0,
817°
20 30
0 W
Фиг. 78. Диаграмма состояния системы Ag—As
W 50 SO 70 80
Bee. %As-*-
100
As

Глава XII. Штейн и ш іейза свинцовой плавки
195
1100
IвОО
900
!
Система РЬ — Си — As. На фиг. 77 Ат°"н %і"
приведена диаграмма состояния системы ><™ & ео 7В 8° Φ
РЬ —Сд — As с указанием поля
смешиваемости (двухслойные системы).
Система Ag —As. По диаграмме
состояния (фиг. 78) при 540° образуется
эвтектика, содержащая 19% As. Растворимость
серебра в мышьяке составляет
приблизительно 5%.
Система An — As. По диаграмме
состояния (фиг. 79) между золотом и
промежуточной фазой неизвестного состава
образуется эвтектика при температуре 665°,
содержащая 75—80% Аи.
Шпейза является тугоплавким продуктом
шахтной свинцовой плавки. Получение шпей-
зы требует высокой температуры в печи ц
повышенного расхода топлива. Располагаясь
в горне непосредственно над свинцом и
обладая высокой температурой плавления,
шпейза является часто причиной образования настылей над
свинцовой ванной.
В табл. 50 приведены анализы шпейз, получаемых при плавке свинца.
700
500.
^ 1
■ ' г -
ЖиМос
1 I
1063
Г
7
ί /
/ЖиЗкхтЬ
ι ■ *
. >
„У-
/
1
ι
665'
Аи+">
Аи
о -,
°
As
70
80 90 ЮО
вес. % Аи -*■ Аи
Фиг. 79. Диаграмма состояния
системы Аи—As
>ѵ Заводы
^ч.
Элементы ^»^
Sb
Fe
Pb . . . · · ·
Си
Ni
Co
Au
Ag
S
Ледвилл
31.'.7
Следы
60.60
0.50
0.36
0.088
—
Следы
0.0085
5.82
Анализ тпейзы (%)
Пуэбло
31.17
Следы
59.40
0.70
5.06
Следы
»
—
0.014
2.80
Денвер
32.50
—
56.S0
2.00
4.00
—
—
0.0034
0.044
—
Эврика
32.95
0.17
57.00
2.20
1.06
—
—
—
0.029
3.34
1
Оверпельг
23.60
5.10
55.00
1.90
3.0Q
5.10
5.10
—
0.017
3.00
Таблица 50
Лауриум
20.75
—
63.80
0.50
0.63
—
—
—
0.109
4.61
Прибрам
18.755
2.45
57.00
1.75
1.96
—
—
—
0.037
9.60
Содержание серы указывает на растворимость штейна в цшейзе.

196
Часть вторая. Металлургия свинца
Глав а. XIII
ШЛАКИ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ПЛАВОК
§ 1. Общие сведения
Шлаки в основном состоят из окислов металлов, образующих между
собой химические соединения, взаимные растворы и эвтектические
смеси. Из окислов, входящих в состав шлака, одни являются
кислотными или основными, другие амфотерными.
К кислотным окислам1 относятся: Si02, Sb205, As205, Fe203; к
основным окислам относятся: Na20, K20, CaO, MgO, BaO, FeO, MnO, Gu20;
к амфотерным окислам относятся: ZnO, PbO, A1203.
Из кислотных окислов наиболее сильным в условиях плавки является
Si02, химическая активность которого возрастает с температурой. Кремне-
кислота вытесняет из соответствующих соединений более слабые
кислотные окислы: Sb2Os, As205, Fe203, а также амфотерные соединения: A120S,
ZnO, PbO, если последние присутствуют в шлаке в качестве кислотных
окислов.
То же самое наблюдается с основными окислами. Сильные осно:
вания вытесняют из химических соединений более слабые. Наиболее
сильными основаниями являются окислы щелочных и
щелочноземельных металлов, затем идут окислы тяжелых металлов и на последнем месте
стоят амфотерные окислы. Таким образом, СаО, которая является
составной частью шлаков, будет вытеснять из сложных соединений окислы
тяжелых металлов: железа, свинца, меди и цинка. В свою очередь FeO
вытеснит окислы свинца и меди из соответствующих соединений. Это
свойство окислов кальция и железа имеет существенное значение в процессе
плавки, обусловливающее максимальное извлечение металла из
силикатных и ферритных соединений.
Одновременное присутствие в расплаве основных и кислотных окислов
(окиси кальция, закиси железа и кремнекислоты) связано с
образованием солей кремниевых и поликремниевых кислот, или силикатов:
a;CaO-i/Si02 и jrFeO . 2/Si02.
Шлаки состоят в основном из бисиликата окиси кальция (CaO-Si02)
и моносиликата закиси железа (2FeO · Si02). При наличии других
оснований могут образоваться также силикатные соединения прочих
металлов. Простые силикаты образуют двойные и сложные силикаты и
эвтектические смеси с более низкой температурой плавления, чем исходные
соединения. Силикаты обладают способностью в расплавленном
состоянии растворять в себе другие окислы —как тугоплавкие, так и совсем
неплавкие, например ZnO, A1203 и др. Силикаты способны растворять
в себе сульфиды и сульфаты металлов и некоторые газы, в частности S02.
В шлаках могут находиться в диспергированном состоянии твердые
или жидкие включения, не растворимые в основной массе шлака. В виде
коллоидальных растворов или пирозолей в жидком шлаке могут
находиться металлы, окислы (ZnQ, А1203, Fe304), сульфиды (ZnS, Cu2S) и
другие соединения.
В шлаках могут приеутствовать сложные соединения металлов, как
ферриты, алюминаты или цинкаты. Образование и содержание последних
зависит от температуры й количества имеющихся в шлаке кремнекислоты,
закиси железа и окиси кальция. При недостатке кремнекислоты окислы
1 Окислы расположены по степени их основности или кислотности.

Глава Х111. Шлаки мептллургичггких плана* 197
железа, алюминия и цинка приобретают свойства кислот. Реагируя о
соответствующими основаниями, они образуют ферриты: яМеО . yFet03f
алюминаты: яМеО · уА1г03 и цинкаты: яМеО · yZnO.
Если в равновесном шлаке при данной температуре окажется избыток
окислов, не связанных в виде химических соединений, они могут
оставаться в расплаве в растворенном или диспергированном состоянии.
Нерастворимые примеси, диспергированные в шлаке в твердом или
жидком виде, могут коагулировать и выпадать из жидкого расплава,
образуя скопления тугоплавкого вещества.
Шлак при шахтной плавке является
регулятором теплового режима печи. Он определяет собой ту
температуру, которая может быть достигнута в печи. Повышать
температуру при заданном составе шлака за счет сжигания избыточного топлива
можно лишь в ограниченных размерах. Интенсивное сжигание топлива
влечет за собой усиление шлакообразования. Для повышения
температуры в печи необходимо выбрать более тугоплавкий состав шлака.
Наоборот, для понижения температуры в печи шлак должен быть по
возможности легкоплавким. Состав шлака определяет ту температуру, которую
необходимо получить в каждом отдельном случае в печах шахтного типа.
Помимо терморегулирования процесса плавки некоторое значение
имеет шлак в качестве среды, в которой протекают химические реакции,
связанные с восстановлением металлов, как, например, восстановление
никеля и свинца из расплавленных силикатов твердым углеродом.
Не менее важно значение шлака в качестве среды, в которой происходит
отделение других продуктов плавки: штейна, шпейзы или металла.
Процессы отстаивания протекают вне зоны плавления и фокуса горения,
во внутреннем или переднем горне печи.
Требования, предъявляемые к шлаку. Шлаки
должны удовлетворить следующим требованиям: быть легкоплавкими
и обладать достаточной жидкотекучестью, не вызывать большого расхода
топлива на их расплавление, способствовать максимальной
производительности печи, требовать для своего образования небольшого количества
флюсов, содержать минимальное количество извлекаемых металлов.
Основными качественными показателями
шлака являются его плавкость и содержание
извлекаемого металла в нем. Шлак должен быть жидкоплавким
и иметь малый удельный вес, чтобы хорошо отделягься при отстаивании
от металла, штейна и шпейзы.
Разница в удельных весах между штейном и шлаком должна быть
не менее единицы. Вязкость и удельный вес шлака зависят от его состава.
Окислы тяжелых металлов увеличивают удельный вес шлака, а окислы
щелочных, щелочноземельных и легких металлов уменьшают его.
§ 2. Механизм процесса шлакообразования
Механизм образования шлака в условиях шахтной плавки можно
представить следующим образом. При опускании столба плавильных
материалов, по мере их нагревания, в точках соприкосновения отдельных
частиц шлакообразующих веществ происходит образование простых
силикатов и их эвтектических смесей с минимальной температурой плавления.
Из силикатов первым образуется при 900—1000° моносиликат закиси
железа. Более медленно идет образование бисилнката окиси кальция.
Шлакообразование идет тем быстрее, чем более железистым получается
шлак.

198
Часть вторгя. Металлургия свища
По мере продвижения в зону более высоких температур
расплавленные силикаты прогреваются и стекают вниз, опережая твердую часть
шихты, и растворяя по пути избыток компонентов; степень перехода
последних в шлак будет зависеть от состава шлака, его температуры и от
скорости растворения того или иного соединения. Наибольшей
растворяющей способностью обладают силикаты закиси железа. Растворившиеся
окислы ошлаковываются или остаются в свободном состоянии. СаО,
FeO и MgO шлакуются относительно легко; А1203, Si02 и Fe203 —
значительно труднее. Чем больше содержится в шихте тугоплавких
окислов, как MgO, A1203, тем медленнее протекает плавка.
Из зоны плавления все составные части шихты, образующие шлак,
в жидком состоянии, пройдя через фокус печи, стекают в горн. Находясь
в горне печи при температуре несколько ниже температуры фокуса печи,
шлаки продолжают меняться по своему составу. Свободные и связанные
окислы металлов продолжают реагировать между собой. Часть
растворившихся металлов и газов выделяется из шлака. Вновь притекающие
расплавленные продукты: веркблей, шпейза и штейн проходят через слой
шлака, «промывая» его.
Выпущенные из печи в расплавленном состоянии при отстаивании·
в переднем горне шлаки продолжают изменяться как по своему
химическому составу, так и по физико-химическим свойствам. При охлаждении
могут выделяться газы и пары сульфидов и окислов металлов или самих
металлов, растворенных в шлаке и обладающих высокой упругостью пара.
Застывшие шлаки по своему строению совершенно не похожи на шлаки
в жидком виде. Этим объясняется то обстоятельство, что до последнего
времени имеется так много теорий строения шлака. С точки зрения
металлургии важно знать, в каком виде находятся окислы в расплавленном
шлаке. Ответ на это практически получить трудно. Можно лишь сделать
те или иные предположения, которые сводятся в основном к следующим:
1) в расплавленном шлаке все сложные химические соединения
диссоциированы нацело; окислы существуют раздельно, образуя раствор из
свободных окислов;
2) окислы связаны в бинарные и более сложные соединения; лишь
избыток окисла находится в свободном состоянии;
3) имеет место частичная диссоциация сложных химических
соединений, в основном силикатов, по обратимой реакции
2 МеО · Si02;£ 2 МеО + Si02.
Константа равновесия реакции выражается формулой
к_ (MeO)»-(Si02)
(2MeO-Si02)
С повышением температуры степень диссоциации силикатных
соединений увеличивается и соответственно возрастает концентрация
свободных окислов.
О. Есин, основываясь на фактах электропроводности и электролиза
расплавленных силикатов, рассматривает жидкие металлургические
шлаки, как своеобразные электролиты. Кислые шлаки содержат
сложные многоатомные анионы. Сильно основные шлаки, обладают
относительно простыми ионами (О. А. Есин, Электролитическая природа
жидких шлаков, 1946).

Глава XIII. Шлаки металлургических плавок 199
§ 3. Физико-химические свойства шлака
Физико-химические свойства, химический состав и структура шлака
не остаются постоянными, стабильными в течение всего процесса, считая
от начала образования, превращения в жидкое состояние и дальнейшего
перехода в твердое и холодное состояние. В процессе шахтной плавки
шлак претерпевает ряд последовательных изменений.
В каждый данный момент состав шлака и соотношения между
различными компонентами в нем зависят от химических и термических условий
равновесия.
Состав шлака и его физико-химические свойства в жидком состоянии
определяют собой течение всего процесса плавки.
а) Температуры образования и плавления. Для силикатных шлаков
различают три критические температурные точки, а именно:
температуры образования, начала плавления и полной жидкоплавкости.
Например, для CaO.Si02 эти температуры соответственно равны 740, 1400
и 1512°. г
Разница между температурами начала плавления и полной
жидкоплавкости, или интервал переохлаждения, различна для разных
силикатов: чем выше кислотность шлака, тем больше интервал переохлаждения.
Интервал переохлаждения для кислых шлаков больше, чем для
основных.
При охлаждении кислые шлаки проходят через вязкое состояние,
вытягиваются в длинные, тонкие нити. Основные шлаки быстро твердеют,
не переходя через
тестообразное состояние; при
вытягивании основные шлаки не
образуют нитей и быстро обрываются;
они падают маленькими
круглыми каплями.
На фиг. 80 показана
зависимость величины интервала
переохлаждения от степени
кислотности шлака.
б) Структура шлака. Чем
медленнее происходит
остывание шлака, тем более ясно
выражено бывает кристаллическое
строение. Центр остывшего,
конуса шлака имеет более
заметное кристаллическое
строение, чем периферийные слои.
При быстром охлаждении
шлаки приобретают аморфный вид,
делаются стекловидными.
Избыток закиси железа способствует образованию крупных кристаллов. При
избытке окиси кальция шлак приобретает зернистую структуру.
Незначительное содержание окиси цинка в шлаке препятствует кристаллизации.
Основная масса и кристаллы нередко имеют различный состав. Это
обстоятельство необходимо учитывать при взятии пробы шлака.
Если шлак измельчается для последующей переработки, некоторое
значение имеет крепость шлака. Как правило, кремнистые шлаки более
вязки, чем основные, и измельчаются труднее. Чем более кристалличен
шлак, тем; хрупкость его выше.
1.0 IS Z8 ZS
■ Степень кислотности
Фиг. 80. Зависимость интервала плавл
ния шлака <уі степени его кислотности

200
Ча".тъ вторая. Металлургия свинца
в) Цвет шлака. Обычный цвет шлака черный. Высокое содержание
железа в шлаках придает последним коричневый оттенок. В присутствии
большого количества извести шлаки приобретают синеватый или
сероватый оттенок. Примеси окрашивают шлаки в следующие цвета: медь —
в зеленый, марганец — в тёмнокрасный, никель — в темножелтый,
кобальт — в синий, теллур — в желтовато-красный. Присутствие силиката
свинца окрашивает шлак в желтый цвет, темнеющий с увеличением
количества окиси свинца.
В свежем изломе шлак иногда имеет металлический блеск, но большей
частью стеклянный или смоляной. Часто шлак бывает тусклым. Кислые
шлаки имеют стекловидный излом. Основные шлаки в изломе имеют
землистый цвет. Они легко пристают к железу.
Некоторые шлаки обладают магнитными свойствами, что объясняется
присутствием Fe304.
Средняя удельная теплоемкость шлака в интервале между 0° и
температурой, плавления составляет 0.17—0.20 кал.
Теплота образования шлака колеблется между 133—193 кал.
Теплосодержание жидкого шлака в среднем составляет около 300 кал.
г) Вязкость шлаков. Вязкость жидкого шлака есть свойство, которое
определяет скорость его течения или сопротивление, которое он
оказывает движущемуся в нем телу. Математическое выражение понятия
вязкости, данное Ньютоном, определяется формулой
Jf =[1 . S. - ,
αχ
где S — площадь соприкосновения двух движущихея с различными
постоянными скоростями слоев жидкости;
ѵг и с2 — скорости движения слоев жидкости;
F — сила, действующая на слои жидкости перпендикулярно к
движению;
μ —константа вязкости, или коэффициент внутреннего трения
(коэфициент вязкости);
μ — коэффициент вязкости — постоянная величина для данной
жидкости при определенных условиях; μ, равное единице, в абсолютной
системе называется пуазом.
Текучесть есть величина, обратная вязкости.
Вязкость жидких шлаков зависит от температуры и состава. Как
общее правило, вязкость шлаков уменьшается с - температурой.
Шлаки, получаемые в пирометаллургии цветных металлов,
представляют собой многокомпонентные системы, содержащие главным образом
CaO, FeO, Si02 в разных соотношениях. В них также присутствуют А1203,
MgO, ZnO, BaO и другие окислы.
Изучением вязкости известково-железистых силикатов СаО —FeO —
Si02 занимались Селиванов и ПIпейзман. Авторы пришли к заключению,
что вязкость шлаков, содержащих до 25% SiOa и от 0 до 30% СаО, не
превышает 1—2 пуаза в интервале температур 1200—1400°. При увеличении
еойердаания Si02 выше 25% вязкость резко возрастает. Сильно основные
щлаки очень вязки, причем вязкость возрастает с повышением
содержания s них извести.
Эйтель изучал вязкость шлаков следующего химического состава (%):
Si02 FeO СаО А12Оа ZnO MgO Pb S
Q* . . . 8 17 2 2.6 4.7 0.4 0.8 1
До . . . 29.6 39.8 28 9.3 30 2.7 1.8 11

Глава XII1. Шлаки, металлургических плавок 201
Определена следующая вязкость шлаков указанного состава в
зависимости от температуры:
t, °С . . 1400 1300 1250 1200 1150 1100
Пуаз . 1.4—2.2 1.1—3.Я 1.2—8 1.7—41 5.8—155 32—500
Полученные данные показывают, что при 1400° вязкость
шлаков мало отличается друг от друга.
Ф. Лоскутов определил вязкость шлаков состава (в %):
Si02 A1203 FeO CaO MgO Zn >
От 20 1.6 16.5 1.5 0.3 Ι.ί» 0.27
До 48.il 7.6 65.4 21.0 1.7 7.2- :і.'.'
В температурном интервале 1400—1150° вязкость указанных шлаков
колебалась от 3 до 25 пуаз. Было установлено, что при увеличении
кислотности шлака до получения полуторасиликата вязкость повышается
медленно. При дальнейшем повышении кислотности вязкость шлака
начинает интенсивно возрастать. Кремнекислота во всех случаях повышает,
а закись железа донижает вязкость шлака. Окись кальция повышает
вязкость в сильно основных (К = 1.0) и понижает в более кислых (К —
= 1.5) шлаках. Глинозем при Я" = 1 повышает, при /С = 1.5 понижает,
а при if > 1.5 снова повышает вязкость. MgO при ί( =1.5 повышает
вязкость шлаков медной плавки. При очень кислых шлаках вязкость
понижается. ZnO до 8% уменьшает вязкость; при. содержании ZnO > 8%,
вязкость шлаков снова повышается.
Г. Дамская определила вязкость шлаков состава (в %):
Ri02 FeO CaO MgO A1,0 s
От ... . 34 14.5 18.5 3.8 5
До ... . 45 27 31 7.8 11.5
Исследование показало, что кремнекислота повышает вязкость шлаков.
Высокое содержание MgO и СаО в шлаках обусловливает сильную
вязкость последних.
Особенно заметно возрастает вязкость шлака при увеличении
содержания MgO выше 15л/0.
Увеличение содержания FeO связано с понижением вязкости шлака.
Так, при увеличении содержания FeO на 5% (с 15.5 до 20.5%) вязкость-
шлака уменьшается почти в два раза.
Заметно возрастает вязкость шлаков с увеличенным содержанием
глинозема.
Несмотря на большое количество исследований, недостаточно
накопленный экспериментальный материал не позволяет, однако, дать в
настоящее время исчерпывающую картину зависимости вязкости шлака от его
состава. Можно лишь сделать общие выводы, что А1203, Fe2Os, ZnO,
MgO повышают, a FeO, CaO, MnO, BaO понижают вязкость шлака.· Шлаки,
содержащие много кремнезема, отличаются значительной вязкостью.
Кислые шлаки более вязки, чем основные. Суспендированные в основной
массе шлака простые и сложные соединения металлов увеличивают его
вязкость.
На степень вязкости оказывают влияние растворенные в шлаках
несиликатные соединения, как шпинели, ферриты и др. Эти соединения
отличаются высокими температурами плавления;их присутствие уменьшает
жидкоилавкость шлаков. Они образуются в том случаѳ, когда основания,
способствующие переходу составных частей шпинелей (ZnO, MgO, AlaOa)i

-202
Часть вторая. Металлургия свинца
в шлак с образованием сложных силикатов, находятся в недостаточном
количестве. Так, например, железистый силикат с высоким
содержанием железа способствует ошлакованию окиси цинка. Сильно известко-
вистый шлак способствует растворению глинозема.
Наличие в шлаках некоторого количества тугоплавких соединений
в суспендированном состоянии заметно сказывается на жидкоплавкоста
шлаков, делая последние более густыми и вязкими. Образование
суспензии ZnS в свинцовом шлаке обусловливает повышенную вязкость
последнего.
Сернистый газ, а также пары свинца, цинка и серы, растворенные в
шлаке, понижают температуру его плавления, делая его менее вязким.
то
§ 4. Влияние различных компонентов на свойства шлака
Как отмечалось выше, шлак состоит в основном из силикатов закиси
железа и окиси кальция. Ниже нами будут рассмотрены диаграммы
состояния систем: FeO — Si02; CaO —
Si02 и FeO — CaO — Si02. Будет
рассмотрено также влияние
замещения этих трех окислов,
непременно присутствующих в шлаке,
окислами других металлов и свойства
получаемых при этом шлаков.
а) Закись железа как шлакообра-
зующий компонент. Но данным Боуе-
на и Шейрера (фиг. 81), в системе
FeO —SiO а об ρ азуется одно
устойчивое химическое соединение 2FeO · Si02
(файэлит) и две эвтектики.
Кроме того, установлено наличие твер-
ІФ дого раствора вюстита, количество
которого тем больше, чем ниже со-
FeO (О
Χ ΊΟ Η SO 7t
%Si04
Фиг. 81. Диаграмма состояния систе- держание Si02 в сплаве.Лри отсут-
мы FeO—SiO» ствии Si02 количество Fe203
составляет 11.56% и доходит до 2.25%
при плавке смесей, близких по составу к 2FeO-Si02.
В табл. 51 приведены температуры плавления FeO-силикатов.
Температуры плавления РеО-сипикатов
Таблица 51
Соединение железа
Файэлит (2FeO-Si02) .-
Превращение: тридимит—кристобалит . .
Температура,
•С
1440
1240
1270
1990
1485
1680
FeO,
вес. %
100-0
76.0
70.5
62.0
57.5
SiOj,
вес. %
24.0
29.5
38.0
42.5
100.0
На диаграмме видно, что при содержании от 24 до 38% SiOa
температура плавления FeO-силикатов отвечает верхнему пределу температур

Глава XIII. Шлаки металлургических плавок 203
плавления шлаков свинцовой плавки. Недостатком подобных шлаков
является высокий удельный вес (около 4), вследствие чего они плохо
отделяются от штейна. Кроме того, чем выше содержание FeO в силикате,
тем больше растворяется в нем сульфидов.
При работе с сильно железистыми силикатами возможно частичное
восстановление закиси железа до металла. Металлическое железо,
попадая в горн, является причиной образования тугоплавких настылей.
Эти обстоятельства делают затруднительным использование на
практике чрезмерно богатых закисью железа шлаков.
б) Окись кальция как шлакообразующий компонент.* Диаграмма
состояния системы СаО — Si02 была изучена Шенфердом и Ранкпным
(фиг. 82). В присутствии кремнекислоты СаО образует четыре хпмиче-
ГС
2500
2Ш
2300
2200
2100
2000
1900
1800
то
1600
1500
ѣоо
1300
1200
1100
1000
900
800
700
600
500
cCCaSi
г___ распл
Тріідимит + οι Ca0. SiOj ι
ТриОимит + β CaO.SiOj !
β Кдарц +J3 CaO.Siflg j
- ct KOapn+fiCaU.SiOi ι
1 J 1 1 1 ι ι 1 i.J
*7
\d η·
! + °
= ■■?
S3 to
a n
to"
co<o
NT)
сЗсЗ
4+
It
■χ*
s
α '' Ca0+ -
юлят, расплод
'ν '''
F ЫСа^Ю^ + Ш r-
О О
СО"
•β +
*· In
О О
4s
о η
J CaO Si02
CaO
.1 I L ,, 1 1 _
SiOo
CaO.Si02 / гСоО.ЗШ^
3Ca0-2Si0z 3CaO.Si02
Фиг. 82. Диаграмма состояния системы СаО—SiO,
2500
2W0
2300
2200
2100
гот
woo
1800
1700
woo
1500
moo
1300
1200
η oo
1000
900
soo
700
BOO
SOO
CaO
•ских соединения и три эвтектики. В табл. 52 приведены составы и
температуры плавления СаО-силикатов.
При высоких температурах устойчивыми являются бисиликат (СаО -Si02)
и моносиликат (2CaO-Si02) окиси кальция. 3CaO-2Si02 существует
лишь в интервале температур от 1440 до 1470°.
Начальная температура образования бисиликата окиси кальция при
нагревании смеси СаО и Si02 составляет 740°. Интенсивно реакция
протекает при 1100°. Однако жидкими и мобильными бисиликаты окиси
кальция делаются при температуре, достигающей 1512°.

204
Часть вторая. Металлургия свинца
Таблица 52
Температуры плавления СаО-силпкатов
Формула
Химические соединения
CaO-SiOo
ЗСаО-2?і02
2CaO-SiO,
ЗСаО-SiOo
Эвтектики
СаО—2CaO-i?iO„
CaO-SiO»—3Ca()-2SiO, . . .
SiO„—CaO-SiO,
Содержание
СаО,
вес. %
48.2
54.3
65.0
73.6
Температура', °С
плавления
1540
2130
-
~2080
~1430
~1430
разложения
1470
1900
Известковистые силикаты обладают сравнительно малой способностью-
растворять сульфиды тяжелых металлов. При работе с известковистыми
силикатами переход металлов в шлак, а следовательно, и их потери
будут меньше, чем при работе с сильно железистыми силикатами.
в) Замещение закиси железа окисью кальция и закисью марганца.
1) Замещение закиси железа окисью кальция.
По данным Гофмана, температура начала плавления моносиликата
закиси железа равна 1270°. Замена закиси железа окисью кальция
понижает температуру начала плавления моносиликата, достигая минимума
в 1170° при содержании извести в 16%. Затем температура поднимается
до 1205° при 20% СаО и снова падает при дальнейшем замещении
закиси железа, достигая минимума в 1130° при 36% СаО. Последующее
замещение закиси железа известью повышает температуру начала
плавления силиката. При полном замещении FeO известью получается
моносиликат окиси кальция 2CaO-Si02, плавящийся при температуре 2080°
Температура начала плавления железистого полуторного силиката на
150° ниже соответствующей температуры для моносиликата железа (1120
и 1270°). При замещении закиси железа известью температура начала
плавления железисто-известкового полуторного силиката падает,
достигая минимума при 1060°, когда шлак содержит 8—12% СаО. При
дальнейшем замещении закиси железа известью температура начала плавления
шлака постепенно повышается.
Температура начала плавления бисиликата железа ниже
температуры начала плавления полуторасиликата на 10° (1110 и 1120°), а
моносиликата железа —на 160° (1110 и 1270°).
При замещении закиси железа известью начальная температура
плавления шлака понижается, достигая минимума в 1030° при содержании
8% СаО. При дальнейшем замещении закиси железа известью
температура постепенно и непрерывно повышается.
Хотя начальные температуры плавления бисиликатов ниже, чем моно-
сидикатов, первые для перехода в жидкоплавкое состояние требуют больше
тепла, чем вторые. Таким образом, замещение закиси железа окисью
кальция понижает температуру плавления железистого шлака.
Замещение закиси железа известью в моносиликате железа дает два
минимума: при 16% СаО с температурой в 1170° и при 36% СаО с температурой
в ИЗО0, При замещении закиси железа окисью кальция в полуторасили-
кате получается минимум при 12% СаО с температурой в 1060°.

Глава XIII. Шлаки металлургических плавок 205
В бисиликате железа окись кальция, замещая закись железа,
понижает температуру начала плавления, давая минимум при 8% СаО (1030°).
Система FeO —СаО —Si02 изучалась Вейнартом. В псевдотройно*
системе Вейнарт исследовал разрезы:
FeO-SiO, — CaO-SiOa;
2FeO-Si02 — 2CaO-Si02:
4FeO - 3Si02 - 4CaO · 3SiCv
Для силикатов закиси железа Вейнарт установил следующие
температуры плавления: FeO-SiO,-1146°; 2FeO.Si02 - 1244°; 4Fe0-3Si0„ -
1173°.
При замещении закиси железа окисью кальция Вейнарт определил
следующие температурные минимумы: 3FeO-CaO-2Si02 — 1098°;
OFeO-3Ca0.6Si02—1025°;' FeO-Ca0.2Si02—980°. На фиг. 83приведены
3Ca(WSi(),
3f80-4StOz
FeO-SiOi
4FeO-3SiO;
CaOSiO,
IM
^CaQ-35i02
ma
ZCaO-SiOi
im
2570
CaO
Фиг. 83. Диаграмма изотерм плавления силикатов
системы СаО—FeO—Si03
изотермы плавления различных силикатов закиси железа и окиси
кальция, полученные Вейнартом.
Известковистые шлаки более текучи, чем железистые той же степени
кислотности. _
Железистые шлаки способствуют растворению и ошлакованию LoSJ.
СаО оказывает отрицательное действие на растворимость ZnO в
шлаках При наличии в шихте 9—12% Zn шлаки не должны содержать более
16% СаО. При содержании извести бплее 24% ZnO почти не растворяется
в шлаке. Чем меньше Si02 в шлаках, тем легче ZnO растворяется в
последних.
Увеличение содержания извести в шлаках уменьшает их удельный
вес, что облегчает отделение шлака от штейна.
2) Замещение закиси железа окисью марта нца.
Система МпО — Si02 дает два силиката: МпО · Si02 (разлагается при 1285е}
и 2MnO-Si02 (разлагается при 1365°).

206
Часть вторая. Металлургия свинца
Гофман нашел, что при замещении закиси железа окисью марганца
в моносиликате состава: 32.1% Si02, 35.9% FeO и 32% СаО, температура
начала плавления шлака повышается. Полное замещение. FeO окисыо
марганца повышает первоначальную температуру на 75°.
Шлаки, содержащие марганец, жидкоплавки и обладают большей
текучестью, чем железисто-известковые силикаты.
МпО уменьшает растворимость ZnO, MgO, BaS в шлаках,
г) Замещение окиси кальция окисыо магния и окисью бария. 1)
Замещение окиси кальция окисью магния. Окись магния
образует с Si02 два химических соединения: 2MgO-Si02 с температурой
плавления 1890° и MgO · Si02,
разлагающееся до плавления
при температуре 1557° (фиг.
84).
При замещении СаО окисью
магния температура начала
плавления шлака постепенно·
повышается, достигая 1400°
при полном замещении СаО
окисью магния.
Окись магния делает шлак
вязким. Особенно вредное
действие оказывает MgO при
одновременном присутствии
в шлаке некоторого
количества ZnO.
Шлак, содержащий 8%
ZnO, 2-3% ВаО и 5% MgO,
быстро застывает.
Силикат магния обладает
более высокой
теплоемкостью, чем силикат кальция.
2) Замещение о к и-
t'C
2000
1900
moo
170В
1600
15ЧЗ±2
1500
L
2 жидк \
слоя χ
1SS5"
I
сс-нрист
+L
Iалип
\ -3
\ +
1 04
1 °
Men
IQC,
Ш
/ +
# О
/ -^
L s
1
~і
Щ\Щ
+
ел
ξ/
1800
/ ι
f I
wy
1850±20
Mg0+(Mg0j2StO2
155712°
I
О Ю
5Шг
20 30 40 50 SO
8ec.°/a MgQ —»-
70 80
90 WO
MgO
Фиг. 84. Диаграмма состояния системы
MgO—Si02
си кальция окисью бария. По диаграмме состояния системы
ВаО — Si02 (фиг. 85) окись бария образует с кремнекислотой четыре
химических соединения, имеющие следующие температуры плавления:
Формула
Температура плавления, "С
BaO-2Si02
1440
2BaO-3Si05
1450
BaO-SiO.
1605
2BaO-Si02
1800
Эвтектика SiOa—BaO-2Si02 с 48% ВаО плавится при 1374°.
Замещение окиси кальция окисью бария понижает температуру
плавления шлака. При замещении 50% СаО температура понижается на 130°.
На фиг. 86 показано влияние замещения окиси кальция окисью
магния или окисью бария на температуру плавления шлака. Шлаки,
содержащие окись бария, отличаются текучестью.
Наличие ВаО увеличивает удельный вес шлака.
д) Глинозем как шлавообразующий компонент. Глинозем обладает
амфотерньши свойствами. Входя в состав шлака, глинозем может являться
кислотой или основанием. При недостатке кремнезема в шлаке глинозем
приобретает свойства кислоты и образует с основными окислами
алюминаты. При избытке кислоты глинозем образует с кремнекислотой
алюмосиликаты.

Глава XIII. Шлаки металлургических плавок
207
Влияние глинозема на свойства шлака можно видеть иэ рассмотрения
диаграммы состояния системы А1203 — SiOa в случае, когда глинозем
является основанием, и из диаграмм состояния систем: FeO — А1203,
СаО — Al2Os, MgO —А1203 и ZnO — А1а03, когда глинозем является
кислотным окислом.
1) Влияние глинозема
в качестве основного
окисла на свойства шла-
к а. По диаграмме состояния системы
А1203—Si02 (фиг. 87) глинозем
образует с кремнекислотой химическое
соединение ЗА1203 · 2Si02 с
температурой плавления 1810° и
эвтектическую смесь Si02—3Al203-2Si02 с
температурой плавления 1545°.
Силикаты алюминия обладают высокими
температурами плавления.
В феррокальциевых силикатах
глинозем в качестве основного окисла
может замещать эквивалентное
количество закиси железа или окиси
кальция.
Влияние замещения закиси
железа и окиси кальция глиноземом
на температуры начала плавления
Ш?
0
8а0
20 40 ВО 80
Вес.% Я£)г _*.
SL0,
Фит. 85. Диаграмма состояния
системы ВаО—SiOa
феррокальциевых силикатов было изучено Гофманом. Исследования
показали, что температура начала плавления фѳррокалышевого
силиката при замещении в нем до 3/s FeO глиноземом меняется
незначительно. При дальнейшем замещении закиси железа температура начала
плавления шлака постепенно повышается. Когда s/4 FeO замещены
глиноземом, температура начала плавления шлака достигает 1250°,
Таблица 53
Система СаО—АI.О»
Химические
соединения
?СаО · 5А1303
5СаО · ЗА1203
СаО · А120*
ЗСаО · Al2Os
Температура
плавления, °С
1720
1455
1600
1535
Эвтектические смеси
А1г03—ЗСаО · 5А12Оа
ЗСаО · 5А1а03—СаО · А1203
СаО · А1г03—5СаО · ЗА1203
5СаО · ЗА1„Оа—ЗСаО ■ А1а0а
Температура
плавления, "С
1700
1590
1400
13ί,5
Система MgO · Alj03
Таблица 54
Формула
MgO · А1г03
А1„Оа—MgO · А1203
MgO · Al2Os— MgO
Температура
плавления, *С
2135
1925
2 030
Примечание
Химическое соединение
Эвтектическая смесь
Эвтектическая емесь

208
Ча'-.тъ вторая. Металлургия свинца
т. е. превышает на 100° температуру плавления исходного шлака.
Шлаки остаются жидкими, пока содержание глинозема не превышает 3/8FeO.
При дальнейшем замещении шлаки делаются густыми и вязкими.
При замещении окиси кальция глиноземом заметно понижение
температуры начала плавления шлака на 10—30° до 3/4 СаО. Дальнейшее
замещение окиси кальция глиноземом повышает температуру.
Замещение СаО глиноземом увеличивает вязкость шлака.
Из сказанного следует, что присутствие некоторого количества глино-
лома в шлаках в качестве основного окисла незначительно
сказывается на температуре начала
t'C
1400
и на его
1300
1200
1150
1100
плавления шлака
жидкоплавкости.
2) Влияние
глинозема в качестве
кислотного окислана
свойства шлак а.По
диаграмме состояния FeO—А1а03
(фиг. 88) закись железа
образует с глиноземом
химическое соединение FeO-2Al203
с температурой плавления
1615°. Эвтектика в 58% А1203
плавится при 1480°. Таким
образом, присутствие глинозема
в шлаке в качестве
кислотного окисла и возможное
образование алюминатов закиси
железа делает шлаки
тугоплавкими.
Окись кальция
образует с глиноземом ряд
химических соединений и
эвтектических смесей (табл. 53).
Из диаграммы, приведенной
на фиг. 89, видно, что сплавы
окиси кальция с глиноземом
обладают высокими
температурами плавления.
Окись магния
образует с глиноземом химическое
соединение и две эвтектические
смеси (табл. 54).
Из диаграммы, приведенной
на фиг. 90, видно, что сплавы
окиси магния с глиноземом
являются весьма тугоплавкими.
Из обзора диаграмм состояния двойных систем, в которых глинозем
является кислотным окислом, видно, что А1203 повышает температуру
плавления шлаков, делая их более вязкими.
е) Окись железа как шдакообразующий компонент. Окись железа при
шахтной плавке восстанавливается до FeO^ которая переходит в щлак.
Часть окиси железа может образовать с FeO, СаО, ZnO, MgO соединения
типа ферритов, в которых Fe2Os является кислотой.
J000
А
/
/
^?4*»»
N.
\
1
__,
А
* \
/
/
<
у
/
»-^
—
\
\
\
\
\
V
■ \
і
—
/
/
(
I 1
—
ί
/
/
<
--/-
/
-A
I
h
1
1
<
/
^
ftnQ ^
O 1]8 2/8 3/8 t/g 5/8 6I8 7/8 Ofa
Фиг. 86. Влияние замещения окиси
кальция окисью магния·, окисью
цинка π окисью бария на температуру
плавления шлака

Шлаки металлургических плавок 209
Система Fe —О. Исследованием диаграммы состояния системы Fe —О
занимались IПенк, Гильперт, Кольмейер. По данным этих исследователей,
точка плавления окиси железа лежит около 1565°, а точка плавления
закись-окиси около 1585°
(фиг. 264). Магнетит Fe304
плохо растворим в
шлаках. При понижении
температуры выделяются
кристаллы магнетита, которые
остаются в шлаке в
суспендированном состоянии.
Наличие магнетита
увеличивает вязкость шлака.
Система СаО — Fe203
(фиг. 91). Поданным Сос-
мена и Мервина, СаО
образует с Fe2Os два
неустойчивых феррита: 2CaO.Fe203,
который разлагается при
1436°, и СаО-Fe203,
разлагающийся при 1216°.
Вследствие разложения
ферритов кальция в расплаве могут находиться свободные окислы
Fet03 и СаО.
Система MgO — Ге203. Окись магния образует с окисью железа
моноферрит MgO-Fe803 с температурой плавления в 1750°. Ферриты
магния отличаются высокими темпер а-
t'G
2100
1900
1800
1710*10
1700
1500
1545
1500
то
то
4$
#
Υ·· s
w^
Μ
Жидк.
Муллит +
жидкость
ι ι
-cC-Gr+Муллит(Сштим) i—
or- Тридимипн-Муплит(Силлим)

τι
+
со
©a
to
с?
Ν
2050±3,
Норунд -
жидк.
ι ,
mo°
Корунд*
Муллит
(Самим)
в 10
sio2
20
30 I/O SO 60 70 80 SO tOU
Вес.°/оАЪга3—*~ 41г03
Фиг. 87. Диаграмма состояния системы
А19Оя—SiO,
с 'С
2000
1900
1800
1700
1600
1500
тоо
ff
Ѵп
Χ
—
,<**
»—J
J
&г03/
г
/
/
/
• Точкаплавления
0 » размягчения
55 ВО 65 70 75 80 85 90 95 100
FeO 0ес.%АIгО3 »- »1г°3
Фиг. 88. Диаграмма состояния
системы FeO—Al2Os
турами плавления. При большом
содержании их в шлаках вязкость
последних увеличивается.
Система Fe203 (Fe304) — Si02.
По данным Кольмейера и Клеф-
флера1, чистая окись железа при
прокаливании в струе1 азота
начинает разлагаться при температуре
1150°. Разложение заканчивается
при температуре 1275° с
образованием магнетита, температура
плавления которого составляет 1585°.
В атмосфере кислорода воздуха
диссоциация окиси железа
происходит в интервале температур
1250—1375°. В присутствии окиси
кальция упругость диссоциации
окиси железа снижается. Если при
нагревании чистой окиси железа в
воздушной атмосфере упругость
кислорода реакции делается
равной парциальному давлению
кислорода воздуха при 1340°, то в присутствии окиси кальция упругость
кислорода реакции значительно ниже даже при 1370°.
1 Met. u. Erz., 10, 1932.
14 Металлургия тяжелых цветных металлов

210
Ча^ть вторая. Металлургия свинца
Обратное действие оказывает кремнекислота. При нагревании смеси
из окиси железа и кремнекислоты диссоциация Ре203 идет более интѳн-
f*p _, сивно, с образованием
силиката закиси железа. MarHe-
ШР і—|—\~\~к—Ί 1—i—I I /· I—| тит, который образуется при
разложении окиси железа
при нагревании, также
реагирует с кремнекислотой с·
образованием железного
силиката. С повышением
содержания Si02 в шлаке
неизменно понижается
концентрация Fe304 и
становится больше отношение FeO ι
поо
той
1500
two
взо
■
257L
\
\
\
CaO+L
г
^
\
\
\
СаО+(СаО)3А1203
(Ш)5и
(СвОУзМгПз
1 1 1
L
\
X
+
со
СЭ
2. -
to
_3
CD 4-
со Zi
■—/ +
I сэ
ж Τ <-*
ft/ "**
111 сэ
V s
ι =?"
Φ'Ι
!
1
S
2050°.
! 1
J
' ΐ
СЭ
1700 ±10
■ 1590 ±5
*
3
I
(C
•1
+
-2.
-f
r ϋ
щи
hh.
Ό 10 20 30 40 50 60 70 ВО 90 ISO
CaQ вес.%А1г03 »- Д1г03
Фиг. 89. Диаграмма состояния сисіемы
СаО—Al2Os
: Ре,04.
При одновременном
присутствии СаО и SiOa степень
диссоциации окиси железа
зависит от соотношения между
окисью кальция и
кремнекислотой. С возрастанием СаО·
степень диссоциации Fe2Og;
уменьшается; с увеличением
Si02 —повышается.
Максимальная диссоциация, по
Зитцу, соответствовала формуле 2FeO-3Fe203. Кольмейер считает, что
при 1250° в присутствии атмосферного воздуха протекает реакция
CaO-Fe203lK)+ Si02 ->CaO· Si02-FeO -Fe203+ ге02.
Степень диссоциации окиси железа зависит от температуры и состава
шлака. Чем выше температура и больше отношение Si02 : СаО, тем
интенсивнее диссоциирует окись железа. При медленном охлаждении
расплавленных шлаков в при- t "С
сутствии кислорода воз- 2800г
духа имеет место
окисление закиси железа в
окись.
Наиболее легкоплавкое
соединение
соответствовало формуле 2CaO-Fe203·
• 4SiO ac температурой
плавления 1090°. На фиг. 92
приведены температуры
плавления шлаков в
системе СаО — Fe203 —Si02
(по Зитцу).
ж) Окись цинка как
шлакообразующий
компонент. Окись цинка
является амфотерным
окислом с слабо
выраженными кислотными
свойствами.
2700
2600
2500
2400
2300
2200
2Ю0
1900
MgO+L
2030+20"
I
MgO+M
а
gO-Al
L
ih
Щ
T^feS
Т8.ркФ
hi
■ и
П.р
2050'
1325'
0 Ю
MgO
20 30 W 50 60 70
Вес %АIгй3.
во за wo
АIг°з-
Цо-лцОз
Фиг. 90. Диаграмма состояния системы MgO—Al2Os

Гла XIII. Шлаки, металлургических плавок
211
1)Влияние окиси цинка вкачестве основного
окисла на свойства шлака. В кислых шлаках окись цинка
t°C
1800
1700
1600
1500
тв
woo
1300
1200
1100
woo
- Col
CaO+L
1НСойіг t-e2
(CaO)
Из
(Co0)2
+CoO-
N
L +
zfB20
r4h
%0Ъ
\
\
\
\
1
3
im°
.-
L
\
Λ
**
L
,
\ S+Co0-Fe203 /
55,7 Щ_
Рег03+1У ι
Γπη r„_n_ 1
+ Fe203
I
TS.
О 10 20 30 UO 50 /60 70\S0 90 100
Сей Вес^/оГе^—Мт- \ Fez03
(CoO)2Fe203 CaOFe?.lh
Фиг. 91. Диаграмма состояния системы СаО—Fe,Os
Фиг. 92. Диаграмма температур плавления смесей системы
СаО—Рег03—Si02
является основанием, образующим с кремнекислой силикаты, с
глиноземом— алюминаты и о окисью железа —ферриты цинка.

212
Часть вторая. Металлургия свища
Силикаты цинка. По диаграмме состояния системы ZnO—SiO, (фиг. 93)
окись цинка образует с кремнекислотой одно химическое
соединение — моносиликат окиси цинка 2 ZnO · SiO 2 с температурой плавления
1512°. Эвтектический сплав 2ZnO.Si02 — Si02, содержащий 48 мол.
% ZnO, плавится при 1432°. Как видно из диаграммы, присутствие
окиси цинка в кислых шлаках должно повышать температуру плавления
последних. В присутствии сили- t°C
катов закиси железа или окиси /Шг
1500
то
О 10 20 30 10 SB SO 70 8В SB 100
с; π _ .--._ л/ r»_rt
SiO
мол.% ZnO
Фиг. 93. Диаграмма
состояния системы ZnO—SiOa
'ее. % FeO ·—
Фиг, 94. Диаграмма состояния
системы FeS—FeO
кальция получаются двойные силикаты 2ZnO·SiO2—2FeO-SiO2 и 2 ZnO·
•Si02 — Ga0-Si02, которые плавятся при температуре 1100—1200*.
Частичное замещение FeO и СаО окисью цинка, как показали исследования
Гофмана, умеренно влияет на повышение температуры начала плавления
феррокальциевого шлака. При замещении СаО окисью цинка
температура начала плавления шлака меняется по неправильной кривой без
какой-либо закономерности (фиг. 86). Объясняется это тем, что ZnO в
присутствии СаО трудно поддается ошлакованию.
Алюминаты цинка, или шпинели, являются тугоплавкими
соединениями. В присутствии цинковой шпинели вязкость шлаков сильно
возрастает. Образование алюмината цинка происходит при низком
содержании закиси железа и высоком проценте окиси кальция и глинозема
в шлаках. При работе с цинковистыми шлаками содержание глинозема
в шихте должно быть минимальное.
Ферриты цинка. Окись цинка образует с окисью железа одно
химическое соединение —моноферрит цинка ZnO-Fe203. Температура
плавления этого соединения не установлена. ZnO-Fe203 считается неплавким
соединением. Образование монофёррита наблюдается при сравнительно
невысокой температуре в пределах 600—800°. В восстановительной среде
моноферрит цинка легко разрушается.
2) Влияние окиси цинка в качестве
кислотного окисла на свойства шлака. В основных шлаках
при недостатке кислотных окислов окись цинка может образовать цинкаты,
преимущественно цинкат закиси железа FeO-ZnO. Он образуется при
большом содержании железа в шлаках. Исследования показали, что
замещение крѳмнекислоты окисью цинка повышает температуру начала
плавления шлака.

Глава XIII. Шлаки металлургических плавок
213
WOO
1500
WHO
moo
\СмесЬ 2 жидких pccjtepcl
Ι—ι
/
ι
ι ,
0 3
too
tO 20 30
—*~%£oS
SO 80 70
40
60
SO
SO
з) Сера в шлаках находится в виде растворенных или
суспендированных сульфидов металлов,- а также растворенной элементарной серы и
сернистого газа.
Растворимость сульфидов металлов в шлаках видна из приводимых
ниже диаграмм состояния.
Система FeS — FeO (фиг. 94). По данным Джиани1, FeS образует
с FeO эвтектику, содержащую 40 вес.
% FeO, с температурой плавления ь°с
940°. В этой системе твердых
растворов не образуется. Fe203 и FeS при
700° о бразуют твердые растворы в
различных соотношениях.
Система CaS—CaO -Si02 (фиг. 95).
Как видно из диаграммы состояния,
изученной Глазером, CaS образует
с CaO-Si02 эвтектическую смесь,
содержащую 3% CaS, с
температурой плавления 1440°. Температура
плавления силиката понижается при
этом с 1510 до 1440°. При содержании
11.5% CaS в пределах 1515° образуется гетерогенная смесь двух
жидкостей. С двойным силикатом окисей кальция и магния -— 2CaO-MgO-
• 2Si02 (акерманит) CaS образует эвтектику (2% CaS) с температурой
плавления 1250°.
Система ZnO —ZnS. Окись цинка образует с его сульфидом
химическое соединение 4ZnS-ZnO. В природе это соединение существует в виде
минерала вольцита.
Растворимость сульфидов, металлов в силикатных шлаках зависит
от состава последних и температуры. Чем больше оснований в шлаке
и выше его температура, тем больше растворимость сульфидов металлов.
Сульфиды легких металлов легче растворяются в шлаках, чем сульфиды
тяжелых металлов.
Фогт на основе ряда исследований пришел к заключению, что
растворимость сернистых соединений в шлаках, богатых кремнеземом, меньше,
чем в основных шлаках. Выведенная им зависимость между
содержанием серы в шлаках и его кислотностью приведена в табл. 55.
Фиг. 95. Диаграмма состояния
системы CaS—CaSiO.,
Таблица 55
Кислотность шлака и содержание в нем
серы (%)
Si02
30—35
25—29
20—24
S
0.7—1.0
1.0—1.4
1.4—1.8
Зависимость между составом шлака и количеством растворенных
сульфидов цинка и железа, по данным Фогта, приведена в табл. 56. Из всех
1 Oberhoffer, Das technische Eisen, стр. 98. 1925.

214
Часть вторая. Металлургия свинца
сульфидов металлов, которые могут находиться в шлаках, наиболее
вредным является ZnS. Обладая высокой температурой плавления (—1690°),
ZnS делает шлаки вязкими, тугоплавкими. Диспергированный в шлаке
ZnS более вреден, чем растворенный. ZnS увеличивает удельный вес
шлака и затрудняет отделение его от штейна.
Таблица 56
Растворимость ZnS и FeS в шлаке в зависимости от его состава
Состав шлака, %
Si02
23—28
25—32
35—40
50
FeO CaO
40—45
40—50
30—40
10—20
10—5
0.5-1
0—1.5
0—1
ZnO
12—16
0.5—1
0—1.5
0—1
Количество
сульфидов, %
6-8 (ZnS, FeS)
2—2.5 (FeS)
1.5-2 (FeS)
0.5—0.75 (FeS)
§ 5. Состав шлаков свинцовой плавки
Как видно из разобранных выше диаграмм плавкости систем FeO —
Si02 и СаО — SiOa, чистые силикаты закиси железа или силикаты окиси
кальция вследствие значительной своей тугоплавкости неприемлемы
в качестве шлаков для свинцовой шахтной плавки.
На практике шлаки свинцовой плавки, отвечающие требованиям
процесса, представляют собой известков о-ж елезистые
силикаты.
По кислотному индексу, т. е. отношению кислорода кремнекислоты
к кислороду оснований, шлаки свинцовой плавки меняются от моно- до
полуторасиликата.
Практически температура плавления шлака в условиях шахтной
свинцовой плавки колеблется в пределах 1100—1200°. При этой температуре
в присутствии твердого углерода возможно почти полное восстановление
свинца из его кислородных и сернистых соединений: окислов,
силикатов, ферритов, сульфида и сульфатов. При работе на шлаках с более
высокой температурой плавления бесполезно увеличивается расход
топлива. Ход плавки при этом замедляется. Усиливается
восстановительная способность печи, следствием чего является образование
тугоплавких настылей, содержащих металлическое железо. Колошник печи
делается горячим, что вызывает повышенные потери свинца и серебра с
отходящими газами.
При понижении температуры плавления шлака уменьшается расход
топлива, но восстановительная способность печи при этом падает.
Горение кокса при низкой температуре замедляется, и газы содержат большое
количество углекислоты. Расплавление шихты и шлакообразование будут
опережать процесс восстановления, в результате чего шлаками
увлекается большое количество силикатов свинца.
Температура плавления шлака должна обеспечить получение в
жидком виде прочих продуктов свинцовой плавки: шпейзы и штейна. Шпейза
плавится при 1050—1100°, а штейн при 950—1000°. При плавке свинца
с получением шпейзы температура плавления шлака должна быть ближе
к 1200°. При плавке свинца с получением одного штейна температура
плавления шлака может быть установлена в 1100°.

Глава XIII. Шлаки металлургических плавок 215
Для уменьшения механических потерь свинца и серебра шлак должен
-хорошо отделяться от штейна, шпейзы и веркблея. Полнота отстаивания
зависит от удельного веса шлака и его вязкости. Удельный вес шлака
должен быть равен 3.3—3.6. Практика выработала составы шлаков,
удовлетворяющие требованиям процесса. Эти шлаки носят название типовых
и приведены в табл. 57.
Таблица 57
Состав типовых свинцовых шлаков (%)
Si02
28
30
32
33
34
35
35
36
Fe (Μη) 0
50
40
47
33
37
27
38
31
Ca(Mg, Ва)0
12
20
11
24
19
28
17
23
Степень
кислотности
1
V·
Шлаки эти жидкоплавки, имеют удельный вес около 3.6; содержат
не более 0.75% РЬ и 14 г/т Ag-B типовых шлаках сумма FeO + СаО +
+Si02 принимается равной 90%; остальные 10% приходятся н'а ΖηΟ,
А1203, Fe203 и др.
При переработке свинцовых концентратов со значительным
содержанием цинка соединения последнего оказывают определенное влияние
на выбор состава шлака. Как показали многочисленные исследования
шлаков, окись цинка находится в них как в растворенном виде, так
и в виде сложных соединений: силикатов, алюминатов, ферритов, цин-
катов и др. Чем больше в шлаке закиси железа, тем полнее растворяется
окись цинка. Повышение содержания окиси кальция, окиси магния,
глинозема и кремнезема в шлаках понижает растворимость окиси цинка.
Нортон считает, что в цинковистых шлаках сумма ZnO + Si02 должна
составлять 40%, а сумма ZnO+CaO не превышать 28—29%.
В табл. 58 приведены примерные составы цинковистых шлаков по
Нортону.
Таблица 58
Состав цинковистых шлаков (%)
Содержание динна
в шихте, %
0
2
4
5
6
7
8
9
10
11
12
Si02
41.0
38.4
35.5
34.5
33.2
31.9
30.6
29.3
28.0
26.7
25.4
FeO (MnO)
25.5
28.0
30.5
31.75
33.0
34.25
35.5
36.75
38.0
39.25
40.5
СаО (MgO)
28.5
26.1
24.0
22.5
21.3
20.1
18.9
17.7
16.5
15.3
14.1
ZnO
0.0
2.5
6.0
6.25
7-5
8.75
10.0
11.25
12.5
13.75
15.0

2І6
Часть вторая. Металлургия свинца
Если содержание окиси цинка в шлаках возрастает, необходимо
пропорционально понизить содержание окиси кальция и кремнезема и
повысить содержание закиси железа.
В табл. 59 приведены примерные составы шлаков при высоком
содержании в них цинка (по Витерилю).
Таблица 59
Состав шлаков в зависимее™ ѳт содержания в них окиси цинка (%)
ZnO
FeO
Si0.2
CaO
0
37.8
34.2
18.0
5
38.26
30.62
16.13
10
38.72
27.05
14.23
15
39.18
23.47
12.35
20
39.64
19.69
10.48
25
40.10
16.31
8.59
30
40.57
12.73
6.70
35
41.02
9.16
4.82
40
41.48
5.58
2.94
По мнению Шлиппенбаха, ZnO и А1203 находятся в шлаке в
растворенном состоянии, не образуя каких-либо соединений. Сумма ZnO +
+А1203 в шлаках не должна превышать 16—20%.
В табл. 60 приведены составы заводских шлаков шахтной свинцовой
плавки. Как видно из таблицы, содержание ZnO в свинцовых шлаках
колеблется в довольно широких пределах.
Таблица 60
Состав заводских шлаков шахтнѳи свинцовой плавки (%)
~^___^ Компонент11
Завод ■
Лениногорский
Чимкентский .
Двауджикау . .
Туэл .....
Мидвелл . .
Геркулениум
Эль-Пасо . . .
Келлог ....
Трэйл ....
Авалос ....
Порт-Пири
{
{
{
(
1
{
ZnO
Si02
12.0
16.5
3.0
17.1
18.8
6.5
5.2
11.1
12.5
13.1
14.2
24.5
36.5
38.5
22.5
18.75
21.9
20.9
25.0
25.3
29.9
21.4
24.,8
35.4
29.6
25.7
26.8
27.6
22.0
17.6
FeO
3'7.Ό
33.3
37.1
34.5
39.3
32.0
38.0
37.7
36.8
34.8
36.4
40.0
16.5 44.0
13.5*41.0
18.7,37.2
24.029.1
19.8
20.7
28.6
28.0
ΜηΟ
—
—
—
—
—
—
—
—
ι.ε
_
—
—
1.3
—
5.8
—
CaO
15.0
12.8
18.5
13.2
9.7
20.2
18.4
17.4
8.1
14.3
15.2
6.8
5.2
4.7
7.8
20.0
11.9
11.6
А1а08
8:ο
6.1
9.7
7.9
6.9
—
2.5
3.73
5.7
4.4
3.8
4.6
—
3.7
—
5.8
6.2
MgO
—
—
—
—
—
1.37
4.9
—
1.63
—
—
1.2
—
1.1
—
BaO
—
—
—
—
—
„^
0.13
—
—
—
—
—
—
—
—
s
—
0.47
—
3.5
1.2
__ш
1.68
3.0
2.0
1.9
2.4
—
1.4
—
2.8
2.7
Си
0.9
0.65

0.ΙΟ.6
1.3
0.14
„Ι
0.16
0.3
0.4
0.l2
,
—
As
_
—
^_^
—
—
—
—
Sb
—
..,
—
—
—
—
—
—
0.19 0.05 0.07
— — Ι —
0.22 0.010.06
_ _|_
Pb
1.6
1.85
.1.5
1.3
2.3
0.5
0.9
0.8
0.95
1.6
1.1
0.5
1.8
3.0
3.0
2.6
—
1.93
—
Выбор типа шлака и содержание в нем цинка зависят от состава
поступающих на плавку материалов. Чем больше цинка в концентратах, тем
с большим содержанием цинка стремятся получить шлаки. При
содержании в шлаке 18—20% ZnO плавка идет без особых трудностей.
Необходимо отметить, что по мере увеличения содержания ZnO в шлаках
производительность печи уменьшается.

Глава XIV. Газы и пыль шахтной свинцовой плавки 217
Глава XIV
ГАЗЫ И ПЫЛЬ ШАХТНОЙ СВИНЦОВОЙ ПЛАВКИ
Состав газов и пыли, образующихся при свинцовой плавке.
Восходящий поток газов при свинцовой шахтной плавке меняет свой состав по
мере поднятия кверху — от фурм к колошнику.
Состав газов в различных зонах шахтной печи приведен в табл. 61 и 62.
Таблица 61
С#став газов в поясе фурм свинцове-плавильной шахтной печи
Расстояние от фурм, си
20.0
30.5
40.6
50.8
61.0
71,. 1
81.3
91.4
0
10.0
20.0
30.5
40.6
50.8
61.0
Объемные проценты |
С02
0.6
2.3
6.9
1.0
5.1
7.5
0.8
13.2
0
0
0.2
0
7.0
12.8
12.0
02
18.9
15.8
7.5
0.3
0.2
0.3
0
0
20.9
20.7
20.7
19.2
10.7
3.9
0
СО
0
0
3.6
8.5
18.3
15.1
19.7
37.0
0
0
0
0
2.4
3.8
13.9
Н2
0
0
0.5
1.1
0.7
0.9
0.9
1.9
0
0
0
0
0.1
0.1
0.7
N2 |
81.1
81.9
81.5
89.6
75.7
76.2
79.1
47.9
79.1
79.3
79.1
80.8
79.0
79.4
55.4
Таблица 62
Соотношение между окисью углерода и углекислотой в газах ватерзкакетной печи
свинцовой плавки (С02 + СО = 100%)
Способ работы
Высокая сыпь
Низкая сыпь
На
колошнике
СО
50—80
20—60
С02
50—20
80—40
На
расстоянии 0.5 м от
фурм· (в
фурменной зоне)
СО
50—95
50—85
С02
50— 5
50—15
У шлаковой
летки
СО
97—80
со2
3—20
В центре
фурменной.
зоны
со
50
С02
50
В глухом
конце
фурменной зоны
СО
60
С02
40
Примерное изменение состава газовой смеси по высоте печи, начиная
от фурм, приведено в табл. 63.
Таблица 63
Состав газа не высоте шахтной печи (объеми. %)
Расстояние
от фурм, м
С02
СО
о2
0.3
12
8
0.2
0.G
14.3
7.5
0.1
0.9
17.5
7.0
—
1.2
20.5
6.5
—
1.5
23.5
6.0
—
1.8
26.5
5.5
—

Таблица 64
Состав пылей свинцовых заводов (%)
~~—■— Компоненты
Происхождение пыли '
Д8ауджикауский завод
Пыль бета-фильтров ватержакет-
ного цеха
Ленино горский завод
Пыль котреля агломерационного
Пыль бета-фильтров ватержакет-
Чимкентский завод
Пыль котреля ватержакетного цеха
Пыль котреля агломерационного
Пыль газоходов агломерационного
Пыль камер вентиляции агломера-
Пыль камер вентиляции шихтового
Примечания: 1. Пыль из газоход
2. Пыль ив котреля
Gd
0.40
0.35
1.57
2.30
0.36
0.04
Следы
»
ов посту
и бета-(
Zn
2.51
10.42
13.20
8.5(3
2.85
—
пает в ι
іильтро
Pb
77.88
48.43
63.83
57.58
58.34
—
іачестве
в напраі
Си
Нет
2.60
0.49
Следы
0.38
—
Fe
0.085
5.60
0.54
1.54
5.60
—
As
0.045
0.053
0.34
0.54
0.34
—
Sb
—
—
—
—
—
CI
0.266
0.30
1.22
1.62
1.40
0.25
0.03
оборотного материала на агломерацию
іляется в
кадмиевые цехи.
S
3.43
12.40
8.20
7.70
6.20
SiO*
0.18
—
1.85
4.42
A1203
0.22
—
0.07
0.10
CaO
0.29
—
—
—
MgO
Следы
—
0.29
0.73
Μη
0.045
—
—
—
—

Глава XIV. Газы и пыль шахтной свинцовой плавки 219
Состав колошниковых газов по горизонтальному сечению печи в
области колошника неоднороден. Передняя часть печи, считая от
шлакового конца, на расстоянии 1.5 м богаче окисью углерода, чем задняя
(глухая) часть печи. По мере приближения к последней концентрация
окиси углерода понижается, и соответственно с этим повышается
количество углекислоты. Наиболее высокая концентрация окиси углерода
наблюдается по центральной линии печи на расстоянии 0.6—1.5 м от места
выпуска шлака. В углах печи концентрация окиси углерода понижается.
Следует отметить наличие кислорода в колошниковых газах,
содержание которого повышается в углах печи. Это можно объяснить тем, что
воздух, поднимаясь вдоль холодных стенок кессонов или настылей
(образующихся в углах печи, где температура низка), неполностью реагирует
с коксом, и часть кислорода остается поэтому в свободном состоянии.
Процесс, протекающий в шахтной печи, в основном аналогичен
газогенераторному, в котором состав и температура газов регулируются
высотой столба кокса. При низком слое, когда реакция С02 + С-»2СО
не успевает дойти до конца, получается газ, богатый содержанием
углекислоты. В нем может также оказаться некоторое количество
свободного кислорода, который окисляет окись углерода в углекислоту,
увеличивая концентрацию последней в отходящих газах. Выделяющееся
при этом тепло повышает температуру колошниковых газов.
Несмотря на то, что в газах ватержакетных печей свинцовой плавки
содержится довольно значительное количество окиси углерода, в
особенности при работе с высокой сыпью, на практике колошниковые газы не
используются в качестве горючего.
В колошниковых газах содержатся летучие соединения металлов и
механически увлекаемые частицы шихты. Колошниковые газы
ватержакетных печей пропускаются через пылеуловители.
В табл. 64 приведены анализы пыли из газоходов и пылеуловителей
свинцовоплавильных заводов.

Раздел Д
ГОРНОВАЯ ЛЛАВЕА СВИНЦА
Глава XV
ПРОЦЕСС СВИНЦОВОЙ ПЛАВКИ В ГОРНЕ
§ 1. Химизм процесса
Горновая плавка основана на реакциях взаимодействия между
сульфидом, окисью и сульфатом свинца.
Если смешать в известной пропорции PbS и РЬО или PbS и PbS04,
то при нагревании эти соединения реагируют между собой с выделением
металлического свинца и сернистого газа по уравнениям:
PbS + 2PbO:J3Pb + S02 —52 540 кал; (1)
PbS + PbS04?2Pb + 2S02 —97 380 кал. (2)
Если подвергать обжигу сз^льфид свинца, то при определенных
условиях ведения процесса могут образоваться и вступать во взаимодействие
друг с другом PbS, PbO, PbS04 и S02.
При точном соблюдении приведенных в реакциях (1) и (2)
соотношений между PbS, PbO и PbS04 можно теоретически получить весь свинец
в металлическом виде. На практике, однако, часто получается избыток
РЬО и PbS04. Избыточный сульфат, реагируя с PbS, образует РЬО по
уравнению
PbS + 3PbSO« = 4РЬО + 4S02 —172 000 кал. (3)
Реакции (1) и (2) обратимы.
Из приведенной ниже зависимости упругости S02 реакции PbS +
4-2РЬ0^3РЬ + S02 от температуры видно, что реакция становится
заметной при температуре ниже 700° и интенсивно протекает при 860°.
t, °С 692 755 800 847 870
Р, мм рт. ст. ... 6 38 99 544 830
Зависимость упругости S02 реакции PbS + PbS04 ^ 2РЬ + 2S02
от температуры следующая:
ί, °С '609 655 700 723
Р, мм рт. ст 30 155 422 735
Она показывает, что эта реакция становится заметной ниже 600°
и активно протекает при температуре около 740°.
Изучение условий равновесия реакции (1) и (2) проводилось Лоденом
в атмосфере сернистого газа. На практике содержание сернистого газа
редко превышает. 4—5%. Кроме того, сернистый газ все время отводится
из печи. Этим самым обусловливается протекание реакции слева направо.

Глава XV. Процесс свинцовой плавки в горне
221
Реакция (3) необратима; начало ее заметно при 550°. Так как
сернистый газ удаляется из процесса в момент своего образования, то при
повышении температуры ход реакции слева направо значительно ускоряется.
Рейндерс построил диаграмму в виде треугольника, у вершин
которого располагаются компоненты системы: Pb,S, О. Все возможные
соединения из этих элементов размещаются на сторонах треугольника
или внутри его площади. PbS, S02 и
РЬО располагаются на
соответствующих сторонах треугольника РЬ—S—О:
PbS04 располагается на прямой PbS —О
(фиг. 96).
Внутри треугольника получается
пятиугольник, у вершин которого
расположены пять взаимодействующих
веществ: Pb, PbS, S02, PbS04) РЬО.
Пересечение диагоналей
пятиугольника дает пять точек 1 —5,
соответствующих пяти реакциям, в которые могут
вступить эти вещества. Если за исход- Фиг. 9б. треугольная диаграмма
ные вещества взять две вершины диаго- системы РЬ—S—О
нали, то продукты реакции будут
находиться на вершинах другой диагонали, пересекающей первую.
Таким образом, каждой из пяти точек соответствуют следующие
реакции:
РЬ + PbS04 «= 2РЬО + S02; (1)
PbS + 3PbS04= 4РЬО + 4S02; (2)
PbS + PbS04=2Pb + 2S02;- (3)
РЬ S + 2РЬО =ЗРЬ + S02; (4)
PbS + 4PbO =4Pb -f PbS04. (δ)
Из приведенных пяти систем первые четыре моновариантны, пятая —
инвариантна.
Число компонентов во всех системах равно трем (Pb, S, О). Число фаз
для первых четырех систем равно четырем: по три конденсированных
и одной газообразной. Для пятой системы имеем пять фаз: четыре
конденсированных и пятая —газообразная.
Реакция (5) является суммарной для каждой пары из четырех первых.
Четыре моновариантных системы независимы, а пятая, инвариантная,
зависит от первых четырех. Направление каждой из первых четырех
реакций зависит от парциальной упругости сернистого газа.' Направление
пятой реакции зависит при данной температуре от парциального
равновесного давления.
При окислении PbS в присутствии образовавшихся РЬО и PbS04
прежде всего пойдет реакция (2) до полного израсходования PbS04; после
этого начнется реакция (4).
Образование основных сульфатов при взаимодействии РЬО и PbS04
осложняет несколько процесс. На фиг. 97 приведена диаграмма плавкости
системы РЬО — PbS О 4, изученной Шенком и Россбахом; описание точек
диаграммы приведено в табл. 65.

222
Часть вторая. Металлургия свинца
Таблица 65
Описание точек диаграммы состояния системы PbO—PbS04

Температура, °С
882
820
880
951
940
966
950
850
РЬО, %
100
87
75
59.5
53
42.4
30
0
Примечание
Компонент РЬО
Эвтектика РЬО—ЗРЬО · PbS04
Переходная точка ЗРЬО · PbS04, устойчивая при
2РЬО ■ PbS04 (соединение стабильное)
Эвтектика 2РЬО · PbS04—РЬО · PbS04
РЬО · PbS04 (соединение стабильное)
Эвтектика 2РЬО · PbS04— PbS04
Полиморфное превращение PbS04
ί°<880°
Сульфид свинца вступает в реакцию с образующимися основными
сульфатами. По Шенку, при этом протекают следующие пять реакций:
PbS + 7PfcS04^4(PbO-PbS04) + 4S02;
Pb S + 10(PbO · PbSOj ■+ 7(2PbO · PbS04) + 4S02;
PbS + 13(2PbO-PbSO4)^10(3PbO-PbSO4)-f4SO2;
PbS + 3(3PbO-PbS04)J13PbO + 4S02;
PbS + 2Pb0^3Pb + SOa.
Шенк экспериментально нашел парциальные упругости сернистого газа,
отвечающие равновесным состояниям приведенных выше пяти систем
t'C
WOO'
950
900
(I)
(И)
(Ш)
(IV)
(V)
l??£1
[
■-о
PbO
•РЬ5С
ZPbD-
t
53,0
'W4
η
PbSO^
ЗРЬО
PbSOj,
87,4
1
820
800
700
BOO
500
uoo
900
О 10 20 30 ЧО 50 SO 70 80 90 WO
PbSOft dec. % PbO -*- PbO
Фиг. 97. Диаграмма плавкости системы РЬО—PbS04
(табл. 66). Из табл. 66 видно, что реакция (I) заметно начинается при 550°.
При 725° парциальное давление сернистого газа равно атмосферному.
При этой температуре начинается реакция (II). В интервале температур
750—800°, когда реакция (II) приобретает заметное развитие, начинают
также протекать реакции (III), (IV) и (V). Последние три реакции
развиваются интенсивно при температуре от 700 до 850°; выше 850° начинается·
плавление массы.

Глава XV. Процесс свинцовой плавки в горне
222
Таблица 66
Парциальные упругости сернистого
(мм рт
~~—____^^ Температура, °С
Реакция ~~ —-—-^__^
I
II
III
IV
V
550 600
25
—
—
~
43
—
—
~
632
104
—
—
газа
. ст.)
647
141
—
—
в зависимости от температуры
655
176
—
—
680
282
—
—
700
442
—
—
~
70?
30
—
—
~
721
715
—
—
726
49
—
—
750
76
—
—
Реакция
I . .
II . .
III . .
IV . .
V . .
Температура, *с
770
11
59
780
—
—
63
~~~
790
198
103
77
800
—
93
79
805
332
—
—
Таб
810
—
156
116
93
лица 66 (продолжение)
815
—
171
820
—
118
830
—
146
1
840 850
—
195
—
290
853.5
—
338
Из приведенных выше исследований видно, что при обжиге сульфида
свинца можно получить богатые сульфатом продукты лишь при высокой
концентрации сернистого газа и интервале температур от 600 до 700°.
Для получения окиси свинца температура должна быть не ниже
800° при малом парциальном давлении сернистого газа. Для прямого-
получения свинца необходимо иметь избыток сернистого свинца при
отсутствии сернистого газа (быстрый отвод его). Чем выше температура,
тем более высокоосновны получаемые сульфаты.
Температурные границы существования различных фаз следующие:
<423° PbS04
423—670 PbO-PbS04
670—740 2PbO-PbS04
740—773 3PbO-PbS04
>773 PbO. . . -
Все приведенные выше реакции зндотермичны. Тепло, необходимое
для эндотермических реакций, получается при предшествующих
реакциях окисления сернистого свинца в окись и сульфаты. На практике
к шихте прибавляется некоторое количество углеродистого топлива в виде
мелкого кокса.
Прибавка горючего необходима для компенсации потерь тепла, а также
получения температуры, обеспечивающей ход процесса и восстановление
избыточной окиси свинца.
Таким образом, горновая плавка характеризуется одновременным
протеканием процессов окисления сульфида свинца, взаимодействия
между сернистыми и кислородными соединениями свинца и
восстановлением избыточной окиси свинца углеродом и окисью углерода.

224
Часть вторая. Металлургия свища
§ 2. Влияние отдельных соединений металлов на плавку в горне
Сульфидные флотационные концентраты, поступающие на
реакционную плавку, почти всегда ассоциированы сульфидами других металлов
и минералами пустой породы. Количество и качество свинца, получаемого
при горновой плавке, а также ход последней зависят от природы-руды
и количества примесей в ней.
Кремнезем, силикаты и глинистые вещества, вследствие легкости, с
которой они реагируют с РЬО и PbS04 с образованием силикатов свинца,
являются вредными примесями. Образующиеся жидкоплавкие силикаты,
обволакивая частицы руды, препятствуют доступу воздуха и затрудняют
нормальное течение процесса. Наличие 0.5%8і02уже сказывается на ходе
процесса. При содержании кремнезема выше 5% процесс делается
практически невозможным. 1 вес. ч. Si02 связывает 4 вес. ч. РЬО в PbO-Si02
и 8 вес. ч. —в 2PbO-Si02. Ошлакование свинца связано с уменьшением
его выхода в металл.
Окислы железа нежелательны. Образующиеся ферриты свинца уве-
.личивают легкоплавкость шихты.
Пирит диссоциирует на FeSnS. Получаемый при окислении серы,
а также от разложения образовавшихся Fe2(S04)3 и FeS04 серный
ангидрид способствует образованию сульфата свинца. FeS, получаемый от
разложения FeS2, образует с сернистым свинцом легкоплавкий штейн.
Известь способствует сохранению массы в губчатом состоянии.
Количество СаО не должно превышать 12%. Большое содержание извести
разъединяет реагирующие частицы руды и тем самым замедляет процесс.
В среднем содержание СаО в шихте составляет 2—3%.
Цинковая обманка (ZnS) в количестве до 4% не оказывает вредного
влияния. Она способствует сохранению шихты в тестообразном
состоянии. Сернистые газы, получаемые от окисления сернистого цинка,
способствуют образованию PbS04.
Сернистые сурьма и мышьяк являются вредными примесями. Мышьяк
и сурьма образуют легкоплавкие соединения, покрывающие тонкой
пленкой частицы руды. Sb2S3 и Sb203 улетучиваются, увлекая с собой свинец
и серебро. Sb205 связывает окись свинца, образуя антимонаты, которые
остаются в серых шлаках. Sb2S3 и Sb203, реагируя между собой, дают
металлическую сурьму. Часть последней улетучивается, увлекая с
собой пары свинца и серебра. Другая часть переходит в свинец, загрязняя
его. Аналогичное действие оказывает мышьяк и его соединения.
Присутствие 2—3% Sb и Аз резко ухудшает течение процесса.
Медный колчедан не оказывает особого влияния на процесс; сульфиды
меди могут участвовать в образовании штейнов.
Барит (BaS04) остается без изменений. BaS04 играет роль
уплотнителя, повышая тугоплавкость шихты.
Плавиковый шпат (CaF2) вследствие высокой температуры плавления
(1378°) остается без изменений
§ 3. Аппаратурное оформление горновой плавки
Легкость, с которой получается свинец. из богатых сульфидных
концентратов методом реакционной (горновой) плавки, послужила причиной
значительного распространения этого способа получения свинца. Простота
-аппаратуры, невысокий расход топлива и сравнительная чистота
получаемого вѳркблея способствовали промышленному применению
горновой плавки.

Глава. XV. Процесс свинцовой плавни в горне
225
Этому благоприятствовали также успехи селективной флотации
в результате которой стали получаться богатые свинцовые концентраты',
содержащие до 75% РЬ и незначительное количество кремнекислоты'
усовершенствования в технике пылеулавливания, а также применение
механической лопаты для перегребания шихты.
Горн (фиг. 98а и 986) представляет собой чугунный
корытообразный ящик. В поперечном сечении корыто имеет вид
прямоугольной трапеции. Глубина горна равна 0.25 м, длина — 2.4 м. ширина
Фиг. 98а. Горн с перегребателем (поперечный разрез)
/ — горн; 2 — кессоны с фурмами; 3 — передняя плита; 4 — перегреСатель;
5 — шахта; в —колпак; 7— фурменная коробка; і —фурма
нижнего основания —0.35 м, верхнего —0.5 м. Толщина стенок
составляет 5 см. Задняя и боковые стенки горна снабжены бортами шириной
15 см, на которые устанавливаются кессоны. К передней стенке горна
примыкает наклонная чугунная плита толщиной 2.5 см с желобком вдоль
свободного конца. На плите производится сортировка серого шлака,
выгребаемого из печи. Свинец вытекает из горна через отверстие в
торцевой стенке и по жолобу отводится в котел. Горн располагается на
сплошном кирпичном фундаменте или чугунной станине.
Боковые и задняя стенки печи составлены из кессонов высотой 45 см
охлаждаемых водой. В кессонах задней стенки имеются от 20 до 36 фур
15 Металлургия тяжелых цветных металлов

226
Часть вторая. Металлургия свинца
менных отверстий диаметром в 25—45 мм. Фурмы включены в общую
коробку и расположены на уровне верхней кромки горна. Воздух
подается под давлением 15—30 см вод. ст. в количестве 20—30 м3/мин.
Над горном установлен вытяжной колпак, соединенный с эксгаустером.
Колпак глухо присоединен к кессонам. С передней стороны печи над
горном по всей его длине имеется выемка высотой 50 см, которая
предназначена для обслуживания горна: загрузки свежей шихты, перегребания
ее и удаления шлака. Для отвода газов и паров, выделяющихся при
сортировке серого шлака, над рабочей плитой устанавливается колпак с
вытяжной трубой.
Для разрыхления шихты применяется механическая лопата с
перегревателем, действующим от эксцентрика. При движении вперед пере-
гребатель поднимается кверху, а при движении назад—опускается книзу.
Лопата передвигается вдоль горна. Для этой цели она либо
подвешивается на тали, либо устанавливается на каретке. При одновременном
движении лопаты вдоль горна, а перегребателя—поперек шихта
перегребается и разрыхляется. Эксцентрик делает один полный оборот за время,в
которое лопата передвигается вдоль горна на 10 см. На движение в одну
сторону с перегребанием шихты затрачивается 20—30 сек. Обратный холостой
ход занимает 5 сек. Перегребаниеповторяется через каждые 1.5—2.0мин.

Глава XV. Процесс свинцовой плавки в горне
227
§ 4. Практика горновой плавки
Перед пуском горн разогревается дровами. Затем горн заполняют
металлом. На расплавленный свинец забрасывают слой мелкого кокса,
пускают дутье и загружают вручную шихту.
Для придания шихте тугоплавкости к ней добавляют известь,
количество которой находится в зависимости от состава руды и содержания
пустой породы.
Во избежание образования настылей рекомендуется держать слой
топлива у фурм. Количество подаваемого воздуха и его распределение
по всей шихте должны тщательно регулироваться.
Уголь и руда забрасываются слоями. На тонкий слой угля загружают
вручную несколько лопат руды, смешанной с 2—3% извести и
увлажненной до 8-10% Н20.
Руда должна быть в виде зерен величиной от 2 до 5 мм. Флотационный
концентрат рекомендуется подвергать предварительному озернению.
Загрузка шихты производится периодически.
Когда шихта загружена в печь, пускают в ход механическую лопату
с перегребателем. Руда, кокс и известь при движении лопаты
перемешиваются. Куски серого шлака при этом отбираются и бросаются в чан
с водой.
Перемешивание и разрыхление шихты представляют основную
операцию горнового процесса. Губчатое рыхлое состояние шихты
в процессе плавки — обязательное требование для успешной работы.
Температура в печи должна быть не выше тёмнокрасного каления.
Фурмы не должны обнажаться. Свежая порция руды должна всегда
располагаться выше фурм.
Отсутствие столба плавильных материалов, играющего роль фильтра
при шахтной плавке, и большая поверхность шихты при сравнительно
высокой температуре процесса вызывают интенсивное улетучивание свинца.
Чем богаче свинцом руда и чем меньше в ней пустой породы, тем выше
процент извлечения металла. Содержание свинца в руде не должно быть
ниже 65%.
§ 5. Продукты горновой плавки
Продуктами горновой плавки являются: веркблей, шлак и пыль.
Веркблей, получаемый при горновой плавке, содержит еравнительно
небольшое количество примесей. Чем ниже температура процесса, тем
чище получаемый металл. При горновой плавке в веркблей переходит
65—70% количества свинца, содержащегося в руде.
При наличии в веркблее примесей его подвергают рафинированию
и обессеребрению обычным способом.
Серый шлак представляет собой полуспекшуюся массу, состоящую
из металлического свинца и его соединений, пустой .породы, флюсов
и остатков кокса. В среднем, в шлаке остается 15% свинца, содержавшегося
в руде.
В табл. 67 приведены анализы серого шлака.
Серый шлак плавится на веркблей в ватержакетных печах.
Пыль. Отличительной особенностью горновой плавки является
большой унос пыли, количество которой составляет в среднем 30—25% веса
шихты. Различают грубую пыль, оседающую в пылевых камерах и
газоходах, и тонкую пыль, улавливаемую в специальных пылеуловителях.
Грубая пыль состоит из мелких частиц шихты, в большей или меньшей
степени окисленных. В ней содержится до 50—60% РЬ. Тонкая пыль со-
15*

Состав серого шяака (%)
Таблица 67
ЙЮ,
26.0
12.70
Fe»2
0.67
Feg
3.94
PbS
5.63
14.73
PbSO*
0.36
5.18
PbO ZnS
34.88
33.45
0.95
14.53
Fe203
18
2.?0
A1203 ι GaO 1 MgO
1 i
10
0.78
11.49
0.42
Pb
46.0
Gu
0.5
S
3.5
Таблица 68
Состав пыля, получаемой при плавке в горнах (%)
Харантер пыли
Si02
PbS
ZnS
PbS04
PbO
ZnO
Fe2Oa
ALO»
CaO
MgO
C02
S03
Пыль из камер .
Пыль из газохода
Пыль из бѳгхауза
Спекшаяся пыль
2.76
2.54
0.17
0.11
0.12
0.14
0.10
51.69
10.41
6.18
10.37
5.19
8.61
5.57
0.11
0.61
0.34
0.43
0.61
22.74
61.39
45.34
43.55
46.88
43.57
48.76
3.49
11.47
44.44
44.48
45.08
44.18
46.82
0.35
0.42
0.27
0.93
0.97
0.10
0-05
0.07
0.07
0.32
0.06
0.05
0.10
0.05
0.07
0.07
0.05
6.40
5.24
0.21
0.01
0.03
0.02
0.48
0.03
0.03
3.83
1.35
0.23
0.19
0.26
0.08
0.86
0.96
0.13
0.68
0.44
0.90 I 11.65

Глава XV. Процесс свинцовой плавки в горне 229
стоит из окиси и других соединений свинца. В ней содержится около
75% РЬ.
В табл. 68 приведены анализы пыли, получаемой при плавке в горнах.
В зависимости от содержания примесей пыль поступает обратно в горн,
либо плавится вместе с серым шлаком в шахтной печи.
Пыль обжигается или агломерируется для последующей
переработки. На некоторых заводах пыль брикетируется, причем в
качестве цементирующего вещества применяется известковое молоко.
Для улавливания тонкой пыли применяются мешочные фильтры
или котрели. Пыль из фильтров имеет вид голубовато-серого порошка.
Улавливание пыли и ее транспортировка являются важным вопросом
при горновом способе. Для избежания транспортировки пыли ее
агломерируют непосредственно у пылеуловителей. Отходящие газы при этом
поступают обратно в ту же пылеуловительную установку. Если пыль
получается достаточно чистой, она может быть непосредственно
использована для изготовления красителей.
На фиг. 99 приведена технологическая схема горновой плавки свинца.
§ 6. Технико -экономические показатели
Общий выход свинца составляет в среднем 98.5%. В табл. 69 и 70
приведены размеры существующих горнов и технические показатели
горновой плавки. В табл. 71 приведен баланс свинца при горновой плавке.
Таблиц а 69
Размеры горнов и технические показатели плавки
Завод
Размеры горна,
мм
*Э
Фурмы
т
111
1-8
ъч
в н Г?
S3"
Ш
Z*·
II
се С
Но
Великобр итаипя
Келд-Хол (Анг.) ....
Уердел (Анг.)
Лодхилл (Шотл.) . . .
Уенлокхол (Шотл.) . .
США
Гренби
Хоруель
Лон-Элм
Вебб-Сити
Джоплин
Хелина
Федерал ........
Коллинсвиль
Галлета
533
685
762
686
609
508
1219
1524
1651
1524
1219
1219
2 438
584
533
558
533
558
457
508
479
479
495
305
305
305
572 279
305
254
178
254
254
254
3
1
7
10
10
12
75
4.87
4.08
2.72
25.4 0.2.23
25.4
25.4
41
3.65
3.91
3.04
1.01
3.40
0.66
5.45
0.27
12.68 5.71
9.51 —
9.51
18.12
2.81
13.6
1.90
4.0
2.5
5.5
8.0 —
2.5 -
Из табл. 70 и 71 видно, что яри повышении содержания свинца в
концентратах на 3—4% производительность печи возрастает, расход кокса
снижается; количество свинца в полупродуктах, пыли и шлаках
уменьшается.

Коксик
I
Ψ
Флюсы
ψ
< .
Φ
Серый
шлак
>
'
Шахтная
плавка
Шлак
<
Ψ
В отвал
Веркблей
\
На рафинирование
Фш
Свинцовый концентрат
Вода
* >
Φ
Шихтовка
1
Шихта
\
^.
Горновая плавка
I
Горновой свинец
Кокс |
\
N
\ 1
φ
На рафинирование
'
Пыль и газы
<
\ 99. Технологическая схема горновой пла
Известь
τ
t
*
•
Пыл
ЬИ 1
паа
ы
Пылеулавливание
\ Φ
Газ
1
Φ
В атмосферу
вки свинца
Пыль
>'
Обжиг
1
φ
Обожженная
' пыль
»'
.·*>

Цримѳрные технические показатели работы горва и состав продуктов плавки
Таблица 50
Продукты
Концентрат . .
«
«
Известняк . . .
Итого . .
Веркблой . . .
» ...
Загружено
Богатый
концентрат
кг
25 360.3
8 465.0
865.5
34 690.8
3 326.5
%
73.1
24.4
2.5
100.0
9.6
Бедный
концентрат
КГ
22 236.6
9130.4
1347.5
32 714.5
3 334.0
%
68.0
27.9
4.1
100.0
10.2
Получено
кг
3 583.0
17 840.0
%
9
50
КГ
5 288.0
14 962
%
14
42
Анализ, %
Zn
3.12
3.74
2.70
2.29
12.28
11.66
0.4
Pb
78.68
75.12
75.33
75.12
39.32
37.95
98.77
Ag
0.21
0.0174
0.012
0.016
0.052
0.042
0.252
Си
0.41
0.57
Следы
»
1.63
2.04
0.16
!
Fe
1.40
2.42
0.12
0.28
8.54
8.82
0.9
SiOs
0.84
1.56
0.36
!
0.16
0.34
7.12
7.66
CaO
0.28
0.42
0.39
0.22
53.04
9.37
10.49
S
Bi
14.64 0.17
14.92 0.10
6.22 —
6.44 —
4.130.014
3.46 0.003
— 0.238
A1203
0.21
0.49
3.90
3.66
PbS04
58.61
59.46
14.64
£3.73
PbO
37.80
36.02
13.57
16.70
PbS
1.21
19.33
15.01
ZnO
15.15
14.53
FoO
10. Г8
11.34

Баланс свинца цри горновой плавке
Таблица 71
Загружено свинца
В концентратах .
Всего . .
При плавке богатых
концентратов
кг
19 953.6
6 356.7
26 310.2
%
75.6
24.4
100,0
При плавке бедных
концентратов
кг
16 702.10
6 858.8
23 560.9
%
70.9
29.1
100,0
Получено свинца
В веркблее
В шлаке
В образовавшейся
пыли (по разности)
Всего . . .
При плавке богатых
концентратов
кг
17 840.0
1409.6
7 060.6
26 310.2
%
07.9
5.3
2G.8
100.0
При плавке бедньіх
концентратов
кг
14 962.0
1969.8
6 629.1
23 560.9
%
63.6
8.3
28.1
100.0
Химический состав различных марок свинца но ОСТ ЦМ 36-40
Таблица 72

Обозначение
марок
Химический состав, %
РЬ не
менее
Примесей не более, %
Ag
Си
As
Sb
Sn
Zn
Fe
Bi
Ni
Co
Cd
Mg
Ca
Na
Всего
СЭ
CO
CI
C2
C3
C4
99.994
99.99
99 ..98
59.92
S9.86
99.5
0.0003
0.0005
0.002
0.002
0.002
0.002
0.Ό005
0.001
0.002
0.002
0.003
0.12
0.001
0.001
0.002
0.002
0.0005
0.005
0.005
0.01
0.001
0.001
0.002
0.002
As + Sb + Sn
0.015.
As + Sb + Sn
0.25
0.001
0.001
0.002
0.003
0.005
0.10
0.001
0.002
0.005
0.005
0.01
0.05
0.004
0.005
0.006
0.03
0.06
0.10
0.001
0.001
0.001
0.001
0.001
0.001
0.005
0.01
0.02
0.0І
0.02
0.05
0.01
0.02
0.05
0.006
0.01
0.02
0.08
0.14
0.5
Примечания, 1.В марке СЭ допускается примесей: Ni, Co, Cd, Sn, As π Μη в сумме не более 0.005%.
2. В марках СЭ и СО допускается примесей: Μη не более 0.0Q1, Аи и Pt не более 0.00001% каждого.
3, В марке 01 допускается примесей Ag и Си в сумме не более 0.003%; кроме того, длл нужд военной химии содержание
Sb должно быть не более 0.004%, а В1 допускается до 0.008%.

Глава XV. Процесс свинцовой плавки в горне
233
Основные преимущества горновой плавки заключаются: 1) в малом
расходе низкосортного топлива (4—8% к весу руды) в виде мелкого кокса
или каменного угля; 2) в быстрой задувке (3—4 часа) и остановке печи
(1—1.5 часа); 3) в простоте аппаратуры; 4) в отсутствии предварительного
обжига руды; 5) в получении большей части свинца в чистом от примесей
виде.
Получаемый при горновой плавке веркблей бывает нередко настолько
чист, что при отсутствии благородных металлов он после операции
дразнений поступает непосредственно к потребителю.
Процесс горновой плавки не требует прибавки флюсующих материалов,
если не считать некоторого количества извести.
Из недостатков горнового процесса могут быть отмечены следующие:
1) невозможность применить печи большой производительности;
2) большой унос свинца и образование пыли, требующее установки
мощных пылеуловителей (пыли образуется 25—30% веса шихты);
3) тяжелые и вредные условия работы, хотя последнее обстоятельство
с введением механических перегребателей шихты и хорошей вентиляции
потеряло в некоторой степени свою остроту;
4) ограниченный состав концентратов, для которых применима
горновая плавка.

Раздел Е
РАФИНИРОВАНИЕ СВИНЦА
Веркблей, получаемый при рудной плавке, содержит примеси меди,
олова, мышьяка, сурьмы, висмута, а также золото и серебро. Последние
представляют самостоятельную, нередко большую ценность.
В большей своей части примеси ухудшают механические свойства
свинца, делая последний хрупким. Некоторые примеси снижают
коррозионную стойкость свинца по отношению к ряду химических
реагентов.
В табл. 72 приведены марки свинца по ОСТ, показывающие
допустимые содержания примесей в свинце.
Для извлечения примесей веркблей подвергают рафинированию.
Процесс рафинирования веркблея по последовательности удаления
примесей разбивается на следующие операции:
Удаление меди (обезмеживание)
Ликвацией или зейгерованием.
Серой.
Удаление олова, мышьяка и сурьмы
Окислением воздухом.
Щелочами
Хлорированием.
Обессеребрение
Цинком
Удаление цинка
Окислением воздухом или парами воды.
Щелочами.
Хлорированием.
Удаление висмута
Кальцием и магнием.
Электролизом.
На фиг. 100 приведена нашедшая наиболее широкое применение
технологическая схема рафинирования веркблея.
Глава XTI
УДАЛЕНИЕ МЕДИ
По диаграмме плавкости Си —РЬ (фиг. 49), свинец при температуре
плавления может удерживать относительно прочно лишь весьма малое
количество меди, соответствующее содержанию металла в свинцовой
эвтектике (0.06%). Поэтому удаление основной массы меди, заключенной
в качестве примеси, достигается механическим отделением кристаллов

к
φ
Сульфидные
шликеры
Φ
.1.
Φ
На извлечение Au и Ag
J,
Ві-д россы
I
I
Φ
На электролиз
NaNOs
I
Фиг.
Веркблей
Φ
Обевменчивание
ликвацией
1
Обевмеживание
серой
Φ
Веркблей обевмеженный
100. Тез
1
Φ
Щелочное
рафинирование от Sn, As и Sb
w
Паркесирование
Φ
Обессеребренный Pb
"
Щелочное рафипиро-
ванис от Zn
-'
Обеввисмучиваиио
Φ
Мягкий Pb
Разлив
снологическая схема рас
<-
чг-'
іиниро
S
1
Φ
NaOH 4- NaCl
I
φ
Zn
1
NaOH -f NaCl
1
φ
Ca, Mr
φ
ванип веркблеп
Φ
Шликеры
1
I
Φ
Плавка на Си — РЬ-
штейн
^.
1
Φ
Щелочной плав
1
1
Φ
Регенерация
і
Щелочной плав
>
'
Регенерация

236
Часть вторая. Металлургия свинца
меди, всплывающих на поверхность жидкого веркблея при его
охлаждении (процесс ликвации).
Иногда для этой цели используют разность температур плавления
свинца и заключенной в веркблее меди, вытапливая свинец из веркблея,
т. е. подвергая его зейгерованию. Остаточная медь удаляется
из свинца при помощи элементарной серы или сульфида свинца.
Схема обезмеживания веркблея приведена на фиг. 101.
§ 1. Обезмеживание ликвацией
В основе процесса рафинирования веркблея ликвацией лежит
явление всплывания твердых частиц примесей в жидкой среде. Скорость
этого процесса обусловливается разностью удельных весов примесей
и свинца, величиной выделяющихся частиц и их способностью к
коагуляции. На скорость ликвации оказывает влияние вязкость жидкой среды,
сопротивление которой должна преодолевать взвешенная частица при
своем всплывании вверх. Это сопротивление будет расти с охлаждением
жидкого сплава. Однако проводить ликвацию при высокой температуре
невыгодно, так как с увеличением температуры растворимость меди
в жидком свинце возрастает.
При ликвации вместе с медью всплывают на поверхность также
другие металлы, не растворимые в свинце или образующие тугоплавкие
химические соединения.
При ликвации выделяется все железо, сера (в виде сульфидов свинца,
железа и меди), а также тугоплавкие соединения никеля, железа и меди
с сурьмой и мышьяком.
Образованием антимонидов и арсенидов металлов и всплыванием их
на поверхность ванны объясняется тот факт, что при ликвации
уменьшается количество сурьмы и мышьяка в веркблее.
Вследствие образования антимонидов или арсенидов меди,
всплывающих на поверхность, содержание меди в свинце иногда после ликвации
снижается до 0.03—0.02%, т. е. меньше эвтектического состава (0.06%).
При ликвации в шликеры переходит некоторое количество золота
и серебра, что объясняется свойством меди давать твердые растворы с
золотом. Образование антимонида меди, способного растворять золото,
также способствует переходу последнего в шликеры.
Практика обезмеживания ликвацией. Обезмеживание ликвацией
производится в котлах. Емкость котлов колеблется от 30 до 100 т. В котел
заливают жидкий металл и охлаждают его до 350°.
В процессе ликвации при температуре, близкой к температуре
плавления свинца, получаются два слоя: губчатая тестообразная масса
шликеров, плавающая на поверхности, и жидкий металл под ними. Чем
дольше выдерживается веркблей в расплавленном состоянии, тем полнее
происходит отделение нерастворяющихся при температуре процесса частиц.
Чтобы ускорить всплывание твердых частиц на поверхность,
свинцовую ванну агитируют при помощи сжатого воздуха или паров воды.
Пузырьки воздуха или пары воды, поднимаясь кверху, увлекают за
собой взвешенные твердые частицы.
Всплывающие на поверхность ванны шликеры удаляются при помощи
шумовки или перфорированного совка, подвешенного к крану.
Для лучшего отделения шликеров от свинца температуру ванны при
снятии их поднимают до 380—390°.
Чтобы получить шликеры с максимальной концентрацией в них меди,
ликвацию проводят в две стадии. Вначале веркблей охлаждают

Веркблей
Расплавление
Охлаждение до 350°
Ликвация
Нагрев до 390°
Удаление шликеров і
- ψ
Веркблей, обевмеженный
до 0.09— 0.11 »/„
Fe-струшка
Шликеры
Шихтовка
Φ
Шихта
РЬ-концентрат
Φ
Шликеры
Охлаждение до 350°
Вмѳшиванип S или
PbS
Нагрев до 370°
Удаление шликеров
Веркблей обевмеженный
Φ
Штейн
Производство Си
Плавка
Φ
Шлак
В в.-ж.
Газ и пыль
Веркблей
Пылеулавливание
Φ
Пыль
Гав
Фиг. 101. Технологическая схема обеэмеживания свинца
На
агломерацию
В трубу

238
Часть вторая. Металлургия свинца
до 450° и снимают первые шликеры, содержащие много меди и небольшое-
количество свинца. Эти шликеры имеют порошкообразный вид и носят
название сухих шликеров. Для отделения оставшейся меди ванну
охлаждают до 340°. При съеме вторых шликеров увлекается много свинца,
поэтому их не выводят из процесса, а добавляют к свежей порции верк-
блея, поступающего на обезмеживание. Оборотные шликеры второго съема
носят название «жирных» шликеров.
В табл. 73 приведены анализы веркблея до и после ликвации.
Таблица 73
Состав веркблея до и после ликвации (%)
Элементы
РЬ . . .
Си . . .
Ві . . .
Ag . .
As
Sb . .
Fe
Zn . .
Ni . . .
Клаусталь
ди
'8.93
0.19
0.005
0.1*12
0.0064
0.7203
0.0064
0.0028
0.0023
после
99.02
0.11
0.005
0.142
0.0053
0.7066
0.0042
0.0017
0.0017
Лаутенталь
ДО
98.95
0.28
0.0082
0.1413
0.0074
0.5743
0.0089
0.0024
0.0068
после
99.19
0.09
0.0083
0.1440
0.0032
0.5554
0.0048
0.0015
0.0038
Бункер-Хилл
до
0.78
0.0012
0.3
0.16
1.19
0.045
после
0.09
0.0012
0.3
0.10
1.17
0.008
Как видно из приведенных анализов, при обезмеживании
содержание серебра и висмута в веркблее почти не изменяется. Количество·
меди, оставшейся в веркблее, составляет 0.09—0.11%.
В табл. 74 приведены анализы шликеров, получаемых способом
ликвации.
Таблица 74
Состав шликеров, полученных при ликвации (%)
I \ Заводы
\
Элементы \
РЬ . . .
Си . .
Ag .
As .
Sb .
Sn .
Fe .
Zn .
Ni .
S . .
1
50—60
20—25
—
—
4—5
—
0.5—1.0
1—2
.—.
2—3
Чимкент
70—75
2—11
—
—
—
0.5—1.0
.
—
0.8—1.5
Денвер
53.0
18.2
—
—
—
—
2.0
с
I
ft
о
Η
Монтеррей
77.5 91.92
8.0
—
0.7
0.7
1.0
1.2
—
2.85
0.812
2.234
1.34
0.052
0.76
Гобокен
67—70
14—16
0.2—0.4
5—8
2—4
0.004
0.5—2.0
Торреон
64.3
18.4
—
8.16
—
—
—
—
Ист-Хелина
9.10
—
3.0
—
—
4.0
2.5
Бункер-
Хил л
65.9—79.5
8.0—16.7
0.3
2.3—7.6
0.98—2.06
1.3—2.1
2.65
1—3.5
Фрейберг
64.40
17:97
0.17
2.32
0.98
0.04
0.43
0.07
1.0
4.0
Из табл. 74 видно, что в шликерах концентрируется значительное
количество свинца, механически увлекаемого при съеме. Выход шликеров
колеблется от 2 до 10% веса веркблея и зависит от степени загрязнения
свинца примесями (табл. 75).

Глава XVI. Удаление меди
239
Таблица 75
Количество шликеров в зависимости от загрязненности веркблея
Сорт свинца
Свинец из шпаков и пыли
Свинец из мышьяковистых абштрихов
% от веса веркблея
2
3
6
6-8
10
Если расплавить шликеры в тигле, получаются три слоя: свинец,
шпейза и штейн, состав которых приведен в табл. 76.
Таблица 76
Примерный состав отдельных слоев расплавленных шликеров (%)
Продукты
Свинец
Шпейва
Штейн
РЬ
96.5
25.68
32.8
Си
1.79
7.60
32.8
Ni
0.08
8.60
0.25
As
0.75
27.00
1.15
S
—
17.72
Ag
0.34
—
~
Из табл. 76 видно, что в рудном веркблее могут находиться арсениды
и сульфиды металлов.
На некоторых заводах обезмеживание ликвацией производится
в рафинировочных печах, в которых затем происходит удаление
мышьяка, сурьмы и олова.
При ликвации в отражательной печи процесс расплавления и обез-
меживания веркблея значительно ускоряется. Так как при расплавлении
в печи происходит частичное окисление примесей и самого свинца,
шликеры из печи содержат больше окислов металлов, чем при ликвации
в котлах.
§ 2. Обезмеживание зейгерованием
Зейгерование в отражательной печи (фиг. 102) с наклонным подом
применяется для веркблея с большим содержанием тугоплавких
примесей. При медленном нагревании чушкового веркблея вытапливаются
легкоплавкие эвтектические смеси, металлический свинец и твердые
растворы, которые стекают по наклонному поду в специальный котел
(зумпф).
В печи остаются шликеры, содержащие медь и другие
тугоплавкие примеси.
Для предотвращения окисления свинца атмосфера в печи
поддерживается восстановительная.
Всего шликеров получается 3—5% веса веркблея, причем в них
содержится 45-60% РЬ и 20-30% Си.

240
Часть вторая. Металлургия свинца
Длина 'зейгеровочной печи равна 2 м; ширина —1.7 м. Наклон пода
печи равен 1 : 10. Загрузка печи составляет 4 τ веркблея; при этой
загрузке операция зейгерования сплава длится 8 час. Расход топлива
составляет 2—3% веса загрузки.
Фиг. 102. Зейгеровочная печь
1 — топка; 2 — печная камера; 3 — зумпф
§ 3. Обезмеживание при помощи серы
Оба описанных выше процесса обезмеживания ликвацией или
зейгерованием позволяют удалять из веркблея медь до несколько
более высокого содержания ее в сплаве, чем то, которое соответствует
свинцовой эвтектике, а именно до 0.09—0.11%. Удаление остающегося
количества меди производится путем сульфидизации при помощи серного
цвета или свинцового блеска. При этом образуются сульфиды меди,
всплывающие на поверхность ванны. При вмешивании серы в жидкий веркблей
одновременно с медью частично сульфидизируется также и олово.
Вмешивание производится с помощью мешалки при температуре
330—350°. Перед съемом дросса температура ванны повышается до 370°.
После обезмеживания при помощи серы содержание меди в свинце
составляет 0.001—0.003%. Шликеров получается около 2% веса
веркблея; их состав следующий (%);
Pb Cu Pb S Прочие
85 3 3 2 7
Длительность процесса обезмеживания при помощи серы колеблется
от 1 до 3 час. Расход топлива (условного) —2% веса загрузки.
Расход серного цвета составляет 1 вес. ч. серы на 1 вес. ч. меди
и колеблется от 0.4 до 0.1 кг на 1 τ веркблея.
Обезмеживание производится в котлах.
§ 4. Пути рационализации процесса обезмеживания веркблея
Основными недостатками практикуемых способов обезмеживания
являются периодичность процессов, значительная длительность отдельных
операций и большое количество свинца, увлекаемого шликерами.
Рационализация процесса обезмеживания веркблея может пойти по линии замены
медленного отстаивания фильтрацией или центрифугированием расплава,
В качестве фильтровального материала может применяться кварц, уголь
и железные опилки. Процесс фильтрации или центрифугирования может
осуществляться непрерывным способом в соответствующих аппаратах,
обогреваемых извне.

Глаза XVI. Удаление меди,
241
Заслуживает внимания возможность удалить медь из веркблея при
помощи PbS в смеси с Na2S с получением жидкого медно-свинцово-натрие-
вого штейна. При некоторых условиях обезмеживание по отому способу
может вестись непрерывно.
§ 5. Переработка шликеров
Шликеры, получаемые при ликвации, содержат 50—80% РЬ. Для
удаления механически увлеченного свинца шликеры подвергают
зейгерованию.После выплавления свинца шликеры переплавляются на штейн,
веркблей и шлак в шахтных или отражательных печах.
Наибольшее распространение нашел способ переплавки шликеров
в отражательных печах.
Материалом для пода печи служит шамотовый кирпич. Стенки на
уровне ванны выкладываются магнезитом. Стенки выше уровня ванны
и свод печи выкладываются из сильно глиноземистого кирпича.
Для предупреждения быстрого разъедания стенок печи на уровне
ванны снаружи устанавливаются охлаждаемые водой кессоны. Шликеры
загружаются через отверстие в своде печи.
Для регенерации тепла отходящих из печи газов и их охлаждения
перед поступлением в котрель или бегхауз устанавливаются
рекуператоры. Печь отапливается газом, нефтью или угольной пылью.
Температура в печи держится в пределах 1200—1300°.
С целью концентрации меди в штейне и уменьшения содержания
свинца в последнем в печь загружаются вместе с шликерами богатые
сульфидные свинцовые концентраты и железный скрап.
Металлическая медь реагирует с сульфидом свинца по уравнению
2Cu + PbS = Cu2S + Pb.
Сульфид свинца' из штейна разлагается железом по уравнению
PbS + Fe = Pb + FeS.
Металлическое железо способствует также вытеснению
металлического свинца, растворенного в штейне и шпейзе.
При переплавке шликеров получаются свинец, штейн и некоторое
количество шлака.
Из 1 τ переплавленных шликеров получается около 75 кг штейна,
180 кг шлака и 830 кг свинца.
При пересчете этих количеств на 1 τ исходного веркблея это составит:
1.5 кг штейна, 17 кг свинца, 3.6 кг шлака. Пыли получается около 5 % веса
шликеров.
Если принять суммарное количество продуктов, полученных при
переработке шликеров, за 100, то отдельные продукты составят (%):
Штейн 6.5
Веркблей 73.0
Шлак 15.0
Пыль -5.5
Переплавка шликеров в отражательной печи позволяет отделить
большую часть свинца вместе с драгоценными металлами и концентрировать
медь в штейне.
В табл. 77 приведены основные размеры и Технические показатели
работы отражательных печей для переработки шликеров.
16 Металлургия тяжелых цветных металлов

242
Часть вторая. Металлургия свинца
Таблица 77
Основные размеры и технические показатели работы печей для переработки
шликеров
Показатели
Размеры пода,
Толщина стенок:
на уровне
ванны, см . . .
выше уровня
ванны, см . .
Стрела пода, см .
Глубина ванны,
см

Производительность, т/сутки
Завод
Ист-
Хелина
2.18x6.40
45.7
45.7
34.2
50.8—61
60—90
Оельби
1.83x6.71
33.0
33.0
29.2—21.5
41.8
30—50
Морри
2.13x6.40
45.7
45.7
22.9
81.3
60
Эль-Пасо j Дюренго
1
2.76x8.41
45.7
22.9
45.7
91.4
150
2.13x5.49
45.7
45.7
22.9
61.0
50
Чинза-
Хуа
2.13x6.40
45.7
22.9
22.9
71.1
80
Глава XVII
УДАЛЕНИЕ ОЛОВА, МЫШЬЯКА И СУРЬМЫ ОКИСЛИТЕЛЬНЫМ
РАФИНИРОВАНИЕМ
§ 1. Механизм процесса
Окислительное рафинирование является распространенным методом
удаления олова, мышьяка и сурьмы из веркблея. Оно основано на том,
что при действии на веркблей кислорода воздуха при нагревании примеси
переходят в окислы, всплывающие на поверхность ванны. Одновременно
с примесями окисляется также и некоторое количество рафинируемого
свинца.
В первую очередь с поверхности ванны будут окисляться примеси,
т. е. олово, мышьяк и сурьма. Слой металла, соприкасающийся с
кислородом воздуха, будет обедняться упомянутыми примесями, и тогда
начнется окисление рафинируемого металла. Дальнейшее окисление
примесей будет зависеть от степени растворимости образовавшегося окисла
рафинируемого металла в последнем. Если окисел металла растворим,
последующее окисление примесей происходит во всей ванне по реакциям
между окислом рафинируемого металла и примесями. Окисление
примесей замедляется, если ■ получаемый окисел рафинируемого металла
не растворяется в последнем, как это имеет место с окисью свинца
и металлическим свинцом. Образующаяся окись свинца остается на
поверхности, не растворяясь в металле. Дальнейшее окисление примесей
глетом, плавающим на поверхности ванны, возможно только за счет
диффузии примесей из нижележащих слоев металла к поверхности
ванны.
При продувке воздуха через расплавленный металл окисление
примесей будет происходить интенсивнее, чем при окислении только
с поверхности ванны. Механизм окисления примесей в этом случае может

Глава XVII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы окислительным рафинированием 243
быть объяснен следующим образом. Пузырек воздуха в момент выхода из
отверстия трубки покрывается тонкой пленкой окиси свинца, вместе
с которой и поднимается на поверхность ванны. По пути глет окисляет
встречающиеся примеси, восстанавливаясь при этом до металлического
свинца. Интенсивность окисления примесей при этом зависит от скорости
движения пузырька кверху, концентрации примесей по пути
прохождения пузырька, температуры ванны и скорости диффузии примесей в
металлической ванне.
Если пузырек воздуха поднимается медленно, а скорость диффузии
примесей в расплавленном свинце достаточно большая, то будет иметь
место интенсивное «попутное» окисление примесей.
Возможно, что имеет место и такое действие воздушных пузырьков
при окислении примесей: поднимаясь кверху, пузырек воздуха как бы
«раздвигает» свинец, одновременно окисляя его. Если скорость движения
пузырька воздуха вверх больше скорости образующегося глета,
пузырек будет оставлять за собой след тончайшей пленки глета. Последний,
распространяясь в виде эмульсии в расплавленном металле, будет
окислять имеющиеся в веркблее примеси. Конвекция частиц расплавленного
металла при нагревании, перемешивание его проходящими пузырьками
воздуха и агитация ванны создают благоприятные условия для
равномерного распределения «диспергированного» глета в расплавленной
ванне, обусловливая тем самым более полное и быстрое окисление
примесей.
Чем выше температура ванны, тем легче и равномернее должно
происходить механическое распределение глета в расплавленном свинце.
При 900°, когда окись свинца находится в жидком состоянии, можно
предположить как бы образование в основной массе жидкого металла
коллоидального раствора окиси свинца. Этим объясняется, что при
продувке воздухом при высоких температурах окисление примесей идет весьма
интенсивно.
В современной практике периодического способа рафинирования
свинца окисление производится преимущественно с поверхности.
§ 2. Химизм процесса
Химизм процесса при окислительном рафинировании веркблея может
быть представлен по следующей схеме:
Свинец окисляется по реакции
2РЬ + 02 = 2РЬО. (1)
Полученная окись свинца окисляет примеси по реакциям:
РЬО + Sn = РЬ + SnO; (2)
ЗРЬО + 2 As = ЗРЬ + As203; (3)
ЗРЬО + 2 Sb = ЗРЬ + Sb203. (4)
Прямое окисление примесей кислородом воздуха протекает по
реакциям:
2Sn + 02 = 2SnO; (5)
2As + lV20.2 = As203; (6)
2Sb + ІѴі 02 = Sb203. (7)

244
Часть вторая. Металлургия свинца
Чтобы яснее представить себе процесс окислительного рафинирования
веркблея и поведение отдельных примесей, приводим некоторые физико-
химические свойства окислов свинца, олова, мышьяка и сурьмы
(табл. 78—82).
Таблица 78
Теплоты образования окислов металлов (вал)
1
Реакция
Sn+ — 02=SnO . .
2 ι
гзь+і-і-о^аічо, .
2As+l -ί- 02=As203 . .
РЬ+4" 02=РЬО ... .
На 1 моль
окисла
66 800
165 500
156 400
50 900
На 1 моль
кислорода
Ш 600
110100
104 200
101 800
Таблица 7<і
Температуры плавления окислов металлов (°С)
ASjOj
:!15
Sb,Os
635
РЬО
SnO.
883 I 1127
Таблица 80
Температуры кипении окислов металлов (°С)
As2Os
Sbg03
500 ! 1456
1
!
РЬО
1470
При окислительном рафинировании в первую очередь должны
окисляться примеси с меньшей упругостью диссоциации при данных условиях
температуры и концентрации. Последовательность окисления примесей
зависит в первом приближении от величины теплового эффекта
образования окислов, и, следовательно, в первую очередь должны образоваться
окислы металлов с наибольшим тепловым эффектом, отнесенным к 1 молю
кислорода при 0°.
Исходя из этого, примеси должны окисляться в следующем порядке!
олово, сурьма, мышьяк, свинец (табл. 82).

Таблица 81
Увругость пара окислов металлов (мм рт. ст.)
Окислы
As2Oa 1 . .
SbaOs». .
РЬО 8 . .
Sn028 . .
100
0.00027
—
_
—
1
200 !
1
!
0.65 '
—
— !
300
89.1
—
■—
410
358
—
450
0.01
—
—
Температура,
500
760
625
0.06 3.91
—
"О
700
13.2
800
- |
31.76 !
0.08 |
1
I
900 j
_ ι
G4.6 1
0.9 j
1
1
юоо |
I
— 1
— 1
3.7 '
і
1400
—
—
п.з
1500
—
1.2
iTamman, Raising. Zs. anorg. Chem., 1 49, 81.
•Hi nke. Joum. Am. Chem. soc, 52, 10, 3876, 1930.
.» Ρ e 1 3 e r. Met. u. Krz., H. 11, 1929.
Окислы
Sb„Os l
As2Oi2
Sb2Oa 9
FnO* .
SnO,β.
PbO» .
Упругость диссоциации оввслов металлов (мл рт. ст.)
Температура, "С
350
400
500
600
700
I
800
900
ЮОО
29.6
224
2.9· Ю-"
3.1-10-38
9.9-Ю-"
2.1-10~2S
6.8-10-"
8.4.10-ао
2-10-"
3.2· Ю-1»
ι Simon, Th а 1 е г, Zs. anorg. Chem., 162, 268, 1927.
" Там же.
» Там же.
* W6h 1 е г, На 1 г. Zs. Electroch., 27, 115, 1921.
5 Я. Герасимов и А. Крестовнинов. Химическая термодинамика, т. 2, стр. 218, 1932.
« W. Stan 1, Met., 4, 682, 1907.
19.5
1.9·10-"
Таблица 82
НПО 2 1;
225
1. .4.10-»
26.4

246
Часть вторая. Металлургия свинца
На практике, однако, мышьяк окисляется раньше сурьмы, а свинец
окисляет олово, мышьяк и сурьму. Это объясняется тем, что при
температуре рафинирования веркблея (600—700°) теплоты образования окислов
металлов располагаются несколько в иной последовательности.
Помимо температуры здесь сказывается также и форма, в которой
примесь находится в самом сплаве и в сложных соединениях, образуемых
при окислении.
Известно, что глет способен растворять окислы других металлов.
Окислы мышьяка, сурьмы и олова: As2Os, Sb205, Sn02 входят также в
соединения с окисью свинца, образуя комплексные соединения типа арсена-
тов, антимонатов и станнатов свинца: rePbO-?nAs2Os; nPbO-mSb205;
nPbO-mSn02.
В получаемых дроссах имеется всегда избыток РЬО; поэтому
присутствие в них свободных окислов мышьяка, сурьмы и олова предположить
трудно. Оба эти обстоятельства (растворимость окислов в свинцовом
глете и образование комплексных соединений) снижают концентрацию
свободных окислов в расплаве, уменьшая упругость их диссоциации
и создавая условия для преимущественного окисления примесей.
Окисление олова. При окислительном рафинировании веркблея
первым окисляется олово.
Олово может окисляться кислородом воздуха и окисью свинца по
реакциям:
Sn + V2 02 = SnO,
РЬО + Sn = Pb + SnO.
При наличии кислорода воздуха SnO окисляется до Sn02. Последняя
в присутствии металлического олова снова восстанавливается до SnO.
Окислы олова образуют с глетом шлаки, называемые оловянными
абцугами.
Оловянные шлаки или абцуги представляют порошковидную или
тестообразную массу от желтовато-серого до коричневого цвета в
зависимости от содержания в них олова. При высоком содержании олова абцуги
получаются светлого оттенка. Присутствие окислов мышьяка и сурьмы
окрашивает оловянные абцуги в темный цвет. Чем больше окислов олова
в абцугах, тем более тугоплавкой получается масса. При переработке
богатого оловом веркблея получаются абцуги в виде порошкообразного
продукта, так называемой оловянной пудры. Если в веркблее
содержится 10% Sn, удается получить абцуги, содержащие до 40% Sn в форме
фарфоровидных корок.
В табл. 83 дано содержание отдельных элементов в оловянных абцугах.
Оловянный абцуг удаляют с поверхности ванны перфорированными
ложками (шумовками).
Таблица 83
Состав оловянных абцугов
Классификация абцугов
Богатый оловянный абцуг . . .
Обыкновенный оловянный абцуг
РЬ
Sn
As
%
29.2
66.7
61.5
45.9
11.6
7.5
0.6
0.6
1.3
Sb
7.5
9.4
13.7
Ag
Au
г/τ
1325
1696
25.0
24.0

Неметаллические

компоненты, %
16.8
11.7
16.0

Глава XVII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы окислительным рафинированием 247
Окисление мышьяка. После удаления оловянных абцугов над
расплавленным металлом появляются пары белого мышьяка в виде молекул
As406, согласно реакции
4 As 4- 6РЬО = As4Oe -+- 6РЬ.
Может также протекать реакция образования арсенитов свинца по
уравнению
2As + 6РЬО = 3PbO.As203 + ЗРЬ.
Арсенит свинца, соприкасаясь с кислородом воздуха, переходит в арсе-
нат по реакции
3PbO.As203+ 02 = 3PbO.As205.
На поверхности ванны образуется шлак, называемый мышьяковистым
абштрихом. Мышьяковистый абштрих получается в жидком виде. Цвет
его меняется от лимонно-желтого до светлокоричневого. Примерный
состав мышьяковистого абштриха следующий (в %):
РЬ
69.3
Sa
0.5
As
10.6
Sb
6.4
Неметаллические
компоненты
13.2
Окисление сурьмы. После удаления мышьяковистого абштриха
начинается интенсивное окисление сурьмы. Часть трехокиси сурьмы
улетучивается в виде паров. Sb203, реагируя с РЬО, образует свинцово-сурь-
мяный глет. При содержании в последнем более 70% РЬО и при
незначительном количестве Sb203 реакция между этими двумя окислами
приводит к образованию пятиокиси сурьмы
2РЬО 4- Sb203 = 2Pb -f Sb2 06.
Антимонит свинца окисляет сурьму, диффундирующую из более
глубоких слоев ванны, по реакции
3PbO.Sb203 +2Sb= 2Sb203 -f ЗРЬ.
Часть Sb203 окисляется до Sb2Os, которая соединяется с РЬО, образуя
антимонат свинца
ЗРЬО + Sb205 = 3PbO.Sb205.
Сурьмянистые шлаки называются абштрихами. Сурьмянистые
абштрихи получаются в жидком виде; цвет их меняется от темнокоричне-
вого до черного. Примерный анализ абштриха приведен в табл. 84.
Таблица 84
Состав сурьмянистого абштриха
Завод
Лениногорск ....
Чимкент
Бункер-Хилл . . ·
РЬ
Sn ί As 1 Sb
1 I
%
60—70
,65—75
64.8
Следы
1.0—1.5
1.40
4—6
1.5—4.0
18.2
Au
Ag
г/т
Следы
200

Неметаллические
компоненты,
о/
/о
■25—35
20—30
15.6
Количество
абштрихов
в % и весу
веркблея
3.5

248
Часть втоѵая. Металлургия свинца
На фиг. 103 приведена технологическая схема окислительного
рафинирования свинца.
§ 3.. Печи для рафинирования
Окислительное рафинирование проводится в отражательных печах.
Емкость печи делается на 8—10% больше емкости котла, в который
поступает свинец для обессеребрения, и достигает 80 т. С переходом на
одновременное обслуживание нескольких котлов для обессеребрения емкость печи
увеличивается до 300 τ свинца.
Рафинировочные печи делаются прямоугольного сечения (фиг. 104).
Отношение длины печи к ее ширине колеблется между 1.25 и 2.0. Глубина
ванны в печах средней производительности составляет 300—600 мм. В
печах большой производительности глубина доходит до 800 мм. Основные
размеры печей приведены в табл. 85.
Таблица 85
Основные размеры и емкость свинцово-рафинировочных печей
Завод
Мольденпоттен
Биисфепьдгаммер
Длина ! Ширина
м м
4.4
4.6
3.5
5.0
2.2
2.3
2.8
4.0
Глубина Вместимость
м Ι τ
0.30
0.30
0.58
0.60
30.0
35.0
40.0
120.0
Различают печи двух типов: с глубокой и мелкой ванной. В печах с
глубокой ванной после слива рафинированного свинца часть последнего
оставляется для того, чтобы при загрузке чушкового свинца не
причинять поду механических повреждений. Наличие жидкого свинца в печи
ускоряет расплавление загружаемого металла. Кроме того глет,
остающийся на поверхности ванны, способствует более интенсивному
начальному окислению примесей. Неудобством в работе печей с глубокой ванной
является разбрызгивание свинца при загрузке. Брызги металла, оседая
на своде и стенках печи, окисляются, и образующийся глет
разъедает кладку. Недостатком печи с глубокой ванной является также
сравнительно медленное окисление примесей. Скорость окисления,
поскольку оно происходит с поверхности ванны, зависит от отношения
поверхности расплавленного металла к его объему. Чем больше
поверхность, тем скорее происходит окисление примесей. Так как
непосредственно на окисление расходуется большая часть времени рафинирования,
делается понятным стремление применять печи с мелкой ванной. Из
таких печей жидкий металл после рафинирования выпускается полностью.
Это обстоятельство требует внимательного наблюдения за тем,
чтобы при падении загружаемых чушек последние не повредили пода
печи.
Под ванны имеет наклон к выпускному отверстию. Величина уклона
колеблется от 25 до 125 мм. Футеровка печи делается из основного
материала: сильно глиноземистого шамота или магнезитового кирпича.
Наиболее сильному разъеданию подвержены "стенки печи на уровне образо-

Глава XVII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы окислительным рафинированием 249
ОПезмеженный зеркблей
Расплавление
Нагрев до 750"
Окисление Sn воздухом
Охлаждение
Съем шлака
Веркблей, свободный от Sn
Нагрев
Окисление As воэдухом
Охлаждение
Съем шлака
Веркблей, свободный
от Sn и As
Нагрев
Окисление Sb вовдухом —
Охлаждение
Съем шлака
Веркблей, свободный
от Sn, As и Sb
Пыль и газы
Sn-абцѵг
Φ
- Пыль Sn
Пь(ль и гавы
Фиг. 103. Технологическая схем» окислительного рафинирования свинца

■250
Часть вторая. Металлургия свинца

Глава XVII- Удаление олова, мышьяка и сурьмы окислительным рафинированием 251
вания шлака; поэтому этот пояс печи выкладывается из магнезитового
или хромистого кирпича.
Для предохранения стенок от быстрого разъедания шлаком, с внешней
стороны их устанавливаются кессоны, в которых циркулирует холодная
вода.
Под печи делается из шамота в виде обратного свода. Свод печи
выкладывается из сильно глиноземистого шамотового кирпича. Топочный
порог, выложенный из магнезита, охлаждается водой при помощи
кессонов.
Нижняя часть печи помещается в железный кожух, склепанный из
котельного железа.
Для загрузки печи и съема шлака с обеих длинных сторон печи имеются
рабочие дверки.
Выпускное отверстие для свинца делается конической формы,
диаметром 75 мм, в чугунной доске, охлаждаемой водой.
Для обогрева печи применяется жирный каменный уголь, сжигаемый
на колосниковой решетке. Можно также работать на пылевидном топливе
в печах большой производительности. На некоторых заводах
применяются газовые или нефтяные топки.
§ 4. Практика окислительного рафинирования
Способ заполнения печи зависит от физических свойств загружаемого
металла, т. е. от того, находится ли свинец в расплавленном состоянии
или в виде чушек. Заливка жидкого металла производится самотеком,
-если котлы для обезмеживания расположены выше рафинировочной печи,
или же металл перекачивается при помощи насосов.
Загрузка печи чушковым свинцом бывает ручная или
механизированная. Ручная загрузка чушкового металла производится специальной
железной лопатой. Длина лопаты 2.5 м. Один конец лопаты на длине
750 мм расплющен до ширинъі 75 мм. На расплющенный конец кладется
чушка свинца (весом 45 кг). Лопата движется по ролику, опирающемуся
на подпорки, приделанные к дверкам печи. Лопата с чушкой свинца
вдвигается в лечь и перевертывается.
Вместо лопаты применяют также наклонные роликовые лотки,
помещаемые перед загрузочными дверками. Чушки свинца кладут на ролики,
по которым они скользят в печь. Загрузка чушкового металла может
быть механизирована при помощи наклонного транспортера. Во
избежание нагромождения чушек печь перед началом загрузки разогревают
или в ней оставляют некоторое количество расплавленного свинца.
Чушки свинца, попадая в ванну, плавятся по мере загрузки.
После загрузки температура в печи поднимается, и веркблей, если
он был загружен в виде чушек, расплавляется. При этом на поверхность
ванны всплывают остатки тугоплавких примесей. После удаления
последних температуру ванны доводят до 750—800° при сильно
окислительной атмосфере. Для ускорения процесса окисления в печь вводится дутье,
которое подается на поверхность ванны вблизи порога печи.
Образующиеся абцуги и абштрихи сдуваются воздухом к концу печи, обнажая
при этом ванну свинца.
Для ускорения окисления и перемешивания свинца в некоторых
случаях применяется продувка ванны воздухом или паром.
После снятия последнего шлака на поверхность ванны забрасывается
глет в количестве 4—6% к весу свинца. Прибавление глета содействует
быстрому окислению оставшихся в свинце примесей. Прибавляемый

252
Часть вторая. Металлургия свинца
в печь глет не должен содержать меди. Наиболее пригоден для этой цели
глет купеЛяционной печи, так как имеющееся в глете серебро
переходит при этом в свинец.
Продолжительность операции окислительного рафинирования
зависит от содержания примесей в веркблее, емкости печи и условий
ведения процесса; она колеблется от 12 до 36 час.
При окислительном рафинировании содержание примесей в свинце-
доводится до сотых, а иногда тысячных долей процента. Выход
рафинированного свинца составляет 90—94% веса загруженного веркблея.
Печи для окислительного рафинирования должны снабжаться
пылеуловителями, так как в процессе плавки улетучивается до 1.5—2.0%
свинца.
Расход топлива (каменного угля) составляет около 2 кг на 1 τ
веркблея в 1 час.
В табл. 86 приведены изменения состава свинца в процессе
окислительного рафинирования.
Таблица 86
Изменение состава свинца в процессе рафинирования
Элемент
Си
As
Sb
Bi
Fe
До съема
дроссов
0.78
0.16
1.19
0.0012
0.045
После
съема
дроссов
0.04
0.10
1.17
0.0012
0.008
После
съема
абштрихов
0.03
0.12
—
—
Автором были проведены опыты по рафинированию веркблея
продувкой чистым кислородом1. Опыты проводились в интервале температур
от 350 до 900°. В табл. 87 приведены результаты этих опытов, из которых
видно, что при температуре 850—920° окисление примесей в веркблее
продувкой кислородом происходит в течение 10—15 мин. с получением
до 5—6% глета. Получается своеобразный процесс бессемерования,
при котором пирозоль окиси свинца, диспергированная в расплавленном
металле, является окислителем для примесей.
§ 5. Переработка отходов окислительного рафинирования
Шлаки, снимаемые в процессе окислительного рафинирования,
перерабатываются отдельно с получением веркблея и штейна из оловянных
абцугов и сурьмянистого свинца или гартблея — из сурьмянистых и
мышьяковистых абштрихов.
Переработка оловянных абцугов. Оловянный абцуг содержит
некоторое количество золота; поэтому при его переработке необходимо
стремиться полностью извлечь последнее и не оставлять его в металлическом
олове, в котором золото является потерянным.
Оловянные абцуги можно переработать двумя способами:
1) плавкой в ватержакете на обогащенный оловом веркблей;
2) плавкой в отражательной печи с ошлакованием олова.
1 Цветные металлы, № 7, 1934".

Глава XVII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы окш-.лителышм рафинированием 253
Τ а ό лица N7
Рафинирование веркблея продувкой кислородом
Температура
рафинирования,
"С
900
910
360
450
900
910
350
450
500
860
920
920

Продолжительность, мин.
Содержание примесей, % !
до рафиниро- после рафипн- !
8..ШШ рогания |
Окисление олова
14 1 1.2 0.09К
15 1.2 0.099
I
Окисление мышьяка
270 I 1.38 ' 0.70
.430 | 0.80 j 0.035
10 l.«0 0.69 \
10 j 0.8 0.19 ι
Окисление сурьмы
300 0.76 0.12
240 0.54 0.39
120 0.92 0.37
10 ! 1.24 0.39
13 ; 0.92 0.21
10
1.20 0.60
Получено глета
% веса
верколен
4.3
4.5
7.6
23.0
4.5
4.7
32.5
40.0
34.6
6.3
5.0
5.5
При плавке оловянных абцугов в шахтной печи получается веркблей
■с высоким содержанием олова. В веркблее концентрируются также
благородные металлы. При наличии меди в оловянном абцуге плавку ведут
■с образованием медного штейна. Полученный богатый оловом сплав
подвергают вторичному окислительному рафинированию.
Образующийся при этом оловянный абцуг содержит мало драгоценных металлов.
После вторичной переплавки оловянного абцуга получается оплав
РЬ — Sn — Sb, находящий применение в промышленности.
Второй способ обработки оловянного абцуга состоит в плавке
его в смеси с углем и кварцем; плавка производится в отражательной
печи. Количество восстановителя регулируется таким образом, чтобы
двуокись олова восстановить до закиси. При плавке происходят
следующие реакции:
PbO + G = Pb-f СО:
SnO, + С = SnO + СО;
SnO+SiO, = SnO.SiO,.
Свинец восстанавливается до металла и аккумулирует золото и серебро;
олово ошлаковывается. Шлак поступает затем на плавку в шахтную
печь; при этом получается свинцово-оловянный сплав, обогащенный
оловом.
Переработка сурьмянистых абштрихов. Сурьмянистые абштрихи
перерабатываются на сурьмянистый свинец или гартблей. Так как
благородные металлы, переходящие в гартблей, обыкновенно являются
потерянными, их стараются предварительно извлечь из абштрихов. Для этой

254
Часть вторая. Металлургия свинца
цели последние подвергают зейгерованию в смеси с 3% угольной мелочи.
Механически увлеченные корольки свинца и частично восстановленный
металл, в котором растворены драгоценные металлы, стекают в зумпф.
После извлечения свинца, а вместе с ним и благородных металлов
зейгерованием абштрих плавится в шахтной печи на гартблей.
Переработка мышьяковистых абштрихов. Мышьяк в сплавах может
частично заменять сурьму; поэтому мышьяковистые абштрихи
перерабатывают вместе с сурьмянистыми на гартблей.
Глава XVIII
УДАЛЕНИЕ ОЛОВА, МЫШЬЯКА И СУРЬМЫ ЩЕЛОЧНЫМ
РАФИНИРОВАНИЕМ
§ 1. Сущность процесса
Щелочной метод рафинирования веркблея основан на том, что высшие
окислы мышьяка, олова и сурьмы при действии на них расплавленного
едкого натрия образуют соли: арсенаты, станнаты и антимонаты натрия:
3Na2O.As205, Na20-Sn02; 3Na20-Sb205, которые легко отделяются от
свинца. При взаимодействии окиси свинца с едким натрием образуется
плюмбит натрия Na20-PbO. По количеству свободной энергии
образования этих соединений металлы можно расположить в следующий ряд:
мышьяк, олово, сурьма, свинец. Таким образом, мышьяк будет
вытеснять олово, сурьму и свинец, олово — сурьму и свинец, а сурьма
вытеснит свинец из их соединений.
Процесс рафинирования при помощи едкого натра протекает в две
стадии: сначала примеси переводятся в высшие окислы, затем
последние, реагируя с едким натром, образуют соответствующие соединения,
которые накапливаются в плаве. Окисление примесей происходит
частично за счет кислорода воздуха. Для ускорения процесса окисления
применяются реагенты, легко отдающие свой кислород. Для данного
случая выгодно применять натриевую селитру, так как при диссоциации
последней помимо выделения кислорода получается окись натрия Na20,
необходимая для образования соответствующих солей.
Для окисления олова расходуется 50% количества селитры,
теоретически необходимой" для полного окисления металла, для сурьмы —60%;
остальная часть кислорода берется из воздуха. Селитра, диссоциируя,
способствует переводу низших окислов в высшие. Упругость
диссоциации селитры по реакции 2NaN03$Na20 +2N02 + 1jfi2 следующая:
ί, °С 479 493 511 524 530
Ρ, мм рт. ст 304 434 6015 719 774
Кроме натриевой селитры и едкой щелочи к расплаву примешивают
поваренную соль. Последняя понижает температуру плавления смеси
едкого натрия и солей удаляемых металлов. Это дает возможность вести
процесс-при низкой температуре (в пределах 400°) и при меньшем
количестве едкого натрия в качестве растворителя.
Таким образом, реагентом при щелочном рафинировании служит
смесь из едкого натрия, натриевой селитры и поваренной соли.

Глава XVIII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы щелочным рафинированием 265
Так как технический едкий натрий содержит 5—8% углекислой соды,
реагент, применяемый при щелочном рафинировании, состоит из NaOH.
NaCl, Na2C03, NaN03.
§ 2. Взаимодействие металлов с реагентами
Мышьяк может реагировать отдельно со щелочью, селитрой и смесью
последних. Реакцию между мышьяком и едким натрием можно представить
следующим образом:
2As + 3H20 = As203 + ЗН2;
As.2Q3 + 2NaOH = 2NaAs02 + H2Q;
~2As + 2NaOH + 2H20 = 2NaAs02 + 3H2.
Реакция между селитрой и мышьяком протекает по уравнению
2As + 6NaN03 = 2Na3As04 + 502 + 3N2.
При действии смеси из NaN03 и NaOH на мышьяк могут иметь место
следующие реакции:
2As + 2NaN03 + 4NaOH = 2Na3As04 + 2H20 + N2;
4Аь + 2NaN03 + lONaOH = 4Na3As04 + 5H2 + N2.
По анализу газов, выделяемых при этих реакциях, установлено,
что образование арсената натрия протекает преимущественно по первой
реакции.
Мышьяк в присутствии едкого натрил вытесняет олово, сурьму и
свинец из их соединений по реакциям:
4As + 5Na2Sn03 + 2NaOH = 5Sn + 4Na3As04 + H20;
As + Na3Sb04 = Na3As04 -f Sb;
2As + 5Na2Pb02 + 2H20 = 2Na3As04 + 4NaOH + 5Pb.
Олово с едким натрием реагирует слабо. При наличии смеси NaNO^
и NaOH олово окисляется селитрой до Sn02, которая реагирует с
щелочью с образованием станната натрия Na20-Sn02 по реакциям:
5Sn + 6NaOH + 4NaN03 = 5Na2Sn03 + 2N2 + 3H20;
2Sn 4- 3NaOH + NaN03 = 2Na2Sn03 + NH3.
Процентное содержание выделяемых газов распределяется
следующим образом: 76.5% N2 и 23.5% NH3. Из анализа газов видно, что
преимущественно протекает первая реакция.
В присутствии плюмбита натрия имеет место реакция вытеснения
свинца и образования станната натрия
Sn + 2Na2Pb02 + Н20 = Na2Sn03 + 2NaOH + 2Pb.
Олово вытесняет сурьму по реакции
5Sn + 4NaSb03 + 6NaOH = 5Na2Sn03 + 4Sb + 3H20.

■2S6
Часть вторая. Металлургия свинца
На сурьму щелочь оказывает слабое действие. При ^взаимодействии
«меси NaN03 + NaOH с сурьмой получается антимонат натрия по
реакциям:
2Sb + 2NaN03 + 4NaOH = 2Na3Sb04 + 2H20 + Ν,;
8Sb -f 5NaNOs + 19NaOH = 8Na3Sb04 + 2H20 + 5NH3.
Процентное содержание газов в смеси (81% N2 и 19% NH3)
указывает, что преимущественно протекает первая реакция.
При наличии в плаве плюмбита натрия сурьма вытесняет свинец по
реакции
2Sb + 5Na2Pb02 + 2Н20 = 2Na3Sb04 + 4NaOH + 5Pb.
Свинец не реагирует с едким натрием. С селитрой протекает реакция
Pb + NaN03 = NaN02 + PbO.
При 400е реакция протекает весьма бурно. Образуются нитрит
натрия и глет, который окрашивает плав в оранжево-желтый цвет. Глет,
реагируя с едким натрием, образует плюмбит натрия по уравнению
Pb04-2NaOH = Na,Pb02 + Н20.
При действии NaN03 на металлический свинец имеет место ряд
промежуточных реакций с выделением азота или аммиака:
5Pb + 2NaN03 = Na2Pb02 + 4PbO + N2;
8РЬ +2NaN03 + 3H20 = 7PbO-f Na2Pb02 + 2NH„.
Было найдено, что газовая смесь при этих реакциях состояла из 80%
N2 и 20% NH3, что указывает на преобладание первой реакции.
Исследование, проведенное автором, показало, что между исходными
компонентами щелочного реагента или их смесями, с одной стороны,
и антимонатами и цинкатом натрия — с другой, не образуется
химических соединений или растворов. Плав, получаемый в процессе
рафинирования, представляет механическую взвесь или суспензию анти-
моната или цинката в щелочном реагенте1.
§ 3. Выбор состава реагента
Выбор оптимального состава реагента основывается на свойствах
тройной системы: NaOH — NaCl — Na2C03 и отчасти NaOH — NaCl —
NaN03.
Система NaOH — NaCl — NaaC03 (фиг. 105). Как видно из диаграммы,
на стороне NaOH — NaCl образуются две серии твердых растворов
с перитектикой при 360°. Точка перехода, полученная экстраполяцией,
•соответствует 73 вес.% NaOH. На основе бинарной системы NaOH —
NaCl содержание NaCl в реагенте может колебаться от нуля до 40%,
что соответствует температурам плавления от 324° для чистого NaOH
до 420° при 40% NaCl.
1 Д. Чижиков и П. Пигров. Плавы щелочного рафинирования свинца и их
•фильтрация. Минцтметзолото. Юбилейный сб., J& 9, 1940.

Глава XVIII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы щелочным рафинированием 257
На стороне NaOH — Na2C03 образуется эвтектика, содержащая
12.5 вес. % Na2C03 с температурой плавления 298°.
На стороне NaCl — Na2C03 образуется эвтектика, содержащая 58:5
мол. % Na2C03 с температурой плавления 638°.
t'C
Ж
воо
700
600
£00
31В 300
200
шо
"Т
1
73
1
t
г.
%
62
У
/
/
—
λ
ио%
s
-
η
ι
\
Υ
Λ—
ι
Ββ%
ι
805
MX
Фиг. 105. Диаграмма состояния системы NaOH—NaCl—Na2COa
Тройная диаграмма представляет собой две области: NaOH — Na2C03
и NaCl — Na2C03, дающие серию эвтектик.
Область допустимых на практике составов на треугольнике
ограничивается смесями, содержащими от 5% Na2C03 и 40% NaCl до
25% Na2C03 и 30% NaCl с температурами плавления, не
превышающими 390°.
Система NaOH — NaCl — NaN03 (фиг. 106). Влияние NaNO 3 на
свойства плавов видно из рассмотрения псевдо-бинарных систем:
NaOH-NaN03, NaCl— NaN03 и Na2C03 -NaN03.
Система NaOH — NaN03 образует два химических соединения:
2Na0H-NaN03 с температурой плавления в 262° и Na0H-NaN03 с
температурой плавления 300° и две эвтектики, состава 20 и 70 мол.
% NaOH с температурами плавления соответственно 246 и 240°.
Присутствие селитры снижает температуру плавления едкого натрия; так,
7.5% селитры снижают температуру плавления едкого натрия на 12°.
Система NaN03 — NaCl образует эвтектику с температурой плавления
298°. Эвтектическая смесь содержит 95 мол. % NaNO,.

258
Часть вторая. Металлургия свинца
Из разобранных выше диаграмм следует, что реагент при
рафинировании свинца должен содержать следующие количества компонентов:
NaOH не менее 40°/0,
NaCl не более 38°/0,
Na2C03 не более 20%,
NaN03 около 10%-
Эти сплавы имеют температуры плавления в пределах 360—400е.
Чтобы среда оставалась жидкоплавкой, указанные соотношения
Фиг. 106. Диаграмма состояния системы NaOH—Na„C03—NaNO,
компонентов должны сохраняться во все время процесса. Для
образования антимоната (или цинката) необходимо добавлять соответствующее
количество едкого натра.
§ 4. Вязкость щелочных плавов
В процессе щелочного рафинирования стремятся получить плавы
е максимальным содержанием в них удаляемых примесей, но достаточно
жидкоплавкие для хорошего отделения их от свинца. Жидкие сплавы
едкого натрия и поваренной соли обладают вязкостью не более 0.2 пуаза.
Вязкость сурьмяных сплавов, содержащих 20% сурьмы в виде антимоната,
составляет 0.6 пуаза при отношении NaOH:NaCl =65:35. Антимониты
повышают вязкость плавов.
В процессе щелочного рафинирования веркблея от сурьмы
необходимо избегать образования антимонитов, что достигается прибавлением
достаточного количества натриевой селитры для образования Sb20$.
При недостатке селитры образуется Sb203, дающая с NaOH антимонит
натрия. Возможно также образование четырехокиси сурьмы 8Ь204
(антимоната сурьмы Sb203-Sb2Os), увеличивающей вязкость среды.

Глава XVIII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы щелочным рафинированием 259
§ 5. Аппаратура и практика щелочного рафинирования
а) Аппарат для щелочного рафинирования свинца (фиг. 107)ЛИзго-
товляется из железных листов и имеет форму цилиндрического сосуда,
воронкообразно суженного книзу. Нижней частью сосуд погружается
Фиг. 107. Аппарат для щелочного рафинирования свинца (разрез)
1 — железная рама; 2 — реактор; 3 -- мешалка; 4 — питатель для селитры,- S — насос; « —
восходящая труба; 7 — распределительный жолоб; S — мотор; 9 - кеесовированный кожух; 10 — газо-
поовод; 11 — спускной вентиль
в расплавленную свинцовую ванну. Верхняя, цилиндрическая часть
аппарата загружается необходимыми реагентами: едким натрием и
поваренной солью в расплавленном состоянии. Селитра для окисления
примесей подается в реактор в твердом виде при помощи питателя.
Цилиндрическая часть аппарата заключена в рубашку, в которую
поступают отходящие топочные газы из-под котла. Этим путем
поддерживается температура, необходимая для процесса. Расплавленный
свинец центробежным насосом, погруженным в котел, накачивается по
восходящей трубе в распределительный жолоб, откуда дождем падает в
реактор. Для перемешивания свинца с реагентами в цилиндре имеется мешалка.
Последняя приводится в движение от мотора либо циркуляцией постоянно

260
Часть вторая. Металлургия гвинца
притекающего свинца· В силу большого своего удельного веса свинец
проходит в нижнюю часть цилиндра и вытекает обратно в котел через
открытый внизу кран, совершая таким образом непрерывный круговой
путь. Циркуляция свинца продолжается до тех пор, пока рафинирование
не будет закончено.
Насос, мешалка и питатель приводятся в движение от одного мотора.
Аппарат перемещается по цеху при помощи 10 τ крана.
При большой емкости котла в последний можно поместить 2—3
одновременно работающих аппарата.
Аппарат предварительно нагревают и опускают в котел с
расплавленным металлом. При открытом нижнем кране аппарат наполняется
свинцом. Из автоклава в реакционный цилиндр заливается
расплавленная смесь хлористого и едкого натрия в таком количестве, чтобы уровень
ее был на 200 мм выше верхней лопасти мешалки. После этого пускаются
в ход насос и мешалка. После 15 мин. циркуляции свинца начинается
подача селитры.
Первоначально введенная смесь из NaOH и NaCl имеет сероватый
оттенок; по мере добавления селитры она приобретает кремовый цвет.
Конец процесса определяется степенью вязкости получаемого плава,
а также количеством и размерами частиц свинца в плаве. Когда размер
последних достигает величины рисового зерна, смесь считается готовой
к выпуску. Конец процесса узнается также по изменению цвета
образовавшегося плава. Когда из свинца удалены все примеси и начинается
образование плюмбита натрия, цвет плава становится желтым.
Удаление плава из аппарата производится следующим образом.
Закрывают кран в нижней части аппарата и продолжают накачивать в
цилиндр свинец. По мере заполнения свинцом плав вытесняется из
цилиндра и стекает в подставленный ковш. После удаления плава открывают
кран и спускают обратно свинец в ванну. Цилиндр снова заполняют
свежим реагентом, и рафинирование продолжается.
Если плав недостаточно насыщен примесями или в нем содержится
много свинца в виде плюмбита натрия, что имеет место при доводке
металла, когда для удаления остатков металлических примесей приходится
окислять значительное количество свинца, плав можно использовать
для рафинирования новой порции веркблея.
Для этой цели аппарат с закрытым краном, заполненный плавом,
погружают в котел, в котором находится свежий веркблей.
б) Технические показатели щелочного рафинирования. Температура
процесса 400°. Расход реагентов зависит от количества и характера
примесей. Для определения количества реагентов, потребного для
рафинирования, можно пользоваться приведенными в табл. 88 практическими
коэффициентами, на которые умножаются весовые количества примесей,
подлежащих удалению.
Таблица 88
Коэффициенты расхода реагентов для удаления примесей
Примесь
As
Sn
Sb
NaOH
2.9
1.77
1.50
NaNOj
1.0
0.61
0.59
NaCI
1.00
0.59
0.50

Глава XVIII. Удаление ο.ιοβα, мышъ.іиа и сурьмы щелочным рафинированием 261
Как видно из таблицы, NaCl расходуется в три раза менее, чем NaOH.
Для преобразования металлических примесей в окси-соли натрия
теоретически требуются меньшие количества NaOH.
В табл. 89 приведен баланс щелочи при рафинировании свинца (на
весовую единицу удаляемой примеси).
Τ а о л и ц а 89
Баланс щелочи при рафинировании свинца
Примесь
Вводится NaOH
щелочью
1
As ! 2.<>0
Sn ..".'. . 1.77
Sb ι 1.50
I
1
селнтроі!
0.47
0.28
0.27
всего
3.37
2.05
1.77
Георетнч.
Ра схол
-N'aOH
1-60
0.67
0.33
Остается
свободной
NaOH
1.77
1.38
1.44
Расход
щелочи,
исключая
селитру, %
39
22
4
Содержание в плаве извлекаемых металлов не должно превышать
18% As, 20% Sn и 30% Sb. При большем содержании последних плав
делается вязким. Продолжительность рафинирования составляет 10 час.
на 1 τ сурьмы и до 17 час. на 1 τ олова или мышьяка.
Расход топлива исчисляется в 50 кг на 1 час работы аппарата, что
составляет, примерно, 0.5 τ угля на 1 τ удаляемых примесей, не считая
регенерации щелочи.
Расход электроэнергии составляет 17 квт-ч на 1 τ веркблея.
Вес получаемых продуктов в ЗѴг—4 раза превышает вес удаляемых
примесей.
Скорость циркуляции составляет 10—12 τ металла в 1 мин.
Скорость и последовательность удаления примесей приведена в
табл. 90.
Таблица 90
Состав веркблея через каждые 3 часа рафинирования (%)
Примесь
As
Sn
Sb
Часы
0
0.27
0.32
2.840
3
0.17
0.255
2.560
6
0.104
0.24
2.500
0
0.05
0-17
2.400
12
0.016
0.060
2.380
15
0.01
0.048
2.360
IS
о.ою
0.019
2.360
21
0.002,
0.009
2.340
04
Следы
O.OOS
2.30
Примесь
As
Sn
Sb
Таблица 90
продолжение)
Часы
27
0.005
1.800
30
Следы
1.680
33
1.480
за
1.300
39
0.950
42
0.560
45
0.380
48
0.166
51
0.004

262
Часть вторая. Металлургия свинца
Как видно из табл. 90, содержание мышьяка с 0.27% снижается до
следов через 24 часа. За это же время содержание олова снижается с
0.32 до 0.008%. Для снижения содержания сурьмы с 2.84 до 0.004%
необходимо рафинирование в течение 51 часа при одновременном
удалении олова и мышьяка.
Достоинства щелочного рафинирования заключаются в следующем.'
1) полностью извлекаются примеси в виде промышленных продуктов;
2) свинец получается высокой чистоты;
3) потери свинца невелики, так как побочные продукты получаются
практически свободными от свинца; низкая температура процесса (400°)
делает улетучивание свинца ничтожно малым;
4) побочные продукты не содержат серебра, и потери последнего
незначительны.
Из недостатков, которые присущи этому способу, отметим следующие:
1) сложность процесса разделения металлов из получаемых плавов
и регенерации щелочных реагентов;
2) регенерация реагентов требует удаления значительного
количества воды выпариванием;
3) тяжелые условия работы в атмосфере паров щелочи и аммиака;
4) периодичность процесса.
§ 6. Переработка плавов
При рафинировании веркблѳя щелочным способом в зависимости от
наличия примесей могут быть получены следующие плавы:
Чисто-мышьяковый
» оловянный
» сурьмяный
Мышьяково-сурьмяный
Мышьяково-оловянный
Олово-сурьмяный
Мышьяково-олово-сурьмяный
Переработка плавов проводится гидрометаллургическим путем.
Гидрометаллургическая переработка с получением отдельных
соединений основана на различной степени растворимости полученных солей
в воде и растворах, содержащих NaOH, в зависимости от температуры
и концентрации щелочи.
На фиг. 108 приведена система Na20 —As20s —Н20 при 20, 30
и 50°, показывающая степень растворимости пятиокиси мышьяка в
щелочи в зависимости от температуры.
В табл. 91, 92 и 93 и на фиг. 109 приведены растворимости Sb203,
Sb2Os и РЬО в растворах NaOH в зависимости от концентрации щелочи
и температуры1.
Из приведенных данных видно, что наименьшей растворимостью
обладает пятиокись сурьмы. Окись свинца растворяется лучше, чем трех-
окись сурьмы.
Ниже описаны способы переработки' плавов в зависимости от
содержания в них тех или иных металлов.
As-ішав. В плаве содержится лишь мышьяк в виде арсената натрия.
При выщелачивании водой, нагретойдо80—90°, арсенат натрия полностью
1 Д. Чижиков, Г. Френц, А. Маркина. Переработка плавов,
получаемых при щелочном рафинирования свинца. Юбилейный сборник научных тру^
дов Минцветметэолото, № 9, 1940.

Глава XVIII. Удаление олова, мышьяка и сурьми щелочным рафинированием 263
растворяется. При охлаждении раствора выпадают кристаллы арсената
натрия.
(As + Sb)-nnaB. Разделение плава, содержащего мышьяк и сурьму,
основано на том, что при выщелачивании раствором, содержащим, при-
і5 го
Вес. % Να,Ο —-
Фиг. 108. Система Na20—Авг05—Η „О
При 50° данные Д. Чижикова и Г. Френц
При 30° данные М. Серебренниковой
При 20° данные Menzel u. Hagen
мерно, 350 г/л NaOH и 85 г/л NaCl и нагретым до 70°, арсенат натрия
Na3As04 хорошо растворяется. Антимонат натрия остается в осадке.
После декантации раствора осадок Na3Sb04 поступает в переработку
Таблица 91
Степень растворимости Sb3Oa в растворах NaOH в зависимости от
исходной Концентрации щелочи и температуры
(г/л Sb в растворе)
^~~"~^——^__^ U *С
NaOH, г/π ~- ^_
47.10
80.00
137.60
180.50
229.80
257.07
341.90
473.70
20
1.23
1.61
4.19
6.19
8.67
10.22
11.10
12.35
40
2.32
—
—
—
—
11.10
12.07
13.72-
60
4.40
6.40
8.96
11.29
12.84
15.09
16.03
18.55
80
6.83
7.98
12.13
13.41
16.28
17.34
20.11
20.75

264
Часть вторая. Металлургия свинца
Таблица 92
Степень растворимости Sb205 в растворах NaOH в зависимости от
исходной концентрации щелочи и температуры
(г/л 6Ъ в растворе)
ХаОЯ,
~-~-__^ і, "С
г/л -—
202.4
274.9
328.1
469.2
20
0.26
0.30
0.52
1.44
40
0.30
0.40
0.55
1.44
по
0.40
0.56
0.75
2.27
80
0.40
0.58
1.14
2.37
Таблица 93
Степень растворимости РЬО в растворах NaOH в зависимости от
исходной концентрации щелочи и температуры
(г/л РЬ в растворе)
на сурьму. В растворе остаются едкий натрий, поваренная соль и арсенаг
натрия. При охлаждении раствора до 25° мышьяк выпадает в виде
кристаллов Na3As04.12H20. Полученные кристаллы после растворения их
в горячей воде и обработки гидроокисью кальция переводятся в кристаллы
арсената кальция Ca3(As04)2·
(As -+- Sn)-naaB. Плав выщелачивается водой при 90*. В раствор
при этом переходят обе соли. Полученный раствор приливают к избытку
Са(ОН)2. Олово выпадает в осадок в виде CaSn03. Для процесса беруг
105% извести от теоретически необходимого количества ее по олову.
Если к горячему фильтрату прилить затем известковое молоко в
количестве 130—180% эквивалента по мышьяку, то таким путем можно
осадить арсенат кальция.
(Sn + Sb)~naaB. При выщелачивании на холоду в 10%-м
растворе NaOH антимонат и станнат натрия остаются в осадке. После
фильтрации кек, содержащий небольшое количество NaOH, промывается
холодной водой. В слабом растворе получаемой при этом щелочи станнат
натрия хорошо растворим. Антимонат натрия не растворяется и остается
в осадке.
(As + Sn + Sb)-iraaB. Сначала освобождают плав от NaOH и NaCl,
пользуясь плохой растворимостью солей в щелочных растворах на
холоду. Затем осадок обрабатывается при нагревании 10%-м раствором
щелочи. Арсенат и станнат натрия при этом полностью растворяются.
Антимонат натрия остается в осадке.

Глава XVIII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы ѵ^елочным рафинированием 265
На практике плав в горячем состоянии гранулируется в струе воды,
при этом NaCl и NaOH, а также станнат и арсенат натрия, если
последние содержатся в плаве, переходят в раствор. При слабой агитации
раствора частицы антимоната натрия легко взмучиваются. На дне
агитатора остаются зерна механически
увлеченного свинца.
Раствор со взмученными частицами
антимоната натрия декантируется в отстойник.
При температуре 70° раствор оставляют в
спокойном состоянии, пока антимонат
натрия осядет полностью в виде плотной массы.
Промытый сухой осадок антимоната натрия
содержит до 60% Sb в виде 2NaSb03-7H20.
Для получения металлической сурьмы
к кристаллам примешивают 12% коксовой
мелочи и смесь плавят в отражательной
печи. При этом извлекается до 90% сурьмы.
Едкий натрий, связанный с сурьмой, в этом
случае теряется в количестве, равном у3 веса й.
металла. Фильтрат, содержащий олово и 5
мышьяк, обрабатывается углекислой
известью или гидроокисью кальция. Олово и
мышьяк осаждаются последовательно в виде
станната и арсената кальция.
Мышьяк можно получить из
охлажденного до 25° раствора в виде кристаллов
арсената натрия Na3As04-12H20, в
которых содержится в связанном состоянии едкий
натрий в количестве 160% веса мышьяка.
Если кристаллы арсената натрия являются
конечным мышьяковым препаратом,
необходимо учесть соответствующие потери NaOH
в процессе. При осаждении олова и
мышьяка известью едкий натрий остается в растворе.
После осаждения мышьяка, олова и
сурьмы получается раствор, содержащий едкий
натрий и поваренную соль, которые после
упарки возвращаются обратно в процесс.
Получаемые при гидрометаллургической
переработке плавов продукты имеют, примерно, следующие составы:
1) сурьмяный продукт в виде антимоната натрия содержит (%):
W
teo
I
^ 100
о. 80
1
60
I
//
с
^
с
1 j
|
1
i
I
''\
ί''
' ^ζ*
r 80°
" "
''
1
5>°Л
>t-:
5
——
_^ i
jA.'
'60°
W
20°
50°
SO"
10°
20 °-
1
ao
20
0 ZOO 100 680
Концентрация Να D h, г/л
Фиг. 109. Растворимость
окислов металлов в щелочных
растворах
Sb
48.88
As
Следы
Sn
0.056
Pb
0.0І
Fe
0.093
Zn
0.009
2) мышьяковый продукт в виде арсената кальция содержит 26.1% Аз;
3) оловянный продукт в виде станната кальция содержит (%):
Sn
37.65
Sb
0.43
As
Следы
На фиг. 110 приведена примерная технологическая схема щелочного
рафинирования свинца.

As-
Щелочь
-Sn — Sb-плав
1
Грануляция
Зерна
сзннца >
Фиг.
-
Ψ
Антим
натр
*
онат
ия
110. Τ
ехнол
оги
Хлористый
натрий
1
Раствор (As, Sb, J
ν
Веркблей
Ψ і
'
>
Реактор
Селитра
'
ψ >, Рафинированні
u!t свинец
На обессеребрение
iaCI, NaOH)
I
Осаждение олова
I
Станнат кальция
ческая схема щелочного
1 '
Са (ОНЦ
I
Раствор (As, NaCl, NaOH)
ι
I
Охлаждение |
ψ ι
Арсѳнат натрия ψ Раствор (Χ
aCl, NaOH)
\
j Упаривание. 1
1 т-Д
„ 1 Плав
Пары воды φ (NaC1> Na0H)
рафиивроваквя свинца .—■ r
t
-*
1

Глава XIX. Извлечение серебра при помощи цинка
•267
§ 7. Пути рационализации щелочного епособа рафинирования веркблея
Дальнейшее усовершенствование щелочного метода рафинирования
веркблея должно пойти в направлении конструирования и внедрения
•аппаратов непрерывного действия.
Кроме того, поскольку антимонаты (и цинкаты) натрия, как это
установлено автором, находятся в жидком плаве в вдиѳ механической
взвеси, имеется возможность отделить твердую фазу
•от жидкой фильтрацией или центрифугированием.
На фиг. 111 показан фильтр с нагревом. Опыты,
проведенные автором по фильтрации сурьмяного и
цинкового плавов, показали, что в фильтрате
остается не более 2% Sb или Zn при исходном
■содержании их, равном 20%. Количество фильтрата
равнялось Уз веса исходного плава.
В качестве фильтрующего материала служил
древесный уголь или кокс.
Подобные же результаты получаются при
центрифугировании плавов.
Возможность фильтрации или
центрифугирования плавов делает излишним регенерацию
свободной части реагента гидрометаллургическим
путем. Расплавленный фильтрат может быть
непосредственно возвращен в аппарат для рафинирования.
Гидрометаллургической переработке будут
подвергаться лишь твердые остатки с фильтра для
регенерации связанной части щелочи.
Глава XIX
ИЗВЛЕЧЕНИЕ СЕРЕБРА ПРИ ПОМОЩИ ЦИНКА
Существует три способа извлечения серебра из
•свинца: 1) паттинсонирование, 2) паркесирование,
3) купелирование.
Паттинсонирование основано на том, что при
охлаждении сплава свинца с серебром выделяются
чистые кристаллы свинца; серебро остается в маточ->
ном растворе. Паттинсонирование применялось для
обессеребрения свинца, богатого содержанием
висмута. В настоящее время, с развитием паркеси-
рования для извлечения серебра и кальциевого
метода по удалению висмута, способ Паттинсона
потерял свое значение.
Общепринятым в металлургии свинца методом ^^^^"щел^чиыГ
извлечения серебра является паркесирование (спо- ч F шіавов.
соб Паркеса). При паркесировании в расплавленный ;_приемник; 2-вса-
свинец вмешивается цинк, который образует с се- сывающая камера.- з -
ребром тугоплавкие соединения, всплывающие на ильтр'ГревательIтрОН
поверхность при охлаждении ванны.
Способ купелирования, основанный на постепенном превращении
свинца в глет (серебро при этом не окисляется), получил широкое
распространение при переработке свинца с высоким содержанием серебра.

268
Часть вторая. Металлургия свинца
§ 1. Физико-химия процесса паркесирования
Паркесирование заключается в том, что в расплавленный свинцово-
серебряный сплав вмешивается металлический цинк. Последний образует
с серебром тугоплавкие соединения, которые всплывают в виде пены на
поверхность ванны. Вместе с серебром в цинковую пену переходит также
и золото.
Для понимания процесса извлечения благородных металлов из свинца
при'помопщ цинка ниже будут разобраны диаграммы состояния.систем
20 30
А том и. % Ζ π
SO 70
О
Aq
10
20 30 НО 50 SO 70 ВО
вес. °/о Ζ π —*-
Фиг. 112. Диаграмма состояния системы Ζη—Ag
SO WO
Ζη
Pb —Ζη —Ag и Pb —Ζη —Au. Влияние серебра на извлечение золота
можно видеть из диаграммы Ag —Au.
Кроме того, будет рассмотрено поведение примесей и их влияние на
процесс обессеребрения.
Особо важным здесь является поведение меди как самостоятельного
экстрагента драгоценных металлов. Это видно из рассмотрения диаграмм
Си —Ζη — Ag и Си —Ag —Au.
По диаграммам плавкости цинка с другими металлами —железом,
никелем, кобальтом, мышьяком, оловом, кадмием, сурьмой и висмутом —
можно изучить влияние последних на процесс обессеребрения свинца как
с точки зрения расхода цинка, так и полного и рельефного расслаивания
и отделения пены.

Глава XJX. Извлечение серебра при помощи ѵинка
269
Система РЬ — Ζη — Ag. Типичным для диаграммы РЬ —Ζη
(фиг. 55) является наличие области ограниченной взаимной
растворимости металлов в жидком состоянии.
При температуре ниже 935° сплав делится на две фазы: цинковую —
с некоторым содержанием свинца и свинцовую — с некоторым
содержанием цинка.
С понижением температуры состав фаз меняется: цинковая беднеет
свинцом, свинцовая — цинком. Предельные значения получаются при
418° в момент появления кристаллов цинка. Цинковая фаза при 418°
содержит 0.5% РЬ. Свинцовая фаза содержит при этой температуре 2%Ζη.
Так как цинк легче свинца, цинковая фаза всплывает на поверхность.
При дальнейшем понижении температуры от 418 до 318° содержание
цинка в свинцовой фазе уменьшается с 2 до 0.5%.. При этой
температуре свинец с цинком образует эвтектику, содержащую 99.5% РЬ
и 0.5% Ζη.
Таким образом, при растворении цинка в расплавленном свинце будут
образовываться два слоя: цинковый сверху и свинцовый внизу.
Одновременно некоторое количество цинка растворится в
свинцовом слое, а свинца — в цинковом слое. Чем выше температура,
тем более будет содержаться свинца в цинковом, а цинка — в
свинцовом слое. При температуре ниже 418° избыток цинка в твердом" виде
всплывает на поверхность свинцовой ванны в виде эвтектики,
содержащей 0,5%, РЬ.
С серебром цинк (фиг. 112) образует два устойчивых соединения:
Ag2Zn3, содержащее 49% Ζη, с температурой затвердевания 665°;
Ag2Zn5, содержащее 60% Ζη, с температурой затвердевания 636°.
Кроме того, цинк образует с серебром ряд твердых растворов.
Область твердого раствора α соответствует содержанию от 0 до 26.6 % Ζη.
Твердый раствор β содержит от 26.6 до 47.6% Ζη. Раствор α устойчив
при нормальной температуре, раствор β устойчив до 264°.
Диаграмма состояния тройного сплава
свинец — цинк — серебро представлена на фиг. 113.
При растворении цинка в свинце, содержащем серебро, последнее
реагирует с цинком, образуя химические соединения по уравнениям:
2Ag + 3Zn£Ag2Zn3;
2Ag + 5Zn^Ag3Zn5.
Константы равновесия этих уравнений могут быть выражены
формулами:
к _ (Ag)*.(Zn)» .
1 (AgsZn3) '
(Ag)a - (Ζη)*
(Ag. Zns)
Концентрации (Ag2Zn3) и (Ag2Zn5) можно считать постоянными
ввиду малой растворимости в свинце этих соединений.
Внеся эту поправку в уравнения констант, получаем
^ = (Ag)2.(Zn)3; К* = (Ag)*. (Zn)5.

27ο
Часть вторач. Металлургия свинца.
Из уравнений констант видно, что минимальная концентрация
ееребра в свинце будет достигнута при максимальной
концентрации цинка, т. е. при образовании насыщенного раствора цинка
в свинце.
Так как растворимость цинка в расплавленном свинце повышается
е температурой, целесообразно вмешивание цинка производить при
повышенной температуре. Это обеспечит максимальный перевод серебра
Ζη Λ /к а й2% 3% Zn
Фиг. 113. Диаграмма состояния Фиг. \\и. Диаграмма смешивания
системы Zn—Pb—Ag системы Zn—Pb—Ag
в химические соединения с цинком, которые при охлаждении ванны
всплывут на поверхность вместе с цинковой фазой и растворенной в
ней частью свинца.
Хотя серебро уменьшает область несмешиваемости1 цинка со-
свинцом (фиг. 114), но, ввиду сравнительно невысокого содержания
его в сплаве, получаются два довольно резко отделяющихся друг or
дрЗтга слоя.
При охлаждении сплава в первую очередь начинает застывать верхний
слой жидкости, богатой цинком. При этом будет выделяться твердый
раствор, богатый серебром. Когда верхний слой затвердеет, из
нижнего слоя начнут выделяться кристаллы цинка с небольшим
содержанием серебра до получения эвтектики Pb — Zn, не содержащей
серебра.
Таким образом, прибавляя к однородному сплаву Pb — Ag все
большее количество цинка и удаляя верхний слой жидкости,
обогащенный цинком и серебром, можно полностью извлечь серебро из
свинца.
Сиетема Pb — Zn — Au. Золото образует с цинком три
химических соединения (фиг. 115):
AuZn (24.9% Zn) с температурой затвердевания 725°;
Au3Zns (36.5% Zn) с температурой затвердевания 644°;
AuZn3 (72.6% Zn) с температурой затвердевания 475°.
1 Расхождение в составе эвтектики Pb—Zn (1.2% Ъл и 0.5% Zn) следует
отнести к данным равных авторов. Более правильным следует считать 0.5% Zti в
эвтектике.

Глава XIX. Извлечение серебре при помощи цинка 271
Высокая температура затвердевания этих соединений обеспечивает
переход золота в цинковую пену.
Так как сродство цинка к золоту больше сродства его к серебру,
то образование химических соединений Аи^Пу предшествует получению
серебристой пены. Поэтому в первых порциях пены содержится большая
часть золота.
А том» % 2 π
' ι ι ι ι ι ι а ι ι ι і_і—ι 1 J—u 1— 1 '
О 10 20 30 W SO 60 70 83 90 100
Au Bee. "loin-*- Zn
Фиг. 115. Диаграмма состояния системы Zn—Au
Система Си —Zn — Ag. Диаграмма состояния сплава
Ζ η —Gu приведена на фиг. 116. Цинк образует с медью химическое
соединение Cu2Zn3 (39.37% Си) с температурой затвердевания 835°.
Вследствие высокой температуры затвердевания Gu2Zn3 всплывает на
поверхность свинца' в первую очередь. Наличие меди в свинце
обусловливает избыточный расход цинка при обессеребрении.
Диаграмма состояния сплава Си — Ag приведена
на фиг. 117. Медь с серебром образует эвтектику при температуре 779.
Эвтектика содержит 28.5% Си.

272
Часть вторая. Металлургия свинца
Кроме того, образуются твердые, растворы меди в серебре, содержащие
до 8.8% Си, и растворы серебра в меди, содержащие до 8% Ag. Медь
способствует переходу серебра в пену.
Тройная диаграмма системы Си — Zn — Ag приведена на фиг. 118.
СистемаСц—Ag—Au. Диаграмма состояния сплава Си—Аи
приведена на фиг. 119. Медь с золотом образует непрерывный ряд твердых
растворов с минимумом при температуре 883°. Кроме того, имеются две
кривых превращения, соответствующих образованию химического
соединения Cu3Au при температуре 390° и CuAu при температуре 430°.
Агпомн. % 2.П
Фиг. 116. Диаграмма состояния системы Zn—Си
Наличие в сплаве меди, образующей тугоплавкие кристаллы
твердого раствора золота, способствует переходу последнего в первые
порции пены.
Золото с серебром (фиг. 120) образует непрерывный ряд
твердых растворов. Добавление серебра к золоту понижает температуру
плавления сплавов.
Системы Zn —Мс.
Диаграмма состояния сплава Zn —Fe приведена на
фиг." 121.

Глава XIX. Извлечение серебра, при помощи цинка
273
Железо образует с цинком два химических соединения: FeZnT
(89.12% Zn) с температурой затвердевания 647° и Fe5Zn2l (77.84% Zn)
1100
1000
900
800
0 700
I
I 600
&
с;
£ 500
400
А томи % (,'u
10 20 30 40 50 60 70
80
90
300
200
■ ι
960.5°
ah
I
I
I
I
-^ЖиЗ
8
I
I
Жидкость
Щ
f
I
I
770"
CCi
•A
ЖиВк
icmb *■ 1
1
J
9
Щ&
1
β
\
\
0
4
w
20
30
40 50 60
70
80
90
WO
Си
Фиг. 117. Диаграмма состояния системы Си—Ag
с температурой затвердевания 765°. Кроме того, цинк образует с
железом твердый раствор, содержащий 0.7%Fe. Железо переходит вместе с
другими тугоплавкими металлами в цинковую пену.
Диаграмма состояния
сплава Zn — Ni приведена на
фиг. 122. Цинк образует с никелем
химическое соединение ΝίΖη3 с
температурой затвердевания 882°. Никель
переходит в пену, увеличивая расход
цинка.
Диаграмма состояния
сплава Zn — Со приведена на
фиг. 123. Цинк с кобальтом образует
химическое соединение Со 6Zn 21 (82.33 %
Zn) с температурой затвердевания 873°.
Кобальт вместе с никелем переходит в
пену, связывая некоторое количество
цинка.
Диаграмма состояния
сплава Zn — Sn приведена на
18 Металлургия тяжелых цветных металлов
Фиг. 118. Диаграмма состояния
системы Си—Zn—Ag

Атомн. % Си
ΙΟ 23 3D ID 50 ВО 70 80
О 10 20 30 UO SO 60 70 ѲО 90 100
*и вес. % Си -*■ Си
Фиг. 119. Диаграмма состояния системы Си—Аи
1100
, W50
f woo
%
s
£■^$50
SOU
-360,5'-
Атомн. %Аи
30 UO SO BO 70 80 SO
ЖаВкостЬ +гпВердЬш poena ^ор
III
■ТВердЬш раствор -
О 10 20 30 UO SO 60 70 80 SO 100
AS вес. °/о An -*■ Au
Фиг. 120. Диаграмма состояния системы Ag—Au

Атомн. % Ζ η
НО 50
80 90
*т°
О
W 20 30 40 50 60 7В 80 9в 100
вес. % In -*■ In
Фиг. 121. Диаграмма состояния системы Zn—Fe
f
1300
1200
1100
woo
900
800
700
600
500
ЧОО
300
Ато/ин. % Zn
30 10 50 60 70 SO 90
*—
4
V
1
HCi/Ok+a:
ч
N
N
N
a
a +
1
\W
α+β
810°
""^Wl
A
I
с
—э
\
β
5І5
Л
56
I
XeukeJ
Жиі
idk^L
иромм ι
kacmb
\
.' 875"^,,^^,
!6I 7
β+γ
650°
β,+r
η ^
76,3]
1
V
/ Фаут
ι
С
<
1
•лЬ
га
у
86,6
ли
Л
Л90°\
Жидк&
И7Т
ε+ΐη
119 Г
20 30 40 50 60 70 80 90 100
ΝΊ £рс. % 2п -^ Zn
Фиг. 122. Диаграмма состояния системы Zn—Ni

276
Часть вторая. Металлургия свинца
70
WOU £
Атомн. % In
90
фиг. 124. Цинк с оловом образует эвтектическую смесь, температура
затвердевания которой составляет 199°. Олово полностью остается в жидком
свинце и, ухудшая расслаивание цинковой и свинцовой фаз, мешает съему
пены. Олово необходимо полностью удалять до процесса обессеребрения.
Диаграмма состояния сплава Zn — Sb приведена
на фиг. 125. Цинк с сурьмой образует
химическое соединение Zn3 Sb2 с
температурой затвердевания 566° и две
эвтектики: Zn — Zn3Sb2 (411°) и Zn3Sb2-^
—Sb (505°). Сурьма не затрудняет съема
пены. Даже при наличии l%Sb в свинце
можно производить обессеребрение и
снимать цинковую пену. Наличие сурьмы
увеличивает несколько расход цинка.
При наличии одной сурьмы в веркблее
и отсутствии прочих примесей можно
оставлять сурьму в свинце и удалять ее
вместе с цинком.
Диаграмма состояния
сплава Zn — As приведена на фиг.
126. Эта диаграмма соответствует повы^
шенным давлениям. По ней мышьяк
образует два химических соединения с
цинком: Zn3Asa (1015°) и ZnAs2 (771°).
Мышьяк препятствует соединению цинка с
другими металлами. Содержание 0.1% As
в свинце делает цинковую пену
тестообразной и мешает отделению ее от свинца*
Мышьяк необходимо тщательно удалять
до обессеребрения.
щи·
90 то
%Zn-*· Zn
Фиг. 123. Диаграмма
состояния системы Zn—Со
500
то
" 300
!
&
С:
' 100
200
Am им к %1п
10 20 30 40 50 SO 70
80
1
232'
\ 9.0
ЖиЯк.+
т»&
1 1
Я-5п
1 1
Жидкі
істЬ
ι
Жид
I
ι
kocmb +
199'
3-$η + ·
ι
Ζπ
и
ι
ЩѴ
Ο 10
5π
40 50 60 70 80 90 100
Вес. %" Ζ л ->- Ζπ
20 30
Фиг. 124. Диаграмма состояния системы Zn—Sn
Диаграмма состояния сплава Zn — Ві приведена
на фиг. 127. Цинк образует с висмутом эвтектику, содержащую 2.7% Zn

to го зо ао
τ
Атомн. % Zn
SO SO 70
Щ1'
80
О 10 20 30 UO SO BO 70
St Bee. % Zn -»-
Фиг. 125. Диаграмма состояния системы Zn—Sb
Атамн. % Zn
W 20 30 НО SO 60 70 BO 90
90 ISO
Zn
1100
О 10 20 30 10 50 SO 70 SO 90 100
*s Sec.% In _». Zn
Фиг. 126, Диаграмма состояния системы Zn—As

900
800
700
5> Βΰΰ
% МО
300
200
Атомн % Ζη.
10 20 30 40 50 60 7.0 80
90
WO
1—j—j—ι π π 1 1—ι г—ι
* ГотЬе и Ролон-Госселен · Хейкок и НеВи/wb
о Шпринг и Ро/ионоВ I ^JEacc и Неллинек
№
°С Λ
100 _,
фс%1п *
\ ι
о\ЖидкостЬ
Щ4Р
О 10 20 30 НО 50 60 70 80 SO 100
8L Вес % In -*. Ζη
Ц50
«о UOO
Щ350
Фиг. 127. Диаграмма состояния системы Ζη—В;
80 90
Атоми. % Ζη
10 20 30 НО 50 60 70
&
Iт
250
200
150
100
50
I
321"
он 2J5
\ НасЬ
1
идк.+а
т
щвн. Сс
1
тверд
1
Жидк
Ьій рас
1
остЬ
твор+
- ι
266°
насЬщ.
jjCl
In mOe
^
dkocmb
йдЬій р
ι -
^
+ β
ѵствор
urn
7
Ρ
9785,
I
0
Cd
10
20 30
70
SO
HO 50 60
Bee. "la Ζ π —
Фиг. 128. Диаграмма состояния системы Ζη—Cd
90
100
Ζη

Глава XIX. Извлечение серебра при помощи цинка
277
с температурой затвердевания 254.5°. Висмут полностью остается в
обессеребренном свинце.
Диаграмма состояния сплава Zn — Gd приведена
на фиг. 128. Цинк с кадмием образует эвтектику, содержащую 82.6% Cd
с температурой затвердевания 266°. Кадмий остается в обессеребренном
свинце. Наличие кадмия уменьшает область несмешиваемости свинца
с цинком.
В табл. 94 и 95 сведены химические соединения и эвтектические смеси,
которые цинк образует с различными примесями свинца.
Таблица 94
Химические соединения цинка с металлами
Формула
NiZn3 ....
Co5Zu2i . . .
Cu2Zn3 ....
Ρβ5Ζη,! ....
AuZn
Ag2Zn3 ....
Температура

затвердевания, °0
882
873
835
765
725
665
Формула
FeZn, ....
Απ»Ζη3 . . .
Ag34n5 . . .
SbaZn3 ....
AuZn3 ....
Температура

затвердевания, °С
647
644
636
566
475
Таблица 95
Эвтектические смеси цинка с металлами
Эвтектика
Zn—Sb.Zns
Zn—Pb
Zn—Cd
Zn—Bi · ·
Zn—Sn . . . .'
Температура
ватвердева-
ния, °С
411.0
318.0
266.0
254.5
199.0
Как видно из табл. 94, наличие в веркблее меди, железа, никеля,
кобальта и частично сурьмы связано с увеличенным расходом цинка на
образование химических соединений. Вместе с благородными металлами
последние переходят в цинковую пену. Висмут, олово, кадмий и большая
часть сурьмы остаются в расплавленном свинце. Висмут, кадмий и сурьма
не оказывают отрицательного влияния на процесс обессеребрения. Мышьяк
и олово препятствуют съему пены; объясняется это главным образом
легкой окисляемостью мышьяка и олова. Образующиеся окислы
запутываются в пене и нарушают границу между слоями.
Расход цинка при обессеребрении
Мюльденгауер дает следующую формулу:
А = 10.4 + 0.033 а,
где А — расход цинка на 1000 кг свинца, кг;
а —содержание серебра в 100 кг свинца, г.

280
Часть вторая. Металлургия свинца
Практический расход превышает теоретическое количество цинка
на 20—25%.
По Росвагу количество цинка определяется формулой
Л = 23.22 + 0.223 а,
где А —количество цинка на 1000 кг свинца, кг;
а —содержание серебра в 1 τ свинца, унций1.
И л л и н г дает формулу:
А =20.78 + 0.24 а,
где обозначения приняты те же, что у Росвага.
Формулы Росвага и Иллинга пригодны для свинца с содержанием
серебра в пределах 1.0—1.7 кг на 1 т. При высоком содержании серебра
более применима формула Мюльденгауера. Как правило, можно
отметить, что чем выше содержание серебра в свинце, тем меньше
относительный расход цинка.
Пляттнер приводит следующие данные по расходу цинка в зависимости
от содержания серебра в свинцеі
Содержание Ag, % 0.0952 0.3793 0.5037 0.8330
Расход цинка, % к весу свинца . . . 1.34 1.84 1.96 2.45
По Иллингу, зависимость между количеством цинка, прибавляемого
к свинцу при обессеребрении, и содержанием серебра в ванне выражается
следующими цифрами:
Содержание Ag, % 0.025 0.1 0.3—0.4
Расход цинка, % к весу свинца ... 1.25 1.5 2.0
Когда в свинце содержится золото, последнее снимается в виде
отдельной пены. Для этой цели в начале процесса обессеребрения к
расплавленному свинцу прибавляется· часть цинка специально для получения
золотистой пены.
Ниже приведены примерные количества цинка, которые необходимо·
прибавлять к свинцу в зависимости от содержания в нем золота.
Содержание Атд, % 0.0003 0.0009 0.0015 0.0027
Расход цинка, % к весу свинца . < . 0.375 0.450 0.524 0.675
Количество расходуемого цинка повышается, если свинец загрязнен
другими примесями.
§ 2. Аппаратура, применяемая при обессеребрении
Обессеребрение проводится в котлах. Для перекачки свинца
применяется центробежный насос. Вмешивание цинка в расплавленный· свинец
производится механической мешалкой. Для съема и отжимки цинковой
пены применяется пресс специальной конструкции.
Ниже приведено описание и основные размеры аппаратов,
применяемых для обессеребрения свинца.
Котлы (фиг. 129), в которых проводится обессеребрение, бывают
железные или чугунные. Так как обессеребрение происходит при попере-
Одна тройская унция равна 31.1035 г.

Глава XIX. Извлечение серебра при помощи цинка
281
менном нагревании и охлаждении ванны, материал котла должен
хорошо сопротивляться изменениям температуры.
Котлы для обессеребрения бывают емкостью до 100 τ свинца и выше;
они имеют сферическую, а иногда эллипсоидальную форму. Емкость
и размеры котлов приведены в табл. 96.
Таблица 96
Размеры котлов и их емкость
(толщина стенок от 40 до 70 мм)
Емкость
котлов, τ
20
30
45
50
55
Дііачетіі, Μ
1.90
2.70
3.45
3.20
3.66 χ 2.1
Глубина, м
0.90
1.00
0.96
1.10
1.00
Котел своими бортами опирается на железное кольцо, помещающееся
поверх кирпичной кладки. Отапливаются котлы каменным углем от
прямой колосниковой топки или при помощи нефтяной форсунки. Отопление
генераторным газом затруднительно из-за низкой температуры процесса
и необходимости частых остановок для охлаждения котла.
Фиг. 129. Котел для обессеребрения свинца (разрез)
Движению топочных газов придается тангенциальное направление,
чтобы нагреву подвергалась большая часть поверхности котла.
Продолжительность службы котлов для обессеребрения колеблется от 1 х/2 до 4 лет.
Выпуск свинца из котла может осуществляться следующими
способами:
Через выпускное отверстие в днище котла. Отверстие снабжено»
горизонтальным патрубком, проходящим сквозь кирпичную кладку.

282
Часть вторая. Металлургия свинца
При помощи сифона. Последний состоит из железной трубы
диаметром 60 мм, изогнутой таким образом, что один конец доходит до дна котла
•а другой выведен наружу. Применение сифона возможно при наличии
разности уровней.
Наиболее распространенным способом является перекачка свинца
при помощи центробежного насоса. Основные размеры насоса следующие:
Диаметр всасывающей трубы 300 мм
» додающей » 50 »
» вертикального вала 48 »
Длина пропеллера 305 »
Число оборотов в 1 мин 800 »
Производительность насоса по количеству перемещенного
свинца до 12 т/мин.
Потребляемая мощность 10 л. с.
Для получения ровной струи металла вертикальная подающая труба
имеет выпускное отверстие сбоку. Поддерживая свинец в трубе выше
уровня отверстия, можно получить ровную струю металла.
Пропеллерная мешалка (фиг. 130). Для перемешивания ванны
применяется пропеллерная мешалка.
Фиг. 130. Пропеллерная мешалка
Мешалка состоит из железного цилиндра, в котором вращается
вертикальный вал с пропеллером. Вал делает 110 об/мин. Цилиндр подвешен на
железных прутах к раме. При погружении в металл верхняя часть цилиндра
располагается ниже уровня ванны. Движением пропеллера в цилиндре
металл гонится вниз. В цилиндре образуется воронка, куда засасывается
верхний слой металла; таким образом достигается циркуляция и
перемешивание ванны. Мешалка перемещается при помощи крана.
Для удаления из цинковой пены механически увлеченного
свинца применяются отжимной пресс или ликвационный котел.

Глава XIX. Извлечение серебра при помощи цинка 283
Пресс (фиг. 131) состоит из железного цилиндра, внутри которого
движется поршень, снабженный зубцами. Цилиндр имеет днище с
отверстиями 12 мм в диаметре. Днище может вращаться вокруг
горизонтальной оси. Работа пресса осуществляется следующим образом. Пресс при
помощи тали опускается в свинец, на поверхности которого плавает
цинковая пена. Цилиндр заполняется пеной, после чего начинается
прессование. Взаимное перемещение цилиндра и поршня может осуществляться
Фиг. 131. Пресс для отжимки цинковой пены
либо передвижением вверх цилиндра (при неподвижном поршне), либо
опусканием вниз поршня с зубцами (цилиндр остается неподвижным).
В первом случае поршень устанавливается на такой высоте, что
поднятый вверх доотказа цилиндр оказывается над ванной металла. Во
втором случае приходится предварительно поднимать весь пресс до тех пор,
пока цилиндр не выйдет на поверхность ванны, после чего опускают
поршень, который отжимает пену. Механически увлеченный свинец при
прессовании стекает через отверстия в днище обратно в котел. Поршню
одновременно с поступательным придают также вращательное движение.
Зубцы, перемещаясь в горизонтальной плоскости, разрыхляют пену
и лучше ее отжимают.
Когда прессование закончено, пресс отводят в сторону, открывают
днище и удаляют брикет наружу. Полученные брикеты сухой цинковой
пены в горячем состоянии разбиваются на куски величиной в орех. Вес
брикета 0.5—0.75 т.

284
Часть вторая. Металлургия свинца
Пр%сс приводится в движение сжатым воздухом или паром. Поршень
может также приводиться в движение при помощи винта и червячной
передачи, действующей от мотора.
Цилиндр пресса имеет 600 мм в диаметре. Высота цилиндра 300 мм.
Давление при прессовании составляет 10 кг/см2. Продолжительность
одной операции 10 мин.
Котлы для ликвации пены (фиг. 132) делаются высотой 1.5 м и
диаметром 45 см. Котел собирается из двух частей, соединенных фланцами.
Между фланцами имеется кольцевая выемка, по которой проходит 1.5-см
КраснЬш Нирпич Шамот
Фиг. 132. Ликвационный котел
труба, охлаждаемая водой. Во время работы нагревается верхняя часть
котла. Нижняя часть котла обогревается по мере надобности. Выпуск
ликвированного свинца производится при помощи сифонной трубки,
несколько не доходящей до днища котла.
Перед ликвацией котел заполняют свинцом, нагретым до
температуры 650°. Поверх свинца загружается цинковая пена. При нагревании
свинец вытапливается из пены и опускается вниз в необогреваемую часть
котла, откуда удаляется через сифонную трубку. При опускании вниз
свинец охлаждается, причем из него выделяется растворившаяся пена,
которая всплывает на поверхность.
Производительность ликвационного котла составляет 10—12 τ пены
в сутки при расходе каменного угля 6°/0 веса сырой пены.
§ 3. Практика процесса обессеребрения
До заливки свинца внутренняя поверхность котла, в котором
осуществляется процесс обессеребрения, обмазывается известковым
молоком. Это делается для облегчения работы по удалению пены,
пристающей к стенкам при охлаждении котла. После этого котел подогревают,
примерно, до 400°. После того как котел заполнен жидким свинцом,

Глава XIX. Извлечение серебра при помощи, цинка 285
снимают всплывающую на поверхность тугоплавкую корку, нагревают
свинец до температуры 480° и загружают цинк в виде чушек.
Вместе с металлическим цинком в расплавленную свинцовую ванну
добавляют также оборотную цинковую пену последних съемов от
предыдущей операции.
После расплавления оборотной пены и металлического цинка ванну
перемешивают в течение 20—30 мин. Цинк и твердая пена засасываются
сверху в цилиндр мешалки и снова поднимаются на поверхность по краям
котла. Когда перемешивание закончено, ванну охлаждают до 350° и
снимают застывшую пену вручную или при помощи пресса. Съем пены
вручную производится шумовками. Шумовкой служит
перфорированный железный диск диаметром 450 мм с 3-мм отверстиями, снабженный
рукояткой. Для более полного удаления механически увлекаемого свинца
снятая пена направляется на ликвацию» Ликвация пены производится
в котлах, описанных выше.
Свинец, получаемый при ликвации, поступает обратно на
обессеребрение. «Сухая» пена после ликвации измельчается и в виде гранул
направляется на дестилляцию.
Цинковая пена снимается в несколько приемов. После каждого съема
ванну нагревают, берут пробу и, исходя из количества оставшегося
в свинце серебра, прибавляют необходимое количество цинка. Вместе
с последним прибавляется также оборотная пена предыдущего съема.
Готовым продуктом, поступающим на последующие процессы дестил-
ляции и купелирования, является первая пена, наиболее богатая
содержанием серебра. Остальные съемы пены являются оборотными.
Если в свинце содержится медь, первая порция пены получается
медистой. Ее собирают отдельно; также отдельно собирают и золотистую пену.
Первая пена снимается во все время остывания свинца. Вторая и
последующие пены снимаются при полном охлаждении ванны до 340—350°.
Для ускорения охлаждения ванны перед съемом второй и последующих
лен на поверхность свинца разбрызгивают воду. Пропусканием паров
воды или сжатого воздуха также можно ускорить охлаждение ванны.
Барботирование парами воды или воздухом способствует всплыванию
твердых частиц цинковой пены, взвешенных в металле. Для ускорения
охлаждения в ванну опускают отлитый из оборотной пены блок, который
Таблица 97
Изменения состава свинца в процессе обессеребрения
J
Стадия процесса
Свинец до начала
обессеребрения. .
После съема первой
пены
После съема третьей
пены
После съема четвер-
После съема шестой
я
Stag
SS«J
ρ«ιδ.
374
340
359
332
О
Прибаві
цинка в
к евинц
1.0
0.5
—
Си
Ві
Sb
Sn
As Fe
I
Zn
%
0.095
0.022
0.004
0.004
0.0038
0.06
0.06
0.054
0.06
0.062
0.37
0.40
0.375
0.344
0.357
0.009
0.002
0.00
0.00
0.00
0.009.
0.004
0.00
0.00
0.00
0.011
0.01
0.01
0.009
0.009
0.014
0.762
0.581
0.769
0.601
Au
Ag
г/т
1
0
0
0
0
623
613
76
31.5
17.3

286
Часть вторая. Металлургия свинца
при помощи крана перемещают в расплавленном металле. Когда ванна
остынет до требуемой температуры, остаток нерасшіавившегося блока
оборотной пены относится в сторону.
В табл. 97 приведены анализы, полученные при обессеребрении свинца
паркесированием. Всего прибавлено было цинка 1.5% веса свинца. Цинк
прибавлялся в два приема. Вначале было прибавлено 65% цинка, затем
остальные 35 %. После каждой присадки цинка снималось по три пены.
Нижний предел температуры составлял 332°, т. е. почти на грани
затвердевания свинца.
В табл. 98 приведены изменения состава свинца в процессе
обессеребрения с четырьмя присадками цинка.
Таблица 98
Изменения состава свинца в процессе обессеребрения
Стадия процесса
Свинец до начала
обессеребрения
После съема первой пены . . .
» » второй » ...
» » третьей » ...
» » четвертой пены . .
До съема
пены
прибавлено
цинка, нг
40
40
80
20
Zn
%
0
0.133
0.321
0.601
0.660
Ag
г/т
1100
1090
840
80
5
Си
Fe
Sb
As
%
0.092
0.053
0.008
Следы
0.09
0.019
0.019
0.012
0.016
0.90
0.82
0.85
0.82
0.81
0.013
Следы
0
0
0
Вес получаемой цинковой пены колеблется в значительных пределах.
Чем больше концентрация серебра в пене, тем меньше ее количество. В
среднем, «сухой» пены получается около 5% веса свинца.
В табл. 99 приведены анализы серебристой пены.
Таблица 99
Анализ серебристой пены (%)
Элементы
Аи . . .
Ag . . .
Pb . . .
η . . .
Си ...
Завод
№ 1
10.69
76.54
10.70
3.30
Завод
№ 2
3.4
75.5
22.0
—
Завод
№ 3
0.015
4.0
54.0
40.0
2.0
Завод
№ 4
2.6
60.0
20.0
Содержание серебра в свинце после обессеребрения не должно
превышать 0.0006% (6 г на 1 т).
Для уменьшения содержания серебра в свинце на Чимкентском
заводе практикуется после вмешивания цинка перекачивание металла из
одного котла в другой по жолобу. Охлаждение свинца и процесс
ликвации при атом ускоряются. Содержание серебра в свинце доводится до
2 г/т.
На присадку порции цинка, расплавление его, перемешивание и схем
пены требуется около 4 час.
Расход топлива при обессеребрении составляет 3% веса свинца. На
фиг. 133 показана схема процесса обессеребрения.

Глава XIX. Извлечение серебра при помощи цинка 287
А
Цинк
у
Ψ
Ликвация
1 1
Свинец
>
Серебристый свинец
1
I ■»->
-* * аинлаі
зление
ι
| Нагрев до 480°
і
ч. ТЧ
■ * вмешивание і<
1
1 Охлаждение |
і
Съем богатой пены 1
1
« - ψ
Сухая
I
Ψ
На извлечение
Аи и Ag
1
>
'
Оборотная
2-я пена
Фиг. азз.
1
Технологиче
ск
ребром
1
ψ
| Нагрев до 480° |
Ψ
—► Вмеши
ваниѳ <
1
| Охлаждение
I
| Съем 2-
1.
Свинец
•
'
| Нагрев до 480°
Ψ
Перемешивание |
Ψ
1 Охлаждение |
Ψ
-й пены |
1
ψ
Обессеребренный Pb
Ψ
1 На обесцинкование
Λ
Цинк
!
ψ
s\
>\
ι
Оборотная
1-я пена
1
'
ая схема процесса обессеребрения
ι

288
Часть вторая. Металлургия свинца
§ 4. Переработка пены. Удаление цинка
Получаемая при паркесировании пена состоит из металлического
свинца, цинка, серебра, золота и некоторого количества прочих примесей:
меди, сурьмы, впсмута и др. Часть металлов находится в пене в виде
окислов. Последующая переработка пены имеет целью получение серебра и
золота (последнее в виде металла Доре — сплава серебра с золотом),
свободных от примесей.
Переработка серебристой пены состоит из трех операций: 1)
удаления цинка дестилляцией, 2) удаления свинца купелированием и 3)
рафинирования серебра от примесей.
Удаление цинка из пены дестилляцией основано на разности
температур кипения цинка (906°), свинца (1525°) и серебра (1950°) и различной
упругости пара этих металлов.
В табл. 100 приведены упругости пара металлов в зависимости от
температуры.
Таблица 100
Упругость пара цинка, свинца и серебра, мм рт. ст.
Металл
Zn . . . .
. РЬ . . . .
Ag . . . .
Температура, °С
500
1.38
2.3-Ю-6
600
11.59
3.0-10-4
700
35
6.0-Ю-2
0.0002
800
162
0.08
900
760(<.0б°)
0.43
0.013
1000
1150
1.77
1100
3374
5.7
0.144
(1178°)
1 200
7757
25
0.82
(1316°)
При температуре кипения цинка упругость пара свинца и серебра
составляет лишь доли миллиметра ртутного столба. Если вести процесс де-
стилляции при температуре 1100—1200°, цинк должен улетучиться.
Летучесть свинца и серебра при этой температуре незначительна.
Дестилляция цинка производится в грушевидных графитовых
ретортах, обогреваемых извне. Размеры реторт приведены в табл. 104.
Таблица 101
Размеры реторт
Высота
Диаметр ■
шейки
Диаметр
широкой
части
Диаметр
вишней
части
Толщина
стенок
мм
914
825
152
175
460
440
330
440
40
40
Загрузка,
кг
450
5S0
Для обогрева реторт широкое распространение нашла вращающаяся
печь. Печи делаются кубической формы со стороной 1.5 м.
Вращение печи осуществляется при помощи червячной передачи от
маховика (фиг. 134, а, б, в, г). Продукты горения отводятся через отверстие
в боров, расположенный у задней стенки печи. Боров вплотную примыкает
к соответствующему отверстию общего газохойа, обслуживающего не-

Глава XIX. Извлечение серебра при помощи цинка 289
сколько печей. Передняя стенка печи разборная: после того как реторта
вводится в лечь, она заделывается. Реторта устанавливается в
наклонном положении под углом в 30°. Шейка реторты выводится наружу. В печи
вмещается одна реторта.
Фиг. 134. Печь с ретортой для дестилляции цинковой пены
а — вертикальный разреэ; б —вид спереди; в —вид сзади; г — горизонтальный разрез
В качестве конденсатора служит вышедшая из строя реторта.
Для нагрева пользуются коксом, нефтью или газом.
Расход кокса для обогрева составляет 60—70%, а нефти 20 — 25%
веса пены. Длительность дестилляции колеблется от 6 до 8 час.
Реторты выдерживают 50—60 плавок.
Необходимо следить, чтобы нагрев реторты был равномерным по всей
ее поверхности. Атмосфера в печи должна быть нейтральной или слегка
восстановительной.
Загрузка пены производится в 2—3 приема. После заполнения реторты
пеной печь нагревают до 1000—1100°. Когда лена расплавится и осядет,
загружают следующую порцию. После полной загрузки приставляют
конденсатор к горловине реторты и поднимают температуру до 1200°.
Выделяющиеся пары цинка конденсируются в жидкий металл,
который периодически · выпускается из конденсатора.
Когда процесс заканчивается, признаком чего является слабое
выделение паров цинка, снимают конденсатор, поворачивают печь вместе
с ретортой и серебристый свинец выливают в изложницы.
Продуктами дестилляции пены являются серебристый свинец,
металлический цинк, пуссьера и дроссы.
В серебристом свинце остается 0.75—2.0% Zn. Содержание серебра
19 Металлургия тяжелых цветных металлов

290
Часть вторая. Металлургия свинца
и золота составляет 5—10% и выше. Серебристый свинец направляется на
купелирование.
Металлический цинк возвращается в процесс на паркесирование.
Пуссьера состоит из твердых частиц металлического цинка, окиси
цинка, свинца и серебра. Содержание цинка в пуссьѳре составляет 85—
—90%. Пуссьеры получается 2—3% веса пены.
Дроссы образуются в реторте на поверхности свинца. В них содержатся
свинец, медь, цинк (в виде металлов и их окислов), а также драгоценные
металлы.
Дроссы имеют примерно следующий состав. (%):
Цинк металлический 6.49 Медь. ... ■ 1.33
Цинк окисленный 32.70 Железо 0.36
Свинец металлический .... 3.81 Серебро 3.90
Свинец окисленный 0.27 Золото 0.44
Дроссов получается до 9% веса пены.
Для уменьшения количества дроссов температура в реторте не должна
быть ниже 1200° при добавлении 3—4% древесного угля, измельченного
до размеров 8—14 мещ.
Газы, выделяющиеся из конденсатора, а также печные газы, должны
поступать в пылеуловительные установки.
Остатки кокса, зола и черепки вышедших из строя реторт
направляются для переплавки в ватержакет.
На фиг. 135 приведена схема переработки цинковой пены.
§ 5. Купелирование серебристого свинца
а) Сущность процесса. Процесс основан на том, что при действии
кислорода на жидкий сплав свинца с серебром свинец окисляется и
переходит в глет. Последний при соответствующей температуре процесса
получается в жидком виде и в силу меньшего удельного веса плавает на
поверхности ванны, откуда сливается по мере образования. Остающийся
сплав постепенно обогащается серебром. Процесс ведется до тех пор,
пока весь свинец не перейдет в глет. Серебро при купелировании не
окисляется и остается до конца операции без изменения.
Купелирование производится при температуре выше 900°, так как
глет (РЬО) плавится при 883°.
Скорость окисления жидкого свинца будет тем больше, чем выше
температура и чем больше разность между парциальной упругостью
кислорода в атмосфере и упругостью диссоциации окисла. Так как
упругость диссоциации РЬО, даже при высокой температуре, остается весьма
малой величиной, разность эта является достаточно большой, чтобы
окисление свинца шло интенсивно.
При купелировании важным обстоятельством является летучесть РЬО.
Упругость пара РЬО в зависимости от температуры была приведена
в табл. 81, из которой видно, что в условиях температурного режима
купеляционной печи потери свинца через улетучивание в виде РЬО могут
быть весьма значительны в особенности к концу процесса, когда для
перевода в кислородные соединения трудноокисляемых примесей, как медь
и висмут, и перегрева металлического серебра перед его разливом
температура печи повышается. В связи с возможными потерями металлов ку-
пеляционные печи должны быть оборудованы пылеуловительными
установками.

Цинковая пена
Уголь
Дросс
Глет
В в.-ж. плавку
Дестилляция
Серебристый РЬ
Купелирование
Металл Доре
На аффинаж
Пыль и газы
Пылеулавливание
Пыль
Гавы
В трубу
Φ
Цинк
На парке-
сирование
Пуссьера
Фиг. 135. Технологическая схема переработки
цинковой пены
ЧИ*И"ѴШ"'М.Ч

292
Часть вторая. Металлургия свинца
б) Поведение примесей. Окисление меди при купелировании
вызывается не столько действием кислорода воздуха, сколько большой массой
глета, действующей на малое количество меди.
Окись свинца реагирует с медью по уравнению
PbO + 2Cu^Cu20+Pb.
Константа равновесия реакции выражается формулой
(Си)ЧРЬО)
(Pb).(Cu20)
Закись меди и глет образуют эвтектическую смесь, содержащую
68% РЬО с температурой плавления 689°.
Образованием эвтектики объясняется возможность купелировать
медистый свинец при пониженной температуре.
Сурьма и мышьяк при купелировании удаляются в виде паров трех-
©кисѳй либо переходят в глет, образуя арсениты и антимониты или же ар-
сенаты и антимонаты свинца.
Am от. %8і.
mff 10 20 30 U0 50 60 70 80 90
S00
SO0
700
|-" воо
I
§ 500
ШЮ
300
200
100
960,5'
1 Хч
1
1
ι
ι
I
I
I
1
1
I
1
1
1
(
I
1
1
1
1
1
t
1
1
1
\
Жѵдк
4
\
ocmb-m
I
X
1
1
X &
of)
Жид:
262°
0
t+8L ■
1.
I "
'ейкок и
етренко
kocmb
—ι
НедиллЬ
~ι г
Жидкоа
~ ι
%Оъя
πύ+ΒΙ-1
271"
О
*9
W
20
30
40 50 ВО
Вес. % 81 -*-
70
80
90
100
Ы
Фиг. 136. Диаграмма состояния системы Ag—Ві
Висмут концентрируется в обогащенном серебром сплаве, оставаясь
почти до конца процесса купелирования без изменений. По диаграмме
плавкости Ag — Ві (фиг. 136) видно, что висмут образует с серебром эв.
тектику, содержащую 97.5% Ві, с температурой плавления в 262" и твер.

Глава XIX. Извлечение серебра при помощи цинка
29S
дый раствор висмута в серебре, содержащий до 5% Ві. При купелировании
свинца, в котором имеется висмут, процесс ведется до получения
сплава, содержащего примерно 50—60% Ag. Этот сплав, в котором
концентрируется также висмут, купелируется затем отдельно.
Серебро. Глет, получаемый при купелировании, содержит некоторое
количество серебра.
Додли утверждает1, что при 1000° в глете растворяется в семь раз
более серебра, чем при температуре его застывания.
Кольмейер нашел, что в глете может раствориться от 3 до 6% Ag.
Температура плавления глета при этом понижается до 840°. Форму,
в виде которой серебро присутствует в глете, Кольмейер не определил.
Возможно, что часть серебра находится в глете в виде AgaO. При
действии серной кислоты от 10 до 20% серебра, имеющегося в глете,
переходит в раствор. Отсюда можно предположить, что часть серебра
находится в глете в виде Ag20. Последняя может быть в свободном состоянии
или в виде плюмбита серебра xAg^O-уРЪО.
Золото при купелировании следует за серебром. В глете золота не
находится вовсе или имеются лишь следы его.
в) Купеляционные печи и способы работы. Различают два способа
купелирования серебристого свинца: периодический и непрерывный.
Периодический способ, применялся для переработки сплава с
небольшим содержанием серебра.
Печи для купелирования по периодичеткому способу называются
трейбофенами. Они делаются круглого сечения с неподвижным подом и
съемным сводом. Под печи —набивной, из искусственного или
естественного мергеля толщиной 20 см.
Процесс купелирования в трейбофене заключается в следующем.
После того как печь заполняется расплавленным металлом, на поверхность
последнего пускается струя воздуха.
Образующийся при окислении глет непрерывной струей стекает по
канавке в передней стенке печи. По мере окисления свинца уровень ванны
постепенно понижается. Для спуска глета канавка все время
углубляется. Скорость отекания глета регулируется таким образом, что большая
часть поверхности жидкой ванны все время покрыта слоем окиси свинца.
Обнаженным остается лишь место подачи дутья. Если глет стекает
чересчур быстро, ванна обнажается на большой поверхности, и потери
металлов через улетучивание увеличиваются. Кроме того, при быстром
отекании глет недостаточно обессеребривается вследствие
непродолжительного соприкосновения с находящимся под ним сплавом.
Купелирование в трейбофене садки свинца в 20 τ длится 80 час.
Потери на улетучивание при этом способе купелирования не превышают
для свинца 3—5%, для серебра 0.5—0.8%. Расход топлива составляет
20% веса сплава.
На фиг. 137, а, б показан круглый трейбофен диаметром 2.5 м,
вмещающий 10—12 τ Pb. При диаметре печи 3.6 м емкость печи увеличивается
до 15—20 т. Глубина ванны делается от 0.35 до 0.5 м.
Непрерывный способ купелирования применяется для переработки
свинца с относительно высоким содержанием серебра., Отличительной
особенностью этого способа купелирования является непрерывная
загрузка серебристого свинца в печь до тех пор, пока в результате скачива-,
ния глета купель не окажется целиком заполненной металлическим
серебром. Уровень ванны держится все время постоянным. Глѳт стекает
1 Dudley. Met. Cbem. Eng., 14. 636, 1916.

294
Часть вторая. Металлургия свинца
непрерывной струей. Печи, применяемые для купелирования по
непрерывному способу, имеют овальную форму. Они делаются с подвижным
подом и неподвижным сводом. На фиг. 138, а, б, в ж г показана подобного
рода купеляционная печь. Под печи или купель покоится на каретке.
Фиг. 137. Трейбофен
а—вертикальный разрез; б—горизонтальный разрез
Купель представляет овальной формы металлический кожух,
футерованный изнутри огнеупорным материалом. Купель делается набивной или
выкладывается из магнезита. Для набивки купели служат костяная зола,
смесь из известняка и глины или медленно схватывающийся цемент в смеси
с песком и огнеупорной глиной.
Так как стенки купели весьма интенсивно разъедаются жидким
глетом, их охлаждают водой. Для этой цели через стенки купели
пропускаются железные трубы, по которым циркулирует холодная вода.
Наиболее сильно разъедается место выпуска жидкого глета,
которое необходимо подвергать наиболее интенсивному охлаждению. Для
этой цели в передней части купели помещается небольших размеров ке-
сон с отдельной системой охлаждения. Срок службы купели без охлажде-

XIX. Иаелечение серебра при помощи цинка
295
Форсунка
Спуск глета
-2800
в
Фиг. 138. Купеляционная печь
а —поперечный разрез; б —продольный разрез; β — горизонтальный
разрез; г— общий вид

296
Часть вторая. Металлургия свинца
ния составляет 15—20 дней. Охлаждаемая водой купель выдерживает
60 дней и больше.
Для подачи дутья и чушкового свинца в стенах печи имеются
специальные отверстия.
Свод и стены печи выкладываются из шамота или магнезита.
Печи делаются с угольной или нефтяной топкой.
Работа по купелированию свинца осуществляется следующим
образом. Когда купель установлена на место, печь прогревают и купель
заполняют свинцом. После его расплавления на поверхность металла
пускается струя воздуха под давлением 15—20 см вод. ст. Образующийся
глет по жолобу стекает спереди, а свежий свинец подбавляется сзади
с таким расчетом, чтобы уровень металла в ванне оставался все время
постоянным.
По мере окисления свинца остающийся в купели сплав обогащается
серебром. Когда содержание последнего достигает 70—80%, прибавление
свежего свинца прекращается, и купелирование продолжается до
получения бликового серебра. В конце процесса купелирования для его
ускорения и окисления примесей на поверхность ванны забрасывается
селитра. По окончании купелирования серебро сливается в изложницы.
В табл. 102 приведены технические показатели работы печи.
Таблица 102
Показатели работы непрерывно действующей вупеляционной печи
Пропускная способность (количество
Расход топлива, °/0 от веса загрузки .
Давление дутья, мм вод. ст. . · . . .
I
1.87X1.07
0.1
0.75
3.5
40
—
II
2.13X1.47
0.1
1.5
6
70
15—20
III
2.18X1.63
0.4
2.0
6.5
—
Средняя производительность печи для купелирования составляет 2.25
τ веркблея на 1 м2 пода в 24 часа.
Потери серебра при купелировании не превышают 0.5—1.0%. Потери
свинца достигают 5%.
Купеляционные печи снабжаются пылеуловительными устройствами.
В процессе купелирования получаются следующие продукты:
1) бликовое серебро, поступающее на дополнительное
рафинирование;
2) глет, содержащий некоторое количество серебра, который
направляется в шахтную плавку;
3) обломки подины купели, которые переплавляются в шахтной печи;
4) пыль, которая в зависимости от содержания в ней серебра
поступает обратно на купелирование, либо примешивается к пене,
поступающей на дестилляцию.
г) Доводка бликового серебра. В бликовом серебре содержатся
остатки свинца, медь, висмут и теллур. Для окисления этих примесей
на поверхность расплавленного серебра забрасывается селитра или суль-

Глава. XX. Удаление цинка
297
фат серебра. Диссоциируя, эти вещества выделяют кислород, который
интенсивно окисляет примеси.
Серебро в расплавленном состоянии растворяет кислород, что
делает отливки ноздреватыми; 1 объем серебра при температуре
плавления растворяет 12 объемов кислорода. При отливке серебра в изложницы
вследствие быстрого охлаждения, происходит бурное выделение кислсь
рода и разбрызгивание металла. Для удаления растворенного
кислорода расплавленное серебро перед разливом подвергают дразнению
деревом. Сверху серебро покрывается слоем древесного угля.
Золото, находящееся в сплаве с серебром, понижает растворимость
кислорода. При охлаждении металла Доре разбрызгивания не
наблюдается.
Поверхность отлитого серебра должна быть зеркально чистой,
светлой и гладкой.
Рафинированное серебро содержит 0.05—0.06% Си и 0.08% РЬ;
остальные элементы присутствуют в виде следов. При наличии в серебре золота
(металл Доре) сплав направляется на аффинажный завод для
последующего разделения металлов.
Глава XX
УДАЛЕНИЕ ЦИНКА
После обессеребрения по способу Паркеса в свинце остается около
0.5% Zn; последний удаляется окислительным, хлорным или щелочным
методами.
§ 1. Окислительное рафинирование
а) Сущность процесса окисления воздухом. При действии воздуха на
расплавленный металл в первую очередь будет окисляться цинк,
сродство к кислороду у которого больше, чем у свинца. Окисление цинка
может происходить как непосредственно кислородом, так и
образующейся окисью свинца по реакциям!
2Zn + 02 = 2ZnO;
Zn + PbO = ZnO + Pb.
Это вытекает из теплоты и свободной энергии образования, а также из
упругости диссоциации окислов свинца и цинка.
Теплота и свободная энергия образования окислов свинца и цинка
приведены в табл. 103.
Таблица 103
Теплота и свободная энергия образования окислов свинца
и цпнка
Окисел
ZnO
РЬО
Теплота образования
на 1 г-моль О., кал
167 000
101 400
Свободная энергия
образования на
1 г-моль 0>, кал
151 800
89 800

298
Часть вторая. Металлургия свинца
Упругость диссоциации РЬО была приведена на стр. 133. Упругость
диссоциации ZnO по реакции 2ZnO-»2Zn + 02 следующая:
г, °С 227 1227
і>,ммрт. ст 1.013-10-м 2.75-Ю""
Упругость диссоциации окиси свинца выше упругости диссоциации
окиси цинка, и, следовательно, преимущественно будет окисляться цинк.
Одновременно с цинком будет окисляться также и некоторое количество
свинца.
Окисление на практике ведется при температуре 700—800°. При
этой температуре окислы цинка и свинца образуют на поверхности ванны
слой порошкообразного дросса.
Вследствие того, что упругость пара окислов цинка и свинца при
температуре процесса незначительна1, непосредственная, возгонка
кислородных соединений этих металлов имеет малое развитие.
б) Аппаратура и способ работы. Окислительное рафинирование свинца
для удаления цинка производится в отражательных печах, конструкции
которых мало отличаются от печей для первого окислительного
рафинирования при удалении олова, мышьяка и сурьмы. Операция
производится следующим образом. Свинец после обессеребрения спускается или
перекачивается из котла в печь. Когда последняя заполнена металлом,
температура лечи поднимается до 700—800°. Атмосфера в печи держится
все время окислительной. Через 3—4 часа слой окислов достигает
значительной толщины. Печь тогда охлаждается и слой окислов удаляется.
После этого печь снова нагревается, и продолжается окисление цинка.
Процесс рафинирования свинца от цинка длится 10—12 час. Съем
дроссов производится 3—4 раза. Конец процесса определяют по
образованию чистого глета, имеющего вид тонких чешуек.
Количество дроссов, получаемых при окислительном рафинировании
в отражательной печи, составляет 4—5% веса металла. В дроссах
содержится около 90% РЬ. В начале дроссы получаются сухими, к концу
же процесса дроссы делаются кашеобразными и даже жидкими.
Получение жидкого дросса указывает на содержание сурьмы в свинце.
Расход топлива "составляет около 6% веса свинца.
Для ускорения процесса окисления цинка ванна продувается
воздухом при помощи железных труб, опускаемых в металл. Давление
воздуха регулируется таким образом, чтобы свинец не подбрасывался выше
ЗОО мм. Продолжительность рафинирования при продувке воздухом
сокращается; расход топлива уменьшается.
Продувка воздухом возможна только в печах с глубокой ванной.
В печах с мелкой ванной для ускорения окисления дутье подается на
поверхность металла.
Продувку металла воздухом легче осуществить в котлах, чем в
рафинировочных печах. Обесцинкованиѳ в котлах имеет то преимущество,
что они более доступны в обслуживании.
Для улавливания уносимых газами окислов котел покрывается
передвижным колпаком из листового железа, соединенным с пылеуловитель-
ной установкой (фиг. 139).
Заслуживает внимания возможность быстрого окисления цинка
чистым кислородом путем бессемерования. Опыты, проведенные автором,
'•Упругостьпара окиси цинка при 1300° составляет 1.5 мм рт.ст., и,
следовательно, можно предполагать, что при температуре 700—800° она 'выражается долями
•миллиметра.

Глава XX. Удаление цинка
299
показали, что при температуре 800—900° цинк выгорает быстро. После
g Ю мин. продувки содержание цинка в свинце снижается с 0.85 до
0.0026% \
Количество образующихся при этом дроссов составляет 5 —7 % веса
металла.
Фиг. 139. Котел для обесцинковаиия свинца
в) Окисление цинка ларами воды. Окисление парами воды основано
на реакции
Zn + H2O^ZnO + H2.
Цинк при температуре около 700° интенсивно разлагает воду. Свинец
при этой температуре реагирует с парами воды в незначительной степени.
Обесцинкование парами воды проводится в котлах. Так как при
окислении цинка парами воды образуется водород, газоотводную систему
необходимо снабдить предохранительными клапанами на случай взрыва.
Паропроводящая трубка опускается до дна котла. Пар подается под
давлением 2.5 ат.
Продувка 15-т котла длится 2 часа. Скорость выгорания цинка при
продувке парами воды примерно следующая:
Продолжительность продувки, час... 0
Содержание Za, % °·6
1/2
0.4
IV.
0.116
0.0004
Количество получаемых дроссов составляет 4-5% веса
рафинируемого металла. Такой же процент составляет и расход топлива.
Вместо пара можно вводить в котел воду. Последняя испаряется во
время прохождения через железные трубки, погруженные в расплав-
1 Цветные металлы, № 7, I934·

300
Часть вторая. Металлургия свинца
ленный металл. Подача воды вместо пара имеет то преимущество, что
количество ее легко регулировать установкой небольшого насоса. Струя
воды подается под давлением 3 кг на 1 см2.
Конец продувки узнается по внешнему виду отливаемых проб свинца.
Когда на жидкой пробе свинца образуется пленка глета
золотисто-желтого цвета, это указывает на конец процесса. Матовый цвет отлитой пробы
указывает на присутствие цинка.
Фиг. 140. Прибор для съема дроссов
Съем цинкового дросса производится при помощи специальной
шумовки (фиг. 140). Последняя состоит из двух перфорированных,
имеющих форму сегментов железных листов, которые вращаются вокруг
горизонтальной оси, прикрепленной к коромыслу. Через отверстие
в центре коромысла проходит шток поршня воздушного цилиндра. Ниж-

Глава XX. Удаление цинка
301
ний конец штока двумя парами тяг связан с краями обоих сегментов.
Работа производится следующим образом. Аппарат краном подается
к котлу и опущенные створки погружаются в ванну. После этого поршню
дают направление вверх. Створки при этом начинают расправляться,
пока не примут горизонтального положения. Тогда закрепляют шток
к коромыслу и продолжают движение поршня вверх. Прибор с дроссами
поднимается над ванной. Дают стечь механически увлеченному жидкому
металлу и отвозят аппарат вместе с дроссами к месту выгрузки. При
опускании створок дроссы падают вниз.
Примерный состав дроссов, получаемых при обесцинковании парами
воды, приведен в табл. 104.
Таблица 104
Состав дроссов, получаемых при ооесцинковааии свинца (°/0)
ZnO
23—55
12.5
РЬО
37-40
6.0
РЬ
35
81.0
Fe.O,
1
Sb,0,
2
В дроссах содержится металлический свинец в виде мельчайших
гранул. Последние отделяются от основной массы цинкового дросса путем
грохочения и промывки на столах. В дроссах после удаления
металлических частичек свинца содержится 60—65% ZnO и 40—35% РЬО. Цвет
дросса красновато-желтый.
Недостатком рафинирования свинца в котлах является быстрое
изнашивание последних. Чугунные котлы выдерживают в среднем 20—40
операций, стальны? 120—150.
г) Окисление цинка углекислотой. При продувке углекислоты при
температуре 700° через жидкую ванку сплава свинца с цинком
протекает реакция
Zn + C02 = ZnO+CO.
Свинец при этом не окисляется.
Таким образом можно получить дросс с малым содержанием свинца.
Окись углерода при прохождении через слой дросса восстанавливает
часть окиси цинка до металла. В результате в дроссе можно получить
до 75 % Zn в виде мельчайших металлических частичек.
§ 2. Хлорное рафинирование
а) Сущность процесса. Хлорный метод основан на том, что при
действии газообразного хлора на жидкий сплав свинца с цинком металлы
реагируют с хлором с образованием хлоридов по уравнениям:
Zn + С1, = ZnCl2; РЬ + С12 = РЬС12.
Образующийся хлористый свинец реагирует с металлическим цинком
по уравнению
Zn + PbCl2^ZnCl2 + Pb.

302
Часть вторая. Металлургия свища
Таким образом, хлорирование цинка может происходить как за счет
газообразного хлора, так и через образующийся хлористый свинец. Ввиду
обратимости последней реакции полного удаления цинка из сплава при
хлорировании не происходит. В свинце после,хлорирования остается
некоторое количество цинка, удаление которого производится при помощи
едкого натрия.
Одновременно с цинком хлорируются мышьяк, олово и сурьма.
Все реакции хлорирования экзотермичны.
Приводимые в табл. 105 физические свойства хлоридов цинка и свинца
дают представление об условиях, необходимых для ведения процесса.
Вследствие меньшего удельного веса хлориды металлов всплывают
на поверхность свинцовой ванны.
Таблица 105
Физические свойства хлоридов цинка в свинца
Хлорид
ZnCl2 .
РЬС12 .
Температура
плавления, °С
262
498
Температура
кипения, "С
732
954
Удельный
вес
2.925
5.906
Хлорирование на практике производится при температуре 375—385°.
Образование эвтектики ZnCl2 — РЬС12 с температурой плавления 261°,
содержащей 1 % РЪС12, обусловливает получение плава в жидком
состоянии.
Образование паров хлоридов свинца и цинка не должно иметь места
вследствие низкой упругости паров хлоридов при температуре процесса.
Упругость пара ZnCl2 при 400° равна, примерно, 1 мм рт. ст.; упругость же
пара РЬС12 при этой температуре составляет всего только тысячные доли
миллиметра.
Учитывая, однако, большую поверхность испарения, которую
представляет слой хлоридов на поверхности свинца, нужно стремиться к
минимальной температуре процесса.
При хлорировании необходимо избегать образования окислов цинка,
свинца и сурьмы, которые с соответствующими хлоридами металлов
образуют хлорокиси, затрудняющие последующую переработку хлорид-
ного дросса.
б) Аппаратура и способ работы. Аппарат для хлорирования
представляет железный цилиндр (фиг. 141). Диаметр цилиндра 30 см, высота 60 см.
Нижняя часть цилиндра оканчивается 20-см трубой. Открытым концом
цилиндр погружается в расплавленный металл. Железной трубой,
снабженной вентилем, цилиндр соединяется с источником хлора. Аппарат
при помощи крана переносится к котлу и опускается в ванну.
Центробежным насосом свинец подается через отверстие в крышке цилиндра;
одновременно открывают вентиль и пускают хлор. Жидкий металл,
накачиваемый в реакционный цилиндр, при помощи специальной насадки
разбивается на мелкие струйки и дождем проходит через заполненный
хлором реактор. Поглощаемый металлами хлор непрерывно пополняется
через открытый вентиль.
Получающиеся хлориды выносятся током металла из цилиндра и
собираются на поверхности ванны. На воздухе они застывают и в виде корки
удаляются. Вначале корка имеет синевато-серую окраску хлористого

Глава XX. Удаление цинка
303
цинка. После удаления 75% цинка начинается усиленное образование
РЬС12. Окраска хлоридов из синевато-серой переходит в белую.
Хлориды, получаемые во второй половине процесса, содержат большое
количество хлористого свинца. Их возвращают обратно в процесс при
следующей операции.
Фиг. 141. Установка для хлорного рафинирования свинца,
ί —котел; 2 —реактор; 3— насос; 4 — баллон с хлором; 5 —сосуд с горячей водой;
6 —паропровод
Температура процесса не должна превышать 400° во избежание
образования паров хлоридов металлов и для уменьшения коррозии
железного цилиндра. Железо может реагировать с РЬС12 по уравнению
Fe + РЬС12 = FeCl2 -f Pb.
Коррозия железа будет тем интенсивнее, чем выше температура.
Образующееся хлористое железо загрязняет хлорид цинка. Для
форсирования процесса хлорирования необходимо охлаждать реакционный
цилиндр, применяя для этого кессоны с циркулирующей в них водой.
Продолжительность рафинирования 200 τ свинца составляет 6—8 час.
Скорость перекачивания свинца равна 8 τ в 1 мин. Расход хлора при
этом составляет 250 кг/час. В реакционном цилиндре сохраняется
разрежение в 75—125 мм рт. ст. во все время процесса.
Как уже отмечалось выше, хлорированием не удается полностью
удалить цинк. Удаление остатков цинка, а также сурьмы, производится
при помощи едкого натрия.
Преимущества хлорного способа рафинирования свинца заключаются
в незначительном переходе свинца в хлористое соединение, невысоком
расходе топлива и относительно малой продолжительности процесса.
Цинк извлекается при этом способе в виде продукта, имеющего
промышленное применение.
в) Переработка хлоридов. Корка, снимаемая при хлорировании с
поверхности ванны, состоит из хлористого цинка, хлористого свинца, хлор-
окисей металлов и запутавшихся корольков свинца. Корка загружается в
котел и расплавляется; при этом корольки свинца оседают на дно котла. К
сплаву хлоридов при температуре 400° примешивают металлический цинк.
В результате реакции
PbCl2 + Zn = Pb + ZnCl2.

304
Часть вторая. Металлургия свинца
получаются хлористый цинк и металлический свинец. Хлористый цинк
отливается в железные, герметически закрываемые цилиндры.
§ 3. Щелочное рафинирование
а) Сущность процесса. Обесцинкованиѳ по щелочному методу
заключается в том, что свинец, содержащий цинк, обрабатывается смесью
едкого натрия и поваренной соли. В результате реакции.
Zn + 2NaOH = Na2O.ZnO + Н2
получаются цинкат натрия и водород. Возможно также получение цин-
ката натрия из окиси цинка по реакции
ZnO + 2NaOH = Na20 -ZnO -f Η20.
В отличие от аналогичного рафинирования веркблея от мышьяка,
олова и сурьмы, при обесцинковании селитра к реагенту не
прибавляется. Реагент состоит лишь из смеси едкого натрия и поваренной соли.
В процессе рафинирования щелочами может образоваться некоторое
количество плюмбита натрия. Последний, реагируя с цинком, переводит
его в цинкат по уравнению
Na20 -PbO + Zn = Na20-Zn0 + Pb.
В процессе обесцинкования по щелочному методу наблюдается
уменьшение содержания NaCl в расплаве с одновременным увеличением NaOH.
Возможны следующие реакции:
ZnO + 2NaCl = ZnCl2 + Na20;
PbO + 2NaCl = PbCl2 -f Na20.
б) Аппаратура и способ работы. Аппарат для обесцинкования
щелочным способом аналогичен аппарату, применяемому при первом
рафинировании. Вследствие значительного выделения тепла от экзотермических
реакций отпадает необходимость в обогреве аппарата отходящими
топочными газами. Температура процесса, которая вначале не должна
превышать 390°, доходит до 460°, когда цинк полностью прореагирует
с щелочью. Меняя скорость циркуляции свинца, можно регулировать
температуру в реакторе. Необходимо избегать сильного перегрева, так
как плав начинает пениться и переливаться через борта реактора. Для
понижения температуры приходится время от времени приостанавливать
работу аппарата. При форсированном ходе процесса необходимо
искусственное охлаждение реактора с помощью воды, циркулирующей в
кессонах.
Продолжительность рафинирования составляет 12—14 час. на 1 τ
удаляемого цинка при расходе 1 τ NaOH и 0.75 τ NaCl.
Концентрация цинка может быть доведена до 30% при сохранении
достаточной жидкоплавкости плава.
Получающийся при рафинировании цинкат натрия, как это было
установлено автором, не образует растворов с свободной частью реагента,
а находится в нем в виде механической взвеси.
При содержании цинка в плаве в количестве 28% (61.5% цинката
натрия), вязкость смеси делается равной 1 пуазу. При этом изменение

Глава XX. Удаление цинка
305
соотношения между хлористым натрием и едким от 27 : 77 до 42 : 58
почти не влияет на вязкость цинковистого плава.
При одновременном присутствии в свинце цшша и сурьмы часть
последней образует антимонит натрия, который делает плав густым и
вязким.
Последующее гидрометаллургическое разделение сурьмы и цинка
пз смешанного плава встречает ряд трудностей; поэтому рекомендуется
получать плавы, содержащие отдельно цинк пли сурьму. Это
достигается рафинированием свинца от сурьмы до процесса обессеребрения.
Щелочное рафинирование свинца от цинка имеет ряд преимуществ
по сравнению с другими способами, а именно —малый расход топлива,
сравнительная быстрота процесса, получение металла высокой чистоты,
почти полное извлечение цинка в виде промышленного продукта.
в) Переработка цинковистого плава. Жидкий щгаковпсшй плав, в
котором цинкат натрия находится в виде тонкой суспензии, подвергается
гидрометаллургической переработке.
При выщелачивании цинковистого плава водой свободные NaOH и
NaCl переходят в раствор. Цинкат натрия разлагается водой по реакции
Na20 ·ΖηΟ + 2НаО = 2NaOH + Zn (OH)s.
Количество цинка, переходящего в раствор при выщелачивании,
зависит от концентрации щелочи в растворе и температуры1.
В табл. 106 приведена степень растворимости ZnO в растворах NaOH
в зависимости от исходной концентрации щелочи и температуры.
Τ а б л и ц а 106
Степень растворимости окиси цинка в растворах едкого натрия в
зависимости от исходной концентрации ще.ючи и температуры
(количество цинка, перешедшего в раствор, г/л)
NaOH, г/л
50.4
118.6
148.7
239.3
288.2
384.1
562.0
Температура, °С
го
4.00
12.02
14.98
43.29
56.68
91.34
173.16
40
4.81
1'».40
19.96
41.73
68.92
96.68
177.00
60
4.92
14.43
21.16
43.70
59.90
97.64
179.90
80
5.00
14.93
21.36
50.02
65.66
110.63
195.80
Растворимость ZnO зависит, главным образом, от концентрации
щелочи. Повышение температуры мало влияет на растворимость окиси цинка.
Присутствие Sb203 или Sb205 уменьшает растворимость ZnO в
растворах едкой щелочи.
В табл. 107 приведено распределение цинка между раствором π
осадком ири выщелачивании цинковистого плава водой, в зависимости от
отношения Τ : Ж, яри температуре 20° и продолжительности выщелачивания
2 часа.
1 Д. Чижиков, Г. Френц, А. Мирки на. Юбилейный сборник Мішцвет-
метзолото, 1941.
20 Металлургия тяжелых цветных металлов

3θ6
Часть вторая. Металлургия свинца
Обессеребренный РЬ
Щелочное
рафинирование
30°/0-ный
Zn-плав
і
Фильтрация
V
Фмльтрат
Декантат
Φ
Упаривание
Плав Пары Н20
В атмосферу
NaOH +NaCl
Π
ψ
РЬ, свободный
от 'Δη
Zn-плав
Выщелачивание '^_
Отстаивание
Сгущенная пульпа
Репульпация
Φ
Фильтрация
Zn-кек
Раствор
Фиг. 142. Схема щелочного рафинирования свинца от цинка
Вода
Вода

Глава XXI. Удаление вис.-іута
307
Таблица 107
Выщелачивание ципковнетого плава в зависимости от отношения Τ: Ж
Τ :Ж
1 :1
1 :2
1 :4
1 : 8
Количество
цинка
в растворе, г/л
117.00
42.39
.13.63
5.26
Распределение цинка в ·/· от
общего количества
в растворе
66-47
48.18
31.02
23.90
в осадке
33.53
51.82
68.98
76.10
ХаОII в растворе, г/л
свободная
280.70
172.50
97.95
49.71
связанная
126.26
50.68
21.33
12.28
Состав исходного плава был следующий (%):
Цинка - 17.60
Свободной щелочи 41.57
Связанной щелочи 6.31
Из табл. 107 видно, что при уменьшении отношения Τ : Ж с 1 : 2
до 1 : 8 количество растворенного цинка снижается с 66.47 до 23.9%.
При доведении концентрации щелочи в растворе до 100—120 г/л около
70% цинка остается в осадке. Остальные 30% цинка переходят в раствор
и после упарки последнего возвращаются вместе с щелочью и поваренной
солью обратно в процесс.
Получаемая окись цинка содержит: 72—76% Ζη, 0.2—0.5% Pb и 1 —
1.5% Sb.
По этому способу можно извлечь до 95% цинка, содержащегося в
свинце.
На фиг. 142 приведена технологическая схема щелочного
рафинирования свинца от цинка.
Г .ι а в а XXI
УДАЛЕНИЕ ВИСМУТА
Висмут является одной из наиболее трудно удаляемых из свинца
металлических примесей. Ни окислительным, ни щелочным способом
висмут из свинца не извлекается. При обессеребрении свинца при помощи
цинка висмут остается в рафинированном металле.
Удаление висмута из свинца паттинсонированием или электролизом
являлось достаточно рентабельным процессом при совместном извлечении
обоих металлов — серебра и висмута. Вытеснение этих способов парке-
сированием, при котором извлекается одно лишь серебро, поставило
вопрос о разработке самостоятельного метода по извлечению висмута
из обессеребренного свинца.
Одним из таких методов является извлечение висмута при помощи
щелочноземельных металлов. Процесс основан на способности висмута
образовывать сплавы с щелочноземельными металлами. При этом
образуются два слоя: верхний — обогащенный висмутом, и нижний —
е более низким содержанием этого металла.
§ ί. Извлечение висмута при помощи кальция
а) Сущность процесса. Извлечение висмута при помощи кальция
находит свое объяснение из рассмотрения диаграмм состояния РЬ — Са
н Ві — Ga.

308
Часть вторая. Металлургия свинца
Диаграмма состояния системы РЬ—Са
приведен а на фиг. 143. Свинец образует с кальцием три химических
соединения: два устойчивых—РЬСа2 с температурой плавления 1110° и РЬ3Са
с температурой плавления 650°, и одно неустойчивое — РЬСа с темпе-
Атомн % РЪ
20 30 40 50 ВО 708030
Фиг. 143. Диаграмма состояния системы РЬ—Са
ратурой разложения 950°. Кроме того, существуют две эвтектики:
Са —РЬСа2, содержащая 61% Са, с температурой затвердевания 700°, и
РЬСа—РЬ3Са, содержащая 10% Са, с температурой затвердевания 626е.
Диаграмма состояния системы Ві—Са приведена
на фиг. 144. Висмут с кальцием образует эвтектическую смесь,
содержащую 0.5% Са, с температурой затвердевания 270°. Вторая
эвтектическая точка, содержащая 58.5% Са, имеет температуру плавления 786°.
Кроме того, установлено наличие химического соединения Ві2Са3,
содержащего 23.3% Са с температурой плавления 928°. При охлаждении
жидкого сплава до температуры 507° Ві2Са3 переходит в химическое
соединение Ві3Са.
При рафинировании свинца от висмута при помощи кальция
последний примещивается к расплавленному свинцу в виде свинцово-кальциевого
сплава, содержащего от 2 до 4% Са. Кальций находится в сплаве в виде

Глава XXI. Удаление висмута
309
химического соединения РЬ3Са. Это соединение реагирует с висмутом
по уравнению
РЬ3Са + ЗВі$Ві3Са - ЗРЬ.
Считая концентрацию свинца и концентрацию насыщения его Ві3Са
аостоянныліи, получаем константу, выражаемую формулой
А'=[РЬ3Са]-[Ві]3.
йто/ин % Со
пгозаео sb во ?о во
(<*-β)
0 10 20 30 НО 50 ВО 70 ВО .90 1UO
Βι Вес °/о Са -*- Са
Фиг. 144. Диаграмма состояния системы Ві—Са
Таким образом, при уменьшении содержания висмута в η раз
количество необходимого для его удаления кальция должно возрасти в п* раз.
б) Практика процесса. В табл. 108 приведены данные по извлечению
висмута из свинца1. Л .-,,„,
Как видно из табл. 108, содержание висмута с 0.31% в свинце
довешено ло 2 9% в дроссе, т. е. концентрация висмута в сплаве (дроссе)
увеличилась," примерно, в 10 раз. Рафинированный свинец получился с низ-
ким содержанием висмута (0.045%).
В процессе извлечения висмута необходимо соблюдать определенных!
температурный режим. Перемешивание ванны после расплавления каль-
диевого сплава должно производиться при температуре 380-360 в
течение 30—45 мин. Отстаивание лучше всего производить при obU—0-tO
в течение 60 мин. Температура ванны при снятии дроссов не должна
превышать 360—370°.
ι Г. Гладков и А. Ростовцев. Рафинирование тетюхинского свинца от
висмута при помощи кальция, 1935 г.

310
Часть вторая. Металлургия свинца
Таблица 1Θ8
Материальный баланс рафинирования свинца от висмута при помощи кальцнж
Компоненты
Всего . . ·
Загружено
м>
3 3650
2 410
36060
%
93.3
6.7
100.0
РЬ
кг
33 500
2 342
35842
%
99.64
97.25
—
Ві
кг
104.30
2.78
107.08
%
0.31
0.115
0.297
Са
кг
61.33
61.33
У.
2.54
0.17
Компоненты
Свинец
Дросс
Всего ...
Получено
кг
33 240
•2 820
36 060
,
/О
92.2
7.8
100.0
РЬ
кг
33 200
2 660
%
99.88
94.5
35 860 I —
Ві
кг
15.0
81.9
96.9
10.18
%
0.045
2.9
—
Са
К Ρ
23.28
36.70
59.98
1.35
У.
0.07
1.32
—
При извлечении висмута при помощи кальция отношение Ві : Са
должно быть равным 0.66—0.89, что соответствует содержанию 0.16 —
0.24% Са после расплавления его в свинце. Остаточное содержание
кальция в свинце после снятия дроссов составляет 0.07—0.08%.
Продолжительность процесса извлечения висмута (без расплавления) составляет
5—6 час.
Вместо РЬ — Са-сплава можно применять карбид кальция СаС2.
Присадка коксового порошка и измельченного стекла при вмешивании
РЬ—Са-сплава в расплавленный свинец способствует извлечению висмута.
Содержание последнего может быть доведено при этом до 0.017—0.013%.
Благоприятное действие этих присадок объясняется уменьшением
удельного веса дросса и лучшим отделением его от рафинируемого свинца.
Коксовый порошок способствует получению металловидной пены.
в) Поведение примесей. Мышьяк и сурьма, если они находятся в свинце
в количестве до 0.01 %, удаляются кальцием до взаимодействия последнего
с висмутом. При этом образуются антимонид и арсенид кальция Ca3Sb2
и CasAs2 При содержании цинка ниже 0.3% последний с кальцием не
реагирует (при условии содержания висмута выше 0.2%). Если цинка
содержится более 0.3%, расход кальция возрастает, и притом тем более,
чем выше температура. На фиг. 145 приведена диаграмма состояния
системы цинк —кальций. С серебром кальций не реагирует.
§ 2. Извлечение висмута при помощи магния
Возможность извлечения висмута при помощи магния видна из
рассмотрения диаграмм плавкости: РЬ — Mg и Ві — Mg.
Диаграмма состояния системы РЬ —Mg
приведена на фиг. 146. Магний образует со свинцом химическое
соединение Mg2Pb с температурой плавления 550° и две эвтектики:

Глава. XXI. Удаление висмута
311
Ата/кн. % Zn
30 U0 50
60 70 80 30
фиг. 145. Диаграмма состояния системы Zn—Са
700
№
500
АШОМН % РЬ
W 20 30 ПО SB SB ТО SO
ΰΰΰ
ι
Л зоо
200
WO
о Грубе
х НурткоВ и CmsnonoS\
37,5 ЪР
Uhn + fi
327
О 10 20 30 40 50 ВО 70 80 90 100
Μα Вес.% РЬ -»-
Фиг. 14G. Диаграмма состояния системы Pb—Mg

312
Часть вторая. Металлургия свинца
Pb-Mg2Pb-p с температурой затвердевания 250°, содержащей 97.5% РЬ,
и Mg2Pb-Mg-a с температурой затвердевания 468°, содержащей 68% Рь!
Кроме того, образуется твердый раствор свинца в магнии.
Диаграмма состояния системы Ві —Mg приведена на
фиг. 147. Магний с висмутом образует химическое соединение Bi2Mgs
Атомн % Щ
50 ВО ВО 70
Т
МО 50 60
Вес. % Щ —*■
Фиг. 147. Диаграмма состояния системы Ві—Mg
температурой плавления 715° и эвтектическую смесь Mg-Bi2Mg3 с
температурой затвердевания 552°, содержащую приблизительно 35% Mg.
Опыты, проведенные Д. Беттертоном и Ю. Лебедевым, показали,
что при содержании в свинце менее 0.5% Ві последний магнием почти
не извлекается. Успешнее проходит извлечение висмута при высоком
его содержании в свинце. Это видно из табл. 109.
Таблица 109
Извлечение висмута магнием
Ход процесса
Исходный свинец
Первая присадка Pb-Mg-еплава
Первый дросс, снятый при 365° ....
Свинец после снятия первого дросса . .
Второй дросс, снятый при 365° ....
Свинец после снятия второго дросса . .
Третий дросс, снятый при охлаждении
ванны до точки затвердевания ....
Вес, иг
85.6
3.15
4.0
84.7
2.68
5.2
82.15
27.5
54.7
Состав свинца,
%
Ві
4.12
3.02
1.52
0.78
Mg
12.40
0.268
12.40
0.4Ѳ2
0.277
Состав дросса,
%
Ві
24.4
25.1
2.98
Mg
4.8
4.34
0.65

Глава XXI. Удаление висмута
313
Свойство магния извлекать висмут при содержании последнего в свинце
выше 0.5% используется для обогащения дроссов, полученных после
обработки свинца кальцием. Кальциевые дроссы, содержащие 3—4%
Ві, расплавляются и обрабатываются металлическим магнием. В
магниевых дроссах, получаемых при этом, содержание висмута доводится до
20%. При содержании в свинце 6% Ві необходимо прибавлять 10.2 кг
Mg на 1 τ Pb. При снижении содержания висмута на один процент
количество прибавляемого магния уменьшается на 1.3 кг. Так, при 5% Ві
расходуется 8.9 кг Mg, при 4% Ві — 7.6 кг Mg, и т. д.
Мышьяк и сурьма удаляются магнием до висмута. При этом образуются
антимонид и арсенид магния—Mg3Sb2 и Mg3As2.
Цинк, медь и серебро в небольших количествах с магнием не
реагируют и остаются полностью в свинце. На фиг. 148 показана диаграмма
состояния системы цинк —магний.
§ 3. Извлечение висмута совместным действием кальция и магния
При совместном действии кальция и магния извлечение висмута из
свинца происходит полнее, чем при действии одного кальция. В табл. 110
приведены данные одновременного действия кальция и магния при
извлечении висмута1.
Таблица 110
Извлечение висмута совместным действием кальция и магния

Содержание
висмута
в свинце,
%
0.17
0.17
0.17
0.17
Присадка
Са
Mg
кг/т
0.5
1.0
1.5
2.0
0.5
1.0
1.5
2.0
Получено
дроссов
в % от
свинца
17.0
17.2
20.0
22.5
Состав
рафинированного
свинца
Ві
Са
Mg
Распределение
Са
в
металле
в
дроссах
Распределение
Mg
в
металле
в ι
дроссах '
і
О' '
.О
0.046
0.016
0.013
0.009
0.0Р5
0.079
0.089
0.086
О.036
0.080
0.141
0.242
59.5
С8.0
50.3
29.5
40.5
32.0
49.7
70.5
61.2
69.0
80.0
83.0
38.8 ]
31.0 і
20.0 і
16.8 !
Как видно из табл. 110, при совместном действии кальция и магния,
взятых поровну при отношении Ві : (Са+ Mg) = 0.17 :0.1, содержание
висмута снижается до 0.046%. Увеличение количества Са 4- Mg вдвое,
т. е. при отношении Ві : (Са+ Mg) =0.17 :0.2, снизило содержание
висмута в рафинированном свинце до 0.016%. При отношении Bi:(Ca+Mg)—
= 0.17 :0.4 содержание висмута в свинце может быть доведено до 0.009%.
Более полное удаление висмута при совместном действии кальция
и магния объясняется тем, что присутствие обоих металлов создает
взаимную большую нерастворимость соединений висмута с кальцием и магнием
в свинцовой ванне.
Заслуживает внимания возможность извлечения висмута из свинца
в присутствии цинка. Это позволяет совместить операцию обесцинко-
вания с удалением кальция, который остается в свинце после
рафинирования его от висмута. Исследования, проведенные в этом направлении,
1 Trans. A. J.-M. М. Е., 121, 220, 1936.

314
Часть вторая. Металлургия свинце.
дали положительные результаты. После извлечения висмута при помощи
кальциевого сплава, содержащего 1-85% Са, при отношении Ві : Са1
равном единице, был получен свинец с 0.05—0.06% Ві. Содержание цинка
при этом снизилось с 0.7 до 0.4—0.5%.
50 ВО 70
вес % Ζ π
10
20
30
Атомн % In
40 50 60 70 ВО SB
О
10 20 30 40 50 60 70 80 90
"к % In —*
Фиг. 148. Диаграмма состояния системы Zn—Mg
WO
In
Присутствие сурьмы способствует извлечению висмута при
невысоком его содержании в свинце.
Практика процесса. На некоторых заводах применяется следующая
практика работы по рафинированию свинца от висмута, дающая
возможность доводить концентрацию последнего в дроссе до 20%, и выше. В
расплавленный свинец после тщательной очистки его поверхности от окислов
металлов прибавляются все оборотные дроссы, содержащие висмут.
Дроссы после их расплавления вмешиваются в свинцовую ванну при
температуре 440°. После этого дают ванне остыть до 420° и снимают
первый висмутистый дросс. Если в последнем содерядагся больше 20% Ві,
дросс направляется на дальнейшую переработку по извлечению из него
висмута: при меньшем чем 20% содержании висмута дросс является
оборотным. Оборачиваемость дросса до получения в нем 20% Ві зависит
от содержания висмута в свинце. При исходном содержании висмута

Глава XXI. Удаление висмута
:ш
в 0.5% Дросс оборачивается 2 раза. При 0.1 % Ві в свинце дросс
оборачивается 3—4 раза. Так как дроссы на воздухе легко окисляются,
промежуток времени между получением дросса и его обратной загрузкой в котел
должен быть минимальным. После удаления богатого содержанием
висмута дросса в ванну прибавляют кальций в виде сплава свинца с 3—і% Са.
После его расплавления ванна перемешивается в течение 30 мин.
Температура ванны при этом не должна быть выше 380°. Избытка кальция
не должно быть; нѳпрореагировавший РЬ3Са всплывает на поверхность,
увеличивая этим количество дросса. Кроме того, избыток реагента
ухудшает отделение дроссов от металла. При перемешивании ванны в
последнюю загружается металлический магний в перфорированной железной
коробке. После вмешивания кальция и магния ванна охлаждается до
375°. Всплывающие при этом на поверхность дроссы снимаются. Эти
дроссы являются оборотными. После снятия вторых дроссов ванну
охлаждают почти до температуры ее затвердевания. На поверхность ванны
всплывают третьи дроссы, которые также являются оборотными. При
таком способе рафинирования содержание висмута в свинце доводится
до 0.02%, а кальция и магния—до 0.05%.
§ 4. Переработка висмутистых дроссов
Дроссы, получаемые в процессе рафинирования, являются исходным
сырьем для получения висмута. Висмут извлекается из дроссов
электролизом сплава. Висмут остается при этом в анодном шламе, а свинец
получается на катоде в виде чистого электролитного металла.
При переплавке дроссов для уменьшения окисления металлов ванну
покрывают слоем расплавленного хлористого кальция. Переплавленный
дросс отливается в аноды.
§ 5. Приготовление РЬ-Са-сплава
Свинцово-кальциевый сплав для рафинирования можно получить
сплавлением металлического кальция со свинцом либо путем замещения
при сплавлении СаС12 с Pb-Na-сплавом. Последний получается
электролитическим путем. В ванну с угольным анодом и жидким свинцовым
катодом загружается в расплавленном состоянии хлористый натрий.
При электролизе металлический натрий выделяется на свинце, образуя
сплав Pb-Na. На аноде выделяется хлор. Жидкий сплав периодически
выпускается из ванны.
Pb-Na-сплав можно также получить непосредственным сплавлением
свинца с натрием. Для последующего получения сплава РЬ-Са сплав
Pb-Na в жидком виде пропускается через расплавленный хлористый
кальций. При этом протекает реакция
сплав сплав
(РЬ — 2Na) + СаС12 $ (РЬ—Са) + 2NaCl.
Реакция обратима. Слева направо она протекает при температуре 750—
800° и достаточном избытке СаС12.
§ 6. Рафинирование свинца от кальция и магния
После удаления висмута в свинце остается 0.07—0.08% Са.
Кальций делает свинец твердым. Для удаления кальция из свинца можно
применить следующие способы: 1) окисление воздухом; 2) обработку
щелочами; 3) продувку хлором.

316
Часть вторая. Металлургия свинца
Наиболее удовлетворительные результаты получаются при
рафинировании свинца от кальция щелочным методом.
Окислительное рафинирование производится при температуре 750—
800°. При длительности рафинирования в течение 4—5 час. содержание
кальция в свинце может быть доведено до 0.012%. Глета при этом
получается 4% веса рафинируемого свинца. Концентрация кальция в глете
составляет 1.2%.
При продувке расплавленного свинца хлором при температуре 400—
500° в течение 20—25 мин. содержание кальция можно снизить с 0.15 —
0.16 до 0.011—0.017%.
В некоторых случаях возможно свинец, содержащий кальций, после
процесса обезвисмучивания использовать непосредственно для
изготовления кальциевых баббитов. Тогда операция удаления из свинца кальция
отпадает.
Г л а в а XXII
НЕПРЕРЫВНОЕ РАФИНИРОВАНИЕ И ОБЕССЕРЕБРЕНИЕ СВИНЦА
По установившейся практике окислительное рафинирование и
обессеребрение свинца осуществляется периодическим способом.
После обезмеживания жидкий свинец заливается в отражательную печь,
в которой подвергается окислительному рафинированию для удаления
мышьяка, сурьмы и олова. По окончании рафинирования весь металл
из печи направляется на обессеребрение. Порция свинца после
извлечения драгоценных металлов проходит затем через стадии последующего
рафинирования для удаления цинка и висмута.
Недостатком периодического способа является потеря значительного
количества времени на заполнение аппаратов металлом, на выпуск
последнего, на попеременный нагрев и охлаждение ванны, на съемы шлаков
и цинковой пены. Коэффициент использования аппаратуры при этом
сравнительно невысок. Кроме того, при периодическом рафинировании
высок расход топлива и занято большое количество обслуживающего
персонала.
Ниже описан способ непрерывного рафинирования и обессеребрения,
осуществленный на заводе Брокен-Хилл в Порт-Пири (Австралия).
§ 1. Непрерывное окислительное рафинирование
а) Сущность процесса. Химизм процесса при непрерывном
рафинировании в принципе не отличается от периодического способа. Мышьяк,
сурьма и цинк как при первом, так и при втором способе окисляются
кислородом воздуха. При этом окисляется также некоторое количество
свинца. Глет вместе с окислами сурьмы и мышьяка образует шлак. При
непрерывном способе рафинирования находятся в динамическом
равновесии две фазы: жидкий свинец с невысоким содержанием в нем мышьяка
и сурьмы и шлак, состоящий из окислов свинца, сурьмы и мышьяка,
с относительно высоким содержанием последних двух. К этой системе
все время прибавляются свежий веркблей и кислород. Подача последнего
регулируется таким образом, чтобы вместе с примесями окислялось
некоторое количество свинца, обеспечивающее образование шлака, по
своему составу соответствующего условиям равновесия.
Рафинированный свинец и шлак непрерывно выпускаются из печи.

Глава XXII. Непрерывное рафинирование и обессеребрение свинца 317
Изучением непрерывного способа рафинирования свинца занимался
Виллиамс. Теоретическими предпосылками для работ Виллиамса
послужили данные по изучению тройной системы РЬ—Sb—О.
Беря различные смеси свинца и сурьмянистого глета, Виллиамс
изучал условия равновесия двух жидких фаз: шлака и веркблея. Результаты
исследований показаны на диаграмме (фиг. 149). По этой диаграмме любая
5Ь203
15 10 %5b 5 h 3 Ε IR F
Фиг. 149. Тройная система Pb—Sb—О
смесь, отвечающая составам по линии АВ, по расплавлении
расслаивается на шлак состава В и веркблей состава А. Окисление веркблея
состава А происходит по линии АО. При окислении веркблея состава
А до точки D состав шлаков будет соответственно изменяться от В до Е.
а веркблей — от Л до F.
При непрерывном окислительном рафинировании свинца от цинка
для получения достаточно жидкоплавких цинковистых дроссов к
последним прибавляется некоторое количество сурьмянистого шлака.
Таким образом, дроссы, получаемые
при удалении цинка, представ- """ Τ А&Ю\
ляют собой систему из окислов
свинца, сурьмы и цинка.
Изучением диаграммы
состояния РЬО — Sb203 занимались
Майер и Хинке (Technical
Publication, 449, 1932). На фиг. 150
приведена диаграмма состояния
РЬО — Sba03 по Манеру и
Хинке.
Наши исследования показали,
что прибавление к РЬО до 25%
Sb203 снижает температуру
плавления глета с 882 до 590°, с
образованием эвтектики при этой
температуре *.
б) Практика непрерывного рафинирования. На заводе Брокен-Хплл
непрерывное рафинирование веркблея от мышьяка и сурьмы
производится в отражательной печи, обогреваемой нефтью (фиг. 151). Размеры
0 10 20 30 ао 50 60 70 80 90 №
sb2o3 ввс%т -*- рм
Фиг. 150. Диаграмма состояния
системы РЬО—Sb203
1 Д. Чижиков и Ы. Лакерниі;. Юбилейный сборник научных трудов,.
Минцветметволото, 1940.

Фиг. 151. Печь для непрерывного рафинирования веркблея
а _ продольный разрез; б — поперечный разрез; β — горизонтальный разрез

Глава XXII. Непрерывное рафинирование и обессеребрение свища 319
жечи следующие: длина (внутренняя) 4.5 м, ширина (внутренняя) 1.5 м,
площадь пода 6.75 м2, толщина стен 250 мм. Под печи выложен из
кирпича в виде обратного свода; толщина пода 250 мм.
Печь помещена в железный кожух глубиной 765 мм. Толщина днища
12.5 мм. Для выпуска металла и шлака в торцевой стенке печи,
противоположной форсунке, имеются два отверстия. Расстояние от пода печи
до выпускного отверстия для свинца составляет 290 мм. Отверстие для
выпуска шлака на 65 мм выше отверстия для выпуска металла.
Расстояние от шлакового отверстия до свода печи равно 715 мм.
Боковые стенки печи охлаждаются водой при помощи кессонов на
высоте 500 мм, считая от пода печи. Расход йоды на охлаждение составляет
30 м3/час. Отапливается печь нефтью при помощи форсунки
максимальной производительностью 45 л нефти в час.
Подача свинца в печь производится непрерывно через сифонную
коробку, расположенную у одной из длинных сторон печи, ближе к
форсунке. Отверстие, которым сифонная коробка сообщается с ванной,
расположено на уровне пода печи и имеет в сечении 25 см2. Наличие
перегородки препятствует попаданию шлака в сифонную коробку. Выпуск
металла производится по наклонному жолобу, образующему жидкий
затвор. Выпуск шлака производится через вырез в кессоне; размеры
выреза: 75 мм в ширину и 125 мм в глубину.
Окисление производится продувкой расплавленной ванны воздухом;
для подачи воздуха применяются железные трубы диаметром 12—25 мм.
На воздушную трубу надеваются концентрически две другие трубы,
образующие кольцевую рубашку, в которой циркулирует вода для
охлаждения. При продувке трубы не доходят на 100 мм до пода печи.
Температура рафинированного свинца, выпускаемого из печи, держится
на уровне 760°. Температура регулируется сжиганием топлива, скоростью
циркуляции металла и количеством подаваемого воздуха. О ходе процесса
и температуре в печи судят по составу и количеству шлака.
При непрерывном способе рафинирования количество окисляемого
свинца находится в прямой зависимости от содержания примесей. Чем
больше последних; тем больше необходимо окислить свинца для
получения равновесного шлака, тем больше выделяется тепла при окислении
металла. В некоторых случаях при сильно загрязненном веркблее
необходимое для процесса тепло может получаться только за счет
окисления металлов.
В табл. 111 приведены составы продуктов окислительного
рафинирования веркблея от сурьмы и мышьяка.
Таблица 111
Состав продуктов окислительного рафинирования (°/0)
Продукт
Свинец;
после рафинирования
Си
0.004
0-004
0.0052
Sb
0.778
0.03
8.1
As
0.290
0.0005
2.7

320
Ча.':ть вторая. Металлургия, свинца
Рафинированный свинец направляется непрерывной струей в котлы
на обессеребрение, а шлак на восстановительную плавку в смеси с углем
в отражательную печь (фиг. 152). Последняя помещается в железном
кожухе. Площадь пода печи равна 15.8 м2 (5.18χ3.05 м). Максимальная
Фиг. 152. Печь для переработки свинцово-сурьмяных шлаков
α — поперечный разрез; б —продольный рпзрез
глубина ванны свинца у выпускного отверстия для металла равна 290 мм.
Стенки печи и отверстия для выпуска жидких продуктов плавки кессо-
нированы. Расход воды на охлаждение составляет 45 м3/час. Загрузка
углеродистого восстановителя и заливка шлака производятся через
отверстия в своде печи. Печь работает на жидком топливе. Форсунка
производительностью в 90 л нефти в час расположена в боковой стене
на расстоянии 1.35 м от загрузочного конца.
В результате восстановительной плавки шлака получаются два
продукта: гартблей, содержащий—1% Sb, π шлак, обогащенный сурьмой
и мышьяком.

Глава XXII. Непрерывное рафинирование и обессеребрение свища 321
Веркблей
Обезмеживание
ν
Обессеребрение
ν
Свинец
Щелочь
Огневое рафинирование
от Sb и Zn
Свинец
ν
I пілак
I
Газы и пыль
Щелочная доводка
Пылеулавливание
Кон центрачионная
плавка
Плав
Газ
1
Пыль
II шлак Пыль Оборот
~ ный
Фильтрация
Фильтрат Кек
В трубу
ІЫ
гартблей
Плавка
Na2SO, + ^
Na4CO.
Свинец

рованный
Сплав III шлак
(Pb-fSb)
На ватержакет
Разлив
Фиг. 153. Технологическая схема непрерывного
окислительного рафинирования веркблея
21 Металлургия тяжелых цветных металлов

322 Часть вторая. Металлургия свинца
Состав этих продуктов следующий (%):
Гартблей
Шлак
As
0.01
3.8
Sb
0.64
21.9
Си
0.005
0.004
Ag
0.32
0.145
На фиг. 153 приведена примерная схема непрерывного окислительного
рафинирования от сурьмы и цинка применительно к свинцу Ле-
ниногорского завода.
§ 2. Непрерывное обессеребрение
В отличие от периодического способа обессеребрения, при котором
жидкий цинк вмешивается в расплавленный свинец, при непрерывном
обессеребрении жидкий свинец проходит через слой расплавленного
цинка. Свинец при этом насыщается цинком. При движении вниз, в зону
низких температур, из свинца
выделяются тугоплавкие соединения
цинка с серебром, которые
всплывают на поверхность жидкого
металла. Рафинированный свинец
непрерывной струей, при
температуре 650°, поступает в котел
бочкообразной формы (фиг. 154)
состоящий из четырех частей
отлитых из чугуна и жестко
связанных друг с другом. Части
котла носят названия: 1) нижняя, 2)
цилиндрическая, 3) коническая и
4) верхняя. Наибольший
внутренний диаметр котла 3.05 м,
общая высота котла 7.08 м. Толщина
стенок трех верхних частей равна
75 мм, нижней части —50 мм.
Котел помещается в кирпичной
кладке, образующей девять
кольцевых камер. Шесть камер
отапливаются мазутом; каждая камера
•снабжена двумя форсунками,
сжигающими по 5 л нефти в час. Три
неотапливаемые камеры
расположены у стыков. Отапливаемые
камеры расположены следующим
образом: три верхние части котла
имеют по одной камере (1, 2, 3),
нижняя часть —три камеры (4,
5, 6) (фиг. 155).
Подача свинца на
обессеребрение и выпуск обессеребренного
металла производится через верхнюю
часть котла, где имеются два выступа. Один из них связан с жоло-
бом, по которому свинец стекает в котел. Другой выступ связан с жоло-
бом и трубой, сифонирующей свинец из котла. Труба отлита из чугуна
диаметром 90 мм. Толщина стенок в верхней части трубы составляет
100 мм, в нижней части — 50 мм. Через трубу пропущен железный
Фиг. 154. Котел для непрерывного
обессеребрения свинца

Глава XXII. Непрерывное рафинирование и обессеребрение свинца. 323·
прут диаметром 37 мм, к нижней части которого прикреплена пластина-
площадью 12.5 см2. При помощи прута определяется толщина слоя
кристаллов на дне котла.
Фиг. 155. Печь для непрерывного обессеребрения свинца
(вертикальный разрез)
Верхняя часть котла заполнена Zn— Pb—Ag-сплавом, который
вследствие своего меньшего удельного веса плавает на поверхности жидкого
металла. Свинец, который вливается в котел, проходит через слой сплава.
При этом происходит насыщение свинца цинком. По мере опускания вниз
температура свинца понижается. Твердая фаза, так называемая
цинковая пена, которая выделяется из жидкого металла при охлаждении,
поднимается кверху. Когда свинец доходит до дна котла, температура
металла понижается до точки его затвердевания. У нижнего отверстия
сифонирующей трубы находятся в разновесии жидкая и твердая фазы
металла. Достигнув днища котла, жидкий металл поднимается по
вертикальной сифонирующей трубе и вытекает наружу, по горизонтальному
каналу. При прохождении по трубе через отапливаемую часть котла
свинец по пути нагревается до 370°.
Сплав постепенно обогащается серебром. Когда содержание серебра
в сплаве достигает 15—20%, приступают к его удалению. Время,
необходимое для образования сплава с 20% Ag, зависит от скорости циркуляции
свинца, концентрации серебра в нем и от толщины слоя цинка в котле.
Цинковая пена выгружается один раз за 12 час. После удаления
пены в котел загружается цинк, образующий слой- высотой 0.9 . и.

324
Часть вторая. Металлургия свинца
Состав обессеребренного свинца и цинковой пены следующий (%);
Си Sb Zn Ag Аи рь
■Обессеребренный свинец . . 0.0005 0.038 0.54 0.0001 — 99.4
Цинковая пена ....... 0.4 — 64.0 20.0 0.0145 15.0
§ 3. Непрерывное обесцинкование
Обесцинкование производится в отражательной печи, отапливаемой
нефтью. Печь заключена в железный кожух размерами: 1.95 х 4.95 х0.95 м;
ллощадь пода равна 5.75 m2j толщина стенок 0.225 м. Глубина печи у
выпускного отверстия для свинца составляет 0.45 м. Отверстие для шлака
расположено на 40 мм выше отверстия для выпуска свинца. Печь кессо-
дирована.
Отапливается печь нефтяной форсункой, расположенной в торцевой
«стене печи. Расход жидкого топлива составляет 90 л/час.
Расплавленный свинец заливается в печь через отверстие в своде
диаметром 150-мм. Выпуск рафинированного свинца и шлака происходит
непрерывно через отверстия в торцевой стене печи (против форсунки).
Для окисления применяются воздушные агитаторы, имеющие диаметр
трубы 12 мм.
Удаление цинка окислительным рафинированием производится
способом, аналогичным удалению мышьяка и сурьмы. Однако при этом
имеются два существенных отличия. Во-первых, окись цинка не понижает,
а повышает температуру плавления шлака, состоящего из окиси свинца и
других окислов металлов. Чтобы получить достаточно жидкоплавкий
шлак, в последнем должно быть определенное количество окислов сурьмы
и мышьяка. Для этой цели в лечь загружается сурьмянистый шлак или
гартблей из восстановительной печи, перерабатывающей шлаки от
первого рафинирования. Во-вторых, чем больше шлака получается при
первом рафинировании, тем больше свинца в виде гартблея, минуя
обессеребрение, может поступать непосредственно в цинко-рафинировочную
печь. Что касается шлаков, получаемых при втором рафинировании
свинца, то они поступают на шахтную плавку. Свинец, выплавляемый
при этом из шлаков, должен снова пройти через цикл рафинирования.
Отсюда следует, что при втором рафинировании, в отличие от первого,
количество шлаков Должно быть минимальным.
Температура в печи регулируется сжиганием топлива и в меньшей
степени за счет тепла, выделяемого от экзотермических реакций
окисления. Температура свинца, вытекающего из печи, равна 780°.
Для получения необходимого состава шлака количество вводимой
с гартблеем и' сурьмянистым шлаком сурьмы должно составлять 0.4%
веса свинца, аоступающего на обесцинкование.
Состав свинца' и шлака от второго рафинирования следующий (%)
Sb Bi Cu Fe Zn S As Ag
Свинец. 0.0038 0.0007 0.0005 0.00035 0.0002 0.0002 0.00015 0.0003
Шлак . 6.9 — 0.002 — 9.2 — 1-3 —
§ 4. Преимущества непрерывного рафинирования свища
Непрерывное рафинирование и обессеребрение имеет ряд преимуществ
по сравнению с применяемым в настоящее время периодическим спосо-
бом.Оно дает возможность с момента заливки веркблея в рафинировочную
печь и до получения чушкового металла передавать самотеком жидкиее

Глава XXII. Непрерывное рафинирование и обессеребрение свинца 325
продукты плавки с одного аппарата в другой. Процесс максимально
механизирован и автоматизирован; работа идет ровно, без «пиковых»
нагрузок аппаратуры и людей; число операций сокращено, аппараты
укрупнены.
Отпадают съемы дроссов вручную. Шлаки получаются в жидком виде
ц непрерывно вытекают из печи. При обессеребрении не получается
оборотных пен. Все вместе обусловливает меньший расход рабочей силы при
непрерывном способе, чем при периодическом.
Повышение содержания сурьмы и мышьяка приводит к увеличению
количества шлака, а не к удлинению продолжительности рафинирования.
Окисление большего количества металла снижает расход горючего. В то
же время окисление большого количества свинца при рафинировании
разгружает котлы для обессеребрения, так как гартблей, получаемый
при восстановительной плавке шлака, как не содержащий серебра,
направляется прямо на второе рафинирование в цинкорафинировочную печь,
минуя обессеребрение.
Цинковая пена получается с низким содержанием свинца (15% вместо
75% РЬ при периодическом способе обессеребрения). Поэтому отжимка
пены отпадает. Количество ее также небольшое (в 5—6 раз меньше, чем
при периодическом способе). Облегчается дальнейшая дестнлляция пены
и купелирование серебристого свинца. Расход топлива на эти операции
уменьшается, так как пена получается с высоким содержанием серебра.
Извлечение серебра из свинца повышается.
Процесс непрерывного рафинирования отличается гибкостью. Наличие
90-т котлов-питателей делает работу рафинировочного отделения
независимой от хода шахтных печей. Емкость аппаратуры не превышает
однодневной производительности завода.
Аппаратура при непрерывном рафинировании занимает У3 площади
по сравнению с цехом на ту же производительность, работающим по
периодическому способу. Сравнение технических показателей
периодического и непрерывного окислительного рафинирования и обессеребрения
свинца приведено в табл. 112.
Таблица Ш
Технико-экономические показатели процесса рафинированна веркблея
Показатели
Периодический
способ
Непрерывный
способ
Производительность ί-Й печи, τ веркблея в час
Производительность 2-й печи, τ свинца в час .
Человеко-часов на 1 τ свнкца
Состав свинца
После 1-го рафинирования
As. % ·
ЙЬ, %
После обессеребрения
Ag, г/т
Zn, %
После 2-го рафинирования
Zn, %
Sb, %
3.8
3
2.753
0.01
0.21
6.51
0.55
0.00041
0.00557
18.0
40
0.504
0.0005
0.03
1.03
0.57
0.00029
0.00380

326
Часть вторая. Металлургия свища
Глава XXIII
ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ РАФИНИРОВАНИЕ СВИНЦА
§ 1. Сущность процесса
Извлечение примесей из свинца электролизом основано на том, что
при пропускании электрического тока через свинцовый анод,
погруженный в электролит, свинеп растворяется и затем оседает на катоде.
Металлические примеси, имеющиеся в свинце, ведут себя в соответствии с их
нормальными потенциалами, которые располагаются в следующий ряд
(табл. 113):
Таблица 113
Электродные потенциалы металлов (в)
Zn
—0.762
Fe
—0.44
Ni
—0.23
Sn
—0.136
Pb
—0.122
н2
0
As
+0.29
Cu
+0.344
Bi
+0.35
Sb
+0.47
Ag
+0.798
Мышьяк, медь, висмут, сурьма и серебро, как более
электроположительные, чем Свинец, остаются в анодном шламе, не растворяясь.
Нежелательной примесью является олово, потенциал которого весьма
близок к потенциалу свинца, в результате чего оно осаждается на катоде
вместе со свинцом.
Чаще всего на электролиз поступает свинец, предварительно
рафинированный и подвергнутый обессеребрению, содержащий только висмут.
Схема процесса приведена на фиг. 156.
§ 2. Электролит
При рафинировании свинца по способу Беттса в качестве электролита
применяется раствор кремнефтористоводородной кислоты в смеси с крем-
нефтористым свинцом. Электролит удельного веса 1.2 содержит
€0—80 г/л Pb в виде PbSiF6 и 8—10% свободной H2SiF6. Он
представляет собой бесцветную жидкость, принимающую зеленоватый оттенок от
присутствия железа.
Во время работы концентрация кислоты уменьшается и электролит
обогащается свинцом. Необходимая кислотность электролита
поддерживается прибавлением свежей кислоты.
Так как электролит во время работы почти не загрязняется примесями,
его не приходится возобновлять. Приходится лишь компенсировать
потери, связанные с механическим уносом электролита катодами и
анодным шламом. Эти потери могут быть сведены до минимума при
тщательной отмывке катодов и анодного шлама от увлеченного раствора.
Некоторая потеря электролита связана с разложением кислоты под влиянием
токаі
SiF6" — 26 = SiF6;
2SiF6 -f 6H20 :£2Si02 -f 12HF + 02.
В среднем потери составляют около 1.5 кг H2SiFe на 1 τ Pb.
Для перекачки электролита применяются центробежные насосы,
сделанные из меди с бронзовым валом.

Η,ΒίΡ.
Pb, содержащий В ι
Расплавление
* Отливка анодов
Шлам
Φ
Промывка
Φ φ
Промывные Шлам
воды
Скрап
Электролиз
Катодный осадок
Переплапка
Мягкий РЬ
Разлив
Отработанный
ψ электролит
Н,«04
Регенерация
Φ Φ
PhSO, Регенерн-
і рованный
электролит
На в.-ж.
Фиг. 156. Технологическая схема электролитического рафинирования свинца

328
Часть вторая. Металлургия свинца
§ 3. Аноды
Аноды отливаются в виде пластин, снабженных заплечиками,
которыми они опираются на борта ванны (фиг. 157). Аноды отливаются
следующих размеров:
Длина
мм
605
915
Ширина
мм
525
610
Толщина
мм
38
38
Вес
кг
125
220
Толщина анодов зависит от количества примесей, имеющихся в свинце:
чем больше примесей содержится в свинце, тем меньше делается толщина
анода.
Средняя продолжительность пребывания анода в ванне 9—11 суток.
Разрез<ю лв
Разрез r>o EF
Л.
Фиг. 157. Кокиль для отливки свинцовых анодов
Анод толщиной 30 мм при плотности тока 160 а/м2 растворяется в
течение 10 суток на 85% своего первоначального веса.
§ 4. Катоды
В качестве катодов применяются листы из рафинированного свинца.
Катоды на 10—12 мм больше по ширине и длине, чем аноды. Делается
это с целью избежать образования дендритных отложений по краям
катода. Толщина катодных матриц колеблется от 1 до 2 мм; их вес
составляет около 5 кг.

Глава. XXIII. Электролитическое рафинирование свинца 329
Отливка катодных матриц производится на наклонном столе (лотке),
в верхней части которого приделан жолоб, вращающийся по
горизонтальной оси. Лоток сделан из 25-мм железного листа. Размеры лотка
соответствуют размерам катода. Для отливки катодной матрицы жолоб
заполняется расплавленным свинцом. При опрокидывании жолоба
расплавленный металл стекает по лотку, застывая на нем тонким слоем.
В зависимости от угла наклона лотка, а также количества и температуры
выливаемого металла получаются листы разной толщины. Для
охлаждения лоток снизу* обрызгивается водой.
Катоды отливаются таким образом, что в конце листа образуются три
полосы, служащие для их подвешивания. Длина полос 300 мм. Полосы
загибаются и свариваются, образуя три петли, сквозь которые
пропускается медный стержень.
Катод наращивается в течение 4—6 дней, после чего он вынимается
из ванны и заменяется новым листом.
§ 5. Ванна
Электролиз свинца ведется в бетонных или железобетонных ваннах,
покрытых изнутри непроницаемой кислотоупорной футеровкой (фиг. 158).
Фиг. 158. Ваяна для электролитического рафинирования свинца
Смесь для изготовления ванн состоит из 1 ч. цемента, 2 ч. неокатан-
ного песка и 3 ч. хорошо промытой, измельченной до 20—40 мм
кремнистой породы.
Бетон должен быть сухим, плотным. Хорошее действие оказывает
на качество бетона для ванн прибавление инфузорной земли. Сушка
должна проводиться медленно, в течение 20—30 дней. Для прочности
ванну делают железобетонной.
Для футеровки ванны применяется асфальт. Сначала стенки
покрываются слоем асфальтовой краски, разбавленной газолином. Затем еле-

330
Часть вторая. Металлургия свинца
.дует второе покрытие неразбавленной асфальтовой краской. По
прошествии 24 час. на стенки и дно ванны наносится футеровка из
расплавленного асфальта с гудроном (60% асфальта и 40% гудрона). Футеровка
наносится при помощи щетки, несколькими слоями. Толщина слоя
футеровки на стенках составляет 10—15 мм. Дно ванны заливается слоем
асфальта с гудроном (70% асфальта + 30% гудрона) толщиной 40 мм.
Футеровка не должна заключать в себе пузырьков воздуха или газов.
Ванна делается следующих размеров: длина 2200 мм, ширина 750 мм,
глубина 1100 мм, толщина дна и стенок 100 мм. В каждой ванне
вмещаются 20 анодов и 21 катод. Расстояние между двумя электродами
делается равным 40—50 мм; расстояние между анодами 100—110 мм. Аноды
и катоды включаются параллельно.
Ванны включаются последовательно. Расстояние между ваннами
в каскаде составляет 125 мм. Разность уровней между ними 90 мм.
§ 6. Процесс электролиза
Плотность тока при электролизе свинца колеблется между 160 и
200 а/м2. Начальное напряжение между электродами составляет
0.4—0.35 в. Выбор плотности тока зависит от чистоты рафинируемого
свинца. Чем меньше примесей в свинце и чем больше разница между
потенциалом свинца и потенциалами сопутствующих металлических
примесей, тем выше плотность тока можно применять.
При электролизе анодный процесс заключается в том, что ион SiF6"
разряжается на аноде и, соединяясь со свинцом, образует PbSiF6,
переходящий в раствор. На катоде ион РЬ" отдает свой заряд, образуя
металлический свинец. Кроме этой реакции, происходят также упомянутые
выше вторичные реакции, вследствие чего HaSiF,. разлагается с
образованием Si02, выпадающей в осадок. Расход энергии составляет 106 квт-ч
постоянного тока на 1 τ свинца при выходе металла по току, равном 98%.
Для обеспечения регулярного хода процесса и гомогенности
электролита последний должен все время перемешиваться. Перемешивание
достигается циркуляцией раствора. Для этой цели ванны располагаются
каскадом. Число ванн в каскаде колеблется от четырех до девяти.
Циркулирующий электролит поступает в головную ванну через
эбонитовую трубку, расположенную в одном из углов на 80 мм ниже уровня
раствора, и выпускается на высоте 200 мм от дна ванны в диагонально
противоположном углу. Скорость циркуляции раствора 16—20 л/мин.
Передача раствора из одной ванны каскада в другую производится при
помощи трубок из мягкой резины.
Вытекающий из последней ванны раствор поступает по деревянному
жолобу, обшитому толем и залитому слоем асфальта, в сборный чан,
откуда плунжерным или центробежным насосом или же при помощи
•аэролифта перекачивается в центральный распределительный чан.
Температура электролита 40—50°.
§ 7. Анодный шлам
Количество примесей в катодном осадке зависит от механического
попадания частиц шлама и непосредственного электролитического
осаждения. Последнее зависит от плотности тока и потенциала примеси.
Механический перенос зависит, при данной скорости циркуляции раствора,

Глава XXIII. Электролитическое рафинирование свинца 331
от прочности шламовой губки на аноде. При содержании в свинце 0.85 % Sb
на аноде получается губчатый шлам, настолько прочный, что он
удерживает все прочие примеси и не распадается при извлечении анодного скрапа
из ванны.
Значительные затруднения при электролизе вызывает медь. Излишек
меди сверх эвтектического количества в 0.06% образует на поверхности
анода твердую пленку, не поддающуюся анодному растворению в
электролите. Напряжение ванны повышается, что вызывает усиленное
электролитическое осаждение примесей на катоде.
Образование анодной губки связано с повышением напряжения по
мере растворения свинца. Если в начале процесса анод имеет толщину
30 мм, то к концу растворения он имеет толщину не более 5 мм. Таким
образом, в последний день пребывания в ванне растворяющийся свинец
должен пройти 12.5-мм слой губчатого шлама, прежде чем он попадет
в электролит. Это обстоятельство вызывает необходимость повышать
напряжение с 0.35—0.40 в в начале процесса до 0.65—0.70 в в конце
электролиза. Чем плотнее пленка, тем выше должно быть напряжение.
Прибавление коллоидов улучшает процесс электролиза.
В качестве коллоида применяется клей, которого расходуется в
среднем 0.75 кг на 1т РЬ. Часть клея разлагается, увеличивая расход
кислоты.
По окончании электролиза остатки анодов вынимаются из ванны и
промываются. Затем с анодов снимается шлам при помощи вращающихся
металлических щеток. Шлам из бассейна, а также шлам, выгребаемый
из ванн во время чистки последних (это происходит, примерно, один раз
в месяц), промывается и фильтруется. В промытом шламе содержится
до 70% влаги. Шламы после промывки сушатся и плавятся в
отражательной печи. Часть металлов, как мышьяк и сурьма, при плавке
улетучивается. Полученный сплав проходит затем через все стадии
рафинирования для удаления меди, мышьяка, олова, сурьмы и цинка. Сплав
РЬ —Ag —Ві подвергается купелированию. Получается висмутистый
глет и металл Доре. Вместо предварительного рафинирования,
можно подвергнуть непосредственному купелированию переплавленные
шламы.
В табл. 114 приведены анализы анодов, катодного осадка и анодного
шлама, получаемых при электролитическом рафинировании свинца.
Таблица 114
Состав анодов, катодов и шлама при электролитической рафинировании свивца
(%)
Элементы
Ві
Си
As
Sb
Те
Fe . . . . . .
Sn
Ag
Au
Аноды
97.33 —97.83
0.219— 0.37
0.039— 0.07
0.140— 0.68
0.760— 1.25
0.009— 0.029
0.36—0.5
0.0036—0.005
Катоды
99.97 —99.99
0.0019— 0.004
0.0019— 0.00^7
0.0012— 0.0022
Следы
0.0019—следы
0.002 —0.004
0.0016—0.005
0.0006—0.0048
Следы
Шлам
12.19 —21.6
5.308—20.34
1.03 — 1.8
3.95 —15.65
24.24 —33.0
0.44 — 1.2
8.2 —14.0
0.098— 1.55

332
Часть вторая. Металлургия свища
§ 8. Электролитическое рафинирование веркбдея
Этот способ в промышленном масштабе нашел применение на заводе
Оройа (Перу, Южная Америка)1. Электролитическому рафинированию
подвергается веркблей следующего состава (%):
Pb Cu As Sb Bi Ag
90.1 0.12 1.9 3.3 4.4 0.14
Электролитом служит раствор H2SiF6 + PbSiF6. Концентрация
кислоты колеблется от 100 до 150 г/л. Содержание свинца составляет
60—80 г/л.
Электролитные ванны сделаны из бетона, покрытого изнутри слоем
асфальта. Размеры ванны следующие: длина (внешняя) 2650 мм, ширина
(внешняя) 775 мм, высота 1150 мм; скорость циркуляции электролита
10 л/мин; температура электролита 37°. Размер катодной поверхности,
погруженной в электролит, составляет 675 х 925 мм. Отличие процесса
электролиза на заводе Оройа от стандартной схемы заключается в том,
что аноды пребывают в ванне лишь четыре дня. Благодаря малой
толщине образующейся на поверхности анода шламовой губки, напряжение
между электродами к концу процесса растворения анода не превышает
0.6 в. Меньшая плотность тока (155—165 а/м2 вместо 160—200 а/м2)
способствует получению катодного свинца, свободного от примесей. Опытами
установлено, что при 99% РЬ продолжительность пребывания анода в
ванне не должна превышать четырех дней. Анод, содержащий от 80 до
90% РЬ, находится в ванне в течение 2 дней, а при содержании свинца
менее 80% —1 день. При этих условиях возможно получить достаточно
чистый катодный свинец. При электролитическом рафинировании верк-
блея приведенного выше состава получался катодный осадок со
следующим содержанием примесей (%):
Си As Sb Bi Ag Pb
0.001 0.00005 O.004 0.0005 0.000008 99.998
Анодный шлам при этом получался следующего состава (%):
Pb Cu As Sb Bi Ag
19.20 0.8 12—13 23—24 30—31 0.96
Особенностью процесса на заводе Оройа являются малые потери
кислоты, которые составляют 1 кг на 1 τ рафинируемого свинца.
Достигается это промывкой анодного шлама и концентрацией кислоты
в оборотных растворах. Так как электролит постепенно обогащается
свинцом, часть его время от времени выводится* из процесса и
подвергается электролизу с угольными анодами. Свинец выделяется на
катоде, а кислота регенерируется на аноде. Электролитическое
рафинирование веркблея интересно в том отношении, что может найти
1 Т.Е.Наг per. Transactions, 121, 283, 1936

Глава XXIV. Разлив свинца
333
применение для электролиза висмутистого дросса, получаемого при
обработке веркблея щелочноземельными металлами. По содержанию
висмута веркблей завода Оройа соответствует составу дросса (4.4% Ві).
Г лава XXIV
РАЗЛИВ СВИНЦА
-ίΕΞΞΞΞ^-
Разлив рафинированного свинца производится из специальног
оборудованного топкой. Наличие отдельного котла для разлива
ждает рафинировочную аппаратуру
и обеспечивает оптимальную
температуру отливки.
На фиг. 159 показана
передвижная изложница для отливки
свинца.
На крупных свинцовых
заводах применяется механизирован- _.
ный разлив свинца. Разливочные
машины бывают трех типов: кару- Фиг. 159. Изложница для
сельные, барабанные и ленточные. свинца
В карусельной машине (фиг. 160) «-план;е-прод№ьм*р»реа;«
о котла,
освобо-
отливки
— попе-
Фиг. 160. Карусельная разливочная машина

Часть вторая. Металлургия свинца
ѳѳѳѳѳ
Фиг. 161. Подъемный механизм для свинцовых чушек
Фиг. 162. Тележка для отвозки свинцовых чушек

Глава XXIV. Разлив свища
335·
изложницы расположены по кругу, вращающемуся в горизонтальной
плоскости. В барабанном аппарате изложницы располагаются по
цилиндрической поверхности. Вращение барабана происходит в вертикальной
плоскости вокруг горизонтальной оси.
Наиболее рациональной машиной для разлива свинца является
ленточная. Устроенная по типу пластинчатого транспортера, она не имеет
недостатков, присущих карусельной или барабанной разливочной
машине. Она компактна, занимает мало места, удобна в обслуживании-
Отливка на ленточной машине производится сразу в четыре изложницы,
для чего ковш снабжается четырьмя желобами. При движении машины
отлитая чушка находится достаточно времени в горизонтальном
положении, чтобы успеть остынуть. Для ускорения остывания свинца
изложницы охлаждаются снизу водой. Во время движения ленты с
поверхности отлитой чушки снимается пенка, удаляются заусеницы,
производится маркировка и отбор пробы.
Дойдя до конца ленты, чушки сваливаются на стол, откуда они
удаляются специальным· аппаратом, работающим при помощи сжатого
воздуха (фиг. 161). Аппарат висит на тали, двигающейся по рельсу. Пять пар
молотков с острыми концами падают на чушки свинца,
расположенные рядом. Концы молотков при падении вонзаются в мягкий свинец.
Затем чушки свинца поднимаются, относятся в сторону и
складываются в штабели.
Для отвозки чушек на склад применяется тележка, показанная на
фиг. 162. На такой тележке при помощи электрокары в один прием можно
отвозить 105 чушек свинца, расположенных в три штабеля по 35 штук
в каждом. При весе чушки в 40—50 кг это составляет 4.2—5.25 т.

Раздел Ж
ТЖДРО-ЭЛЕЕТРОМЕТАЛЛУРТИЯ СВИНЦА
Глав ее XXV
ХЛОРНЫЙ МЕТОД ИЗВЛЕЧЕНИЯ СВИНЦА ИЗ СУЛЬФИДНЫХ
КОНЦЕНТРАТОВ
Гидрометаллургические способы извлечения свинца из руд и
концентратов основаны на растворимости хлористого свинца в водных
растворах хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов.
Технологическая схема переработки свинцовых концентратов гидро-
■электрометаллургическим путем включает следующие четыре операции:
1) перевод свинца при помощи хлорсодержащего реагента в
хлористое соединение (собственно хлорирование);
2) выщелачивание хлористого свинца насыщенными растворами
хлоридов щелочных или щелочноземельных металлов;
3) очистку раствора;
4) химическое или электрохимическое восстановление свинца из его
хлористого соединения.
Первые две операции совмещаются, когда выщелачивание свинца
производится горячими концентрированными растворами хлоридов щелочных
или щелочноземельных металлов.
§ 1. Химизм хлоридного способа получения свинца
а) Физико-химические свойства хлористого свинца. Хлористый свинец
РЬС12 содержит 74.5% РЬ и 25.5% С12. Он встречается в природе в виде
минерала катунита. Искусственно хлористый свинец получают, действуя
хлором на металлический свинец, а также хлором, полухлористой серой,
хлористым водородом или фосгеном на сульфид или окислы свинца.
Удельный вес РЪС12 равен 5.9059г. Теплота образования РЬС12 из твердого свинца
и газообразного хлора составляет 83 900 кал.2
В зависимости от способа приготовления РЬС12 получается в виде
ромбических бесцветных кристаллов либо белого аморфного порошка.
Температура плавления3 РЬС12 равна 498°.
Теплоемкость РЬС12 (средняя) в интервале температур от 500 до 700°
•составляет: 0.1042 кал (удельная) и 28.98 кал (молекулярная).
Температура кипения РЬС12 равна 954.4° при 760 мм рт. ст.
Упругость пара РЬС12 следующая4:
t°C 400 500 600 700 748.1 700 831 871.4 900 954 993.2
Ρ, мм рт. ст. 0.00174 0.141 2.82 22.4 60.8 96.9 174 291.8 433 760 1083.2
1 Hleber-Ries. Zs. anor. Chem. 180, 225, 1929.
2 Bert he lot. Thermochimie, 3, 169.
3 Tammau. Zs. anor. Chem., 149, 65, 1925.
* Maier. Vapor pressures of the Common Met. chlor'. 28,1925.

Глава XXV. Хлорный метод извлечения свинца из сульфидных концентратов 'ХА7
Упругость диссоциации РЬС12 следующая1:
t,°C ....
Ρ, мм рт. ст.
833
241-10"
923
187-10-
юзз
182-10 "«
В расплавленном состоянии РЬС12 растворяет металлический свинец;
растворимость возрастает с температурой. РЬС12 с хлоридами других
металлов (MgCl2, KG, NaCl, СаС12) образует двойные соли.
Система РЬС12 — РЬО дает три соединения: РЬС12-РЬО (плавится при
615°); РЬС12-2РЬО (плавится при 693° с одновременным разложением)
и РЬС12-4РЬО (плавится и разлагается при 711°).
Система РЬС12 — PbS образует легкоплавкие смеси. Эвтектика
содержит 22% PbS и застывает при 441°.
РЬС12 восстанавливается водородом, углеродом и металлами,
вытесняющими свинец (Fe, Zn и др.).
Хлористый свинец лучше растворяется в кипящей, чем в холодной
воде.
б) Образование хлористого свинца. При действии газообразного хлора
на сульфид свинца образуется хлористый свинец по реакции
PbS + С1, = РЬС12 + S + 61940 кал.
В табл. 115 приведены количества свинца, перешедшего в хлористое
соединение при действии хлора на PbS в зависимости от температуры
(опыты проводились с чистым сульфидом свинца в течение одного часа).
Τ а б л и на 11 Г>
Хлорирование2 PbS (в % к исходному количеству свинца)
Температура, °С
Образовалось PbCL . .
Улетучилось РЬСI»" . .
100
45.44
200
58.54
300
75.89
400
84.07
500
86.70
600
92.46
700
97.83
5.58
801)
100
100
При действии хлора на сульфидные свинцовые концентраты наряду
со свинцом хлорируются также и прочие металлы. Сера сульфидов при этом
вытесняется хлором. Все реакции хлорирования сульфидов
металлов экзотермичны.
Хлорирование сульфидов других металлов: ZnS, Cu2S, Ag2S, FeS2
показало, что при температурах 700—300° все они почти нацело переходят
в хлориды3.
Образующиеся хлориды металлов, в зависимости от температуры
процесса, могут получаться в твердом,жидком или газообразном состоянии.
В табл. 116 приведены температуры плавления и кипения хлоридов
металлов.
в) Растворимость хлоридов металлов. Гидрометаллургическая
переработка' прохлорированното продукта основана на различной степени
растворимости хлоридов металлов в воде и растворах NaCl и СаС12.
В табл. 117 приведена растворимость хлоридов металлов в воде при
25 и 60°.
1 Jellineck. Zs. phys. chem. 119, 161—201,1926.
2 Д. Ч и ж и к о в и Г. Б а'л и χ и и а. Цветные металлы, 4, 1935.
s Там же. *

338
Ча~ть вторая. Металлургия свинца
Таблица 116
Темп ературы плавления и кипения хлоридов металлов
Хлорид
Темп, плавления,
°С
Темп, кипения, °С
г—*
о
498
954.4
и
я
S3
262
732.4
і
674
и
ft.
306
315
и
о
422
1436
3
600(?)
520.6
у
442.2
СО
<
G
со
121.9,200.2
о
to
<
455
1431
и
«
со
60
137.7
01
и
я
02
622.8
Таблица 117
Растворимость хлоридов металло в в воде (%)
Хлорид
Растворимость при 25°
» » 6Ό°
ZnCl2
81.2
86.0
FeCl3
49.72
78.42
FeCl2
39.61
43.90
CdCl2
57.40
57.41
' CuGl2
44.0
47.7
PbCl2
1.07
1.79
CuCl
1.52
AgCl
1
0.002
РЬС12 и AgCl обладают сравнительно невысокой растворимостью
в воде. Таким образом, представляется возможным при выщелачивании
водой перевести в раствор хлориды цинка, железа, кадмия и меди с
оставлением хлористого свинца и серебра в твердом осадке. Последующее
извлечение РЪС12 и AgCl из полученного при водном выщелачивании остатка
основано на том, что хлориды свинца и серебра растворимы в
насыщенных растворах хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов.
В табл. 118 приведена растворимость РЬС12 в растворах NaCl в
зависимости от температуры и концентрации растворителя. Из таблицы видно,
что растворимость РЪС12 возрастает с температурой и концентрацией
NaCl.
Таблица 118
Растворимость хлористого свинца в растворах поваренной соли (г/л)1
Концентрация NaCl, г/л
С
13
50
100
0
7
11
21
20
3
8
17
40
1
4
13
60
0
3
11
80
0
4
12
100
0
5
15
140
1
7
21
180
3
10
30
220
5
12
42
260
9
21
65
300
13
35 г
95
Растворимость РЬС12 в растворах СаС12 при 25° и 60° приведена в табл.
119 и 120.
1 Ratston. Trans. Am Inst. Min..Eng., v. LXX.1924.

Глава XXV. Хлорный метод извлечения свинца из сульфидных концентратов 339
Таблица 119
Растворимость хлористого свинца в растворах хлористого кальция при 2ό° ("/о)1
СаС1г
РЬС12
0
1.031
0.35
0.576
0.65
0.382
1.25
0.227
2.44
0.164
4.83
0.121
9.16
0.156
17.18
0.311
29.90
0.220
42.3
6.36
Таблица 120
Растворимость хлористого свинца в растворах хлористого кальция при 60° (%)
СаС1г
РЬС12
0
1.887
0.350
1.368
0.677
1.068
1.281
0.751
2.564
0.520
4.170
0.478
10.51
0.489
17.43
0.914
29.46
3.696
44.48
7.265
AgCl и GuCl также растворяются в растворах хлоридов щелочных
и щелочноземельных металлов.
Растворимость AgCl в растворах поваренной соли в зависимости от
концентрации NaCl при комнатной температуре приведена в табл. 121.
Таблица 121
Растворимость хлористого серебра в растворах хлористого натрия (г/л)
NaCl
AgCl
120
0.05
160
0.10
200
0.23
240
0.40
260
0.55
280
0.73
300
0.92
314
1.05
При 60° в насыщенном растворе NaCl может находиться 2 г/л серебра.
Растворимость GuCl в растворах NaCl в зависимости от концентрации
и температуры растворителя приведена в табл. 122.
Таблица 122
Растворимость хлористой меди в растворах хлористого
натрия (°/0)
NaCl
31.4
15.0
5.0
температура "С
11—14
8.9
3.6
-
40
11-9
6,-0
1.1
90
16.9
10.3
2.6
г) Очистка растворов хлористого свинца. Очистка раствора основана
на реакциях вытеснения одних металлов другими в зависимости от их
1 Д. Чижиков. Хлорный метод переработки полиметаллических руд, стр. 125,
1936.

340
Часть вторая. Металлурги» свинца-
.нормальных потенциалов. Так, серебро вытесняется медью, а медь —
свинцом. Таким образом, имеется возможность фракционно осаждать
серебро и медь. В результате получается чистый раствор хлористого свинца.
Содержание последнего в растворе зависит от температуры и концентраций
растворителя.
д) Осаждение свинца из раетворов. Осаждение свинца из растворов
производится химическим или электрохимическим путем. Химическое
осаждение свинца из растворов производится при помощи железа по
реакции
PbCl2 + Fe = Pb-i-FeCl2.
Реакция протекает интенсивно при нагревании раствора до 70—80°,
Электролитическое осаждение может производиться как из водных
растворов, так и из расплавленного хлористого свинца. Электролиз свинца
из водных растворов производится в ваннах с диафрагмой. Аноды
применяются графитовые; катоды —железные (вращающиеся). Свинец
осаждается на катодах в виде рыхлых кристаллов. Для электролиза
расплавленного хлористого свинца необходимо предварительно получить чистые
кристаллы РЬС12. Для этой цели· используется разная степень
растворимости РЬС12 в зависимости от температуры и концентрации растворителя.
При охлаждении или разбавлении водой горячих
концентрированных РЬС12 — NaCl- или РЬС12 — СаС12-растворов выпадают в осадок
безводные кристаллы хлористого свинца. Последние сушатся,
расплавляются и подвергаются электролитическому разложению. Свинец при этом
получается на катоде в жидком виде. Хлор выделяется на графитовых
анодах.
На фиг. 163 приведена схема переработки свинцовых концентратов
хлорным способом (по методу автора).
§ 2. Экспериментальная проверка хлорного способа получения свинца
(по методу автора)
Технология и техническое оформление гидрометаллургии свинца
по хлорному способу были проверены на опытной установке.
Хлорирование свинцовых сульфидных концентратов проводилось в
непрерывно действующем горизонтально расположенном железном
барабане, вращавшемся со скоростью 4 об/мин. Хлор подавался
навстречу движению концентрата. Время пребывания материала в печи
составляло 30—40 мин. При размерах трубы: внутреннем диаметре 360 мм
и длине 2100 мм, производительность печи составляла 0.8 τ в 24 часа с 1 м3.
За счет тепла экзотермических реакций в печи получается необходимая
для процесса температура. Для нормального протекания процесса с
получением порошкообразного прохлорированного концентрата, не
содержащего комков, температура в аппарате не должна быть выше 120°.
В табл. 123 приведены результаты опытов.
Расход хлора составлял 40% веса концентрата, что соответствует
10 %-ному избытку по отношению к количеству, необходимому для
хлорирования всех сульфидов.
Прохлорированный концентрат выщелачивался водой в механическом
агитаторе в течение 60 мин. Отношение Τ : Ж было взято равным 1:2. В
раствор при водном выщелачивании переходят хлориды цинка, железа,
хлорная медь, почти весь висмут. Хлористый свинец в раствор хлоридов
тяжелых металлов переходит в незначительной мере (1 г/л). Мышьяк и

Г.іана ХХ\ ■ Хлорный .χαμού Члие'ичш.ч гниіща in < ц.іьфаОиьи- ьш'щгшпршшм .'і
Хлор
Свинцотшй концентрат
!
Сушка
1-
—·. Хлорирование
I] [іохлорированныіі
концентрат
\
Выщелачивание ι—
Η,Ο
Фильтрация
Фильтрат ,
ZtiCl», CuCt2 и др.
На разделение
Φ
Раствор
NaCl
Нагрев
Раствор NaCl
Φ
Раств°Р
PbCl„NaCl
Φ
Кристаллизация
Φ
PbCL
Электролиз
Хлор
ι
Φ
Свинец
Разлив
ι
Ке'к
(PbClS) AgCl, Я,
Au)
Ч Выщелачивание
Фильтрация
. Φ
Серный
кек
I
φ
Экстра'. Ция
Φ
Ли-кек
•
'

Извлечение Au
»
Сера
Фиг. 163. Схема хлорного способа переработки свинцовых сульфидных
концентратов (по методу автора)

342
Часть вторая. Металлургия свинца
Таблица 123
Хлорирование свинцовых концентратов (<■/„)
Сульфидный
концентрат ....
Прохлорирован-
ный концент-
Прохлорировано
металла . . .
РЬ (общ.)
70.06
96.5
РЬ (РЬС12)
—
Zn (общ.)
6.03
51.57—54.43 4.8—4.69
~
42.02
Zn (ZnCl2)
—
2.37—1.84
Си (общ.)
0.68
0.57—0.53
93.25
Сульфидный
концентрат . . . .'
Прохлорирован-
ный
концентрат
Прохлорировано
металла . . .
Си (СиС12)
0.52—0.51
Fe (общ.)
4.14
2.42—3.45
52.5
Fe (FeCI,)
1.64—1.88
S (общ.)
17.22
10.45
50.0
S (элем.)
5.19
сурьма при водном выщелачивании в раствор не переходят. Серебро
частично растворяется. Пульпа после выщелачивания растворимых в
воде хлоридов легко осветляется и хорошо фильтруется. Твердый
осадок, в котором остались хлориды свинца и серебра,
элементарная сера и часть непрохлорированного продукта, выщелачивался
насыщенным раствором поваренной соли при температуре 80—100°.
Фильтрация пульпы и промывка кека производились в друкфильтрах
при помощи сжатого воздуха.
Горячий фильтрат, в котором содержались хлористые свинец и
серебро, пропускался через сосуд, заполненный свинцовой фольгой. При
этом серебро (а также медь) осаждалось на свинце. Чистый горячий
раствор поступал в кристаллизатор. При охлаждении раствора выпадали
кристаллы хлористого свинца. Маточный раствор после кристаллизации
нагревался до 80—100° и направлялся на выщелачивание свежей порции
материала. Кристаллы хлористого свинца промывались холодной водой
для удаления хлористого натрия, просушивались, после чего
направлялись на электролиз.
Электролизером служила ванна, имевшая вид усеченной
четырехугольной пирамиды. Ванна железная, выложенная сырым тальковым
кирпичом. Двумя не доходящими до дна продольными перегородками
ванна делилась на три части. Центральное отделение закрывалось сверху
крышкой и являлось анодной камерой, в которой собирался хлор.
В крышке анодного отделения имелись отверстия, через которые
проходили графитовые аноды.
Твердые кристаллы хлористого Свинца загружались через боковые
отделения ванны. Катодом служила чугунная плита. При электролизе
жидкий свинец, собирался на дне ванны, покрывая собой чугунную
литу. Катодная плотность тока составляла 9000 а/м2'; анодная плот-

Глава XXV. Хлорный метод извлечения свинца из сульфидных концентратов 343
ность тока 30 000 а/м2; среднее напряжение на ванне 12 в. Выход по току
равнялся 98.0%.
Кек после извлечения свинца содержал 35—45% элементарной
серы. Для экстракции серы применялся дихлорэтан (СН2С1 — СН2С1)
удельного веса 1.25 с температурой кипения 85°. Растворимость серы
в дихлорэтане при температуре 85° составляет 6%; при 15° —0.35%.
Серный кек имел следующий состав (°/в):
РЬ (общ.) РЬ(РЬС12) Pb(PbS) Zn Fe Си 8(элѳм.) Sb As Bi
12.67 5.56 9.11 10.37 8.52 2.3 40.0 0.26 0.58 0.007
Выщелачивание кека производилось в непрерывно действующих
железных экстракторах при температуре 70°.
Сера из дихлорэтана выделялась охлаждением раствора до 15°, либо
отгоном дихлорэтана с последующей конденсацией его паров.
Сера получалась с содержанием 99.6%S. Извлечение составляло
90—95% содержания элементарной серы в кеке.
В кеке после экстракции серы оставались благородные металлы, мышьяк,
сурьма, непрохлорированные сульфиды металлов и пустая порода.
Из фильтрата, полученного при водном выщелачивании, извлекались
висмут, медь, цинк, железо, серебро.
Висмут и серебро осаждались при помощи металлической меди.
Последняя вытеснялась из раствора металлическим железом на холоду из
«легка подкисленных растворов. Свинец осаждался железом при
нагревании раствора до 80°. В растворе после удаления меди, висмута, серебра
и свинца оставались хлористые железо и цинк. Очистка раствора от железа
производилась гидролитическим путем, при помощи свежеосажденного
гидрата окиси цинка. При этом выпадал гидрат окиси железа. Раствор после
фильтрации направлялся на электролиз в ваннах с диафрагмой. Анодами
«лужили графитовые стержни. Катоды алюминиевые. Цинк осаждался
на катодах. На анодах выделялся хлор. При работе с нефильтрующимй
диафрагмами анолитом может служить раствор, содержащий FeCl2 и
ZnCl2. Выделяющийся на анодах хлор переводит железо в FeCl3.
Хлорный способ переработки сульфидных свинцовых концентратов
имеет следующие положительные стороны:
1) процессы протекают при низких температурах;
2) возможно комплексное извлечение всех ценных составляющих;
3) отсутствие флюсов, шлаков, штейнов, шпейз, пылей и множества
оборотных полупродуктов, характерных для пирометаллургического
способа;
4) .получение электролитного свинца высокой чистоты.
§ 3. Прямое выщелачивание свинца растворами хлоридов щелочных
или щелочноземельных металлов
а) Переработка сульфидных продуктов. Вместо двух последовательных
операций: предварительного хлорирования свинецсодѳржащего
материала с получением хлористого свинца и последующего выщелачивания
концентрированными растворами NaCl или СаС12 можно непосредственно
прямым выщелачиванием извлекать свинец в раствор.
Прямое выщелачивание свинца из природного свинецсодержащего
сырья или отходов производства основано на том, что при действии на-

344
Часть вторая. Металлургия свинца
гретых концентрированных растворов хлоридов щелочных или
щелочноземельных металлов протекают следующие реакции:
PbS -f 2NaCl = РЬС12 + Na2S;
PbS + CaCl2 = PbCl2 + CaS;
PbO + 2NaCl + H20 = PbGl2 + 2NaOH;
PbO + CaCl2 + H20 = PbCl2 + Ca (OH),.
Полученный хлористый свинец растворяется в избытке растворителя.
При этом способе хлорирование и выщелачивание совмещаются в одну
операцию.
На сульфид серебра и соединения меди растворы NaCl и СаС12
действуют аналогичным образом. Образующиеся хлориды серебра и меди
при наличии избытка растворителя также переходят в раствор.
По способу Кристенсена тонкоизмельченная сульфидная
свинцовая руда или свинцовые концентраты выщелачиваются кислым солевым
раствором при 80—90°. Сульфид свинца переходит при этом в хлорид.
Одновременно со свинцом хлорируется также серебро.
Полученный раствор фильтруется. При последующем охлаждении
раствора хлориды свинца и серебра выпадают в виде безводных
кристаллов.
Предварительной обработкой раствора металлическим свинцом можно
осадить серебро в виде цементного порошка. Металлический свинец можно
осадить из раствора при помощи железа.
б) Гидрометаллургическая переработка свинцовых кеков щшко-эле-
ктролитных заводов хлоридным способом. В кеках после выщелачивания
обожженных цинковых концентратов раствором серной кислоты остается
свинец, часть меди, некоторое количество соединений цинка, серебро,
золото.
Содержание свинца в кеках колеблется от 10 до 30%. Свинец
находится в кеках преимущественно в виде сульфата. Некоторая часть свинца
может быть в виде сульфида. Если подвергнуть кеки сульфатизирующему
обжигу при температуре 350°, свинец полностью переходит в
сульфатную форму,
Сульфатизация кеков проводится во вращающейся цилиндрической
печи, футерованной кислотоупорным кирпичом. Диаметр (внутренний)
печи 800 мм, длина 3600 мм. Нагрев производится элементом
электросопротивления. Последним служит железная трехдюймовая труба,
неподвижно располагаемая по оси печи. Труба покрыта слоем алюминия
для предохранения ее от коррозии.
Таким путем удается регулировать температуру, что имеет
большое значение для последующего процесса выщелачивания. При
температуре выше 350° свинец и серебро переходят в
нерастворимые в солевых растворах формы.
После сульфатизирующего обжига кек промывается водой для
удаления воднорастворимых сульфатов марганца, цинка и меди.
Осадок после фильтрации выщелачивается отработанным
электролитом, состоящим из раствора хлоридов натрия и кальция и остатков
хлористого свинца.
При выщелачивании сульфат свинца переходит в хлорид по
следующим реакциям:
PbS04 + 2NaCl = PbCl2 + Na,S04;
PbS04 + CaCl, = PbCl2 + CaS04.

Γ.ιαβα XXV. Х.юрішй метод извлечения свинца «л сульфидных кшцентратля 345
Хлористый свинец образует с избытком NaCl и СаС12 растворимые
двойные соли. Получающийся при обменной реакции Na2S04 остается
в растворе, a CaS04 выпадает в осадок,
После фильтрации раствор направляется на электролиз. Последний
осуществляется в ваннах с диафрагмой. Анодом служат графитовые
стержни; катодом — вращающиеся стальные диски диаметром 550 мм. Катоды
вращаются в электролите со скоростью 125 об/мин. Свинец осаждается
на катодах в виде кристаллов. Последние промываются, брикетируются
и переплавляются.
Выделяющийся в процессе электролиза газообразный хлор поступает
в башни, орошаемые известковым молоком. Получается хлористый
кальций, используемый для растворения новой порции свинца.
Материалом для аппаратуры служит резина, бакелит, бетон. Ванны
изнутри выкладываются резиной.
§ 4. Электролитическое выделение свинца из его сульфида
в расплавленных ередах
Флотационный метод обогащения, дающий возможность получать
селективные свинцовые концентраты, содержащие до 75% РЬ, выдвигает
вопрос об изыскании путей непосредственного получения свинца из его
сульфида прямым расщеплением молекулы PbS. Одним из таких методов
является электролитическое разложение сульфида свинца в
расплавленных средах.
Такой средой может явиться расплавленная эквимолекулярная смесь
хлоридов калия и натрия1.
NaCl и КС1 образуют эвтектическую смесь при температуре 655".
Опыты показали, что введение сульфида свинца в расплав хлоридов
щелочных металлов не влияет на температуру плавления смеси.
Pb S не растворяется в расплавленной смеси хлоридов, а остается в ней
в суспендированном состоянии. Таким образом, электролиз сульфида
свинца в расплаве хлоридов щелочных металлов протекает в гетерогенной
среде.
При электролизе в начале процесса на аноде выделяется хлор,
а на катоде — металлический натрий. Последний реагирует с частицами
суспендированного сульфида свинца, соприкасающимися с катодом,-
согласно уравнению
2Na + PbS=Na,S+Pb.
С появлением ионов серы в расплаве на аноде будет выделяться
элементарная сера, а на катоде — натрий, который будет реагировать с
сульфидом свинца.
Свинец получается на катоде за счет вторичной реакции между
натрием и сульфидом свинца.
Выделение свинца на катоде и серы на аноде возможно при наличии
контакта между сульфидом свинца и металлическим натрием, выделяемым
на катоде.
При отсутствии контакта между сульфидом свинца и катодом,
выделение металла на последнем не наблюдается.
] Н. Изгарышев и Н. Григорьев. Журнал общей химии, вып. II, 1936.

346
Часть вторая. Металлургия, свинца
Ниже приведены технологические показатели, полученные в процессе
экспериментирования на укрупненной лабораторной установке в Цгин-
цвѳтмете инж. Н. К. Григорьевым при участии автора.
Электролизу подвергался сульфидный концентрат следующего
состава (%):
Pb S Си (Si02 Fe Zn А1г03
64.96 16.26 0.42 1.01 3.29 6.08 0.17
В процессе электролиза был получен катодный свинец, состав
которого в зависимости от длительности электролиза приведен в табл. 124.
Таблица 124
Состав катодного свинца (%)
Продолжительность
электролиза, часы
18.50
45.50
50.75
63.25
Na
0.08
0.038
0.038
0.046
Си
0.43
0.42
0.38
0.16
Zn
0.3
0.14
0.17
0.10
Fe
0.23
0.Ϊ4
0.39.
0.09
Катодный свинец получался загрязненный примесями. Помимо
отмеченных в анализе Си, Na, Zn, Fe в свинец переходят также драгоценные
металлы и другие примеси, как Bi, Sb,Sn и др.
Электролиз протекал при температуре 740—760°; напряжение на ванне
4—4.5 в. Анодная плотность тока 5700—6000 а/м2; катодная плотность
тока 1500 а/м2. Средняя затрата энергии на 1 τ свинца составляла
2400 квт-ч. Извлечение свинца из концентрата достигало 85%. Выход
ло току колебался в пределах 50—60%.

ЧАСТЬ ТРЕТЬЯ
МЕТАЛЛУРГИЯ ЦИНКА

Ра і Ο e .t Λ
ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ ПРОИІПОДСТКЛ ЦИНКА
Глав» I
СПОСОБЫ ПОЛУЧЕНИЯ ЦИНКА
§ 1. Состав и свойства цинковых концентратов
Исходным сырьем для получения цинка служат сульфидные
концентраты, получаемые при флотационном обогащении полиметаллических свинцо-
во-цинковых и медно-цинковых руд. В табл. 125 приведены примерные
составы, и свойства цинковых концентратов.
В табл. 126 приведены анализы цинковых концентратов,
перерабатываемых на некоторых цинкоэлектролитных заводах за границей.
Как видно из табл. 125 и 126, цинковые концентраты представляют
сложный полиметаллический продукт.
Содержание цинка в концентратах колеблется от 43 до 51.5%, достигая
иногда 60%. В цинковых концентратах содержатся свинец, медь, кадмий,
нередко мышьяк, кобальт, серебро. Количество железа в концентратах
колеблется от 5 до 16.5%. Серы содержится от 30 до 35.4%.
Цинковые концентраты представляют собой тонко измельченный
продукт, в сухом виде приобретающий свойство текучести.
§ 2- Основные методы получения цинка
В промышленности находят применение два способа получения цинка
из концентратов: пирометаллургический — мйтодом восстановления и
дестилляции, и гидроэлектрометаллургическиіі — электролизом
сернокислых растворов.
Прямое получение цинка из его сульфидного соединения встречает
большие трудности. Практика до сего времени не выработала экономически
рентабельного и технически осуществимого огневого способа извлечения
цинка непосредственно из сульфидных концентратов. Слабая растворимость
сернистого цинка в технических растворителях является в свою очередь
препятствием, не позволяющим перерабатывать сульфидные цинковые
концентраты непосредственно гидрометаллургическим путем.
При существующих способах получения цинка сульфидный минерал
предварительно переводится в кислородное соединение, обжигается.
Последующая переработка обожженного продукта при пирометаллургическом
способе заключается в нагревании его в смеси с углеродистым
восстановителем. Цинк при этом восстанавливается и дестиллирует. Пары цинка
конденсируются затем в жидкий металл.
При гидрометаллургическом способе обожженные цинковые концентраты
выщелачиваются растворами серной кислоты. Растворы сернокислого
цинка после очистки от примесей поступают в электролиз. Цинк осаждается на
катоде; на аноде регенерируется серная кислота, возвращаемая затем вновь
на выщелачивание.

350
Часть третья. Металлургия цинка
Таблица 125
Примерный состав д свойства цинковых концентратов
Ситовой анализ (%)'
4- 0.6 мм
4-0.3 » . .
4-0.15 » . .
4-0.088 ми
- 0.088 » .
Химический анализ (%)
Zn
Pb . .
Си . .
Fe . .
Cd . .
Со . .
S. . .
А1203
CaO .
MgO .
BaS04
SiOa .
Рациональный состав (%
ZnS
PbS
CuFeS2
FeS
FeS2
Fe304
Al2Oa
CaO
MgO
BaS04
Si02
(FeO 4- BaO 4- CaO +
4- MgO 4- SiOa)
в процентах к цинкз
ОгСвIОі) :02<FeO+BaO+CaO+MgO
Поведение при обжиге:
1. Десульйуризация
(%)
2. Выход огарка (%)
3, Состав огарка:
Zn (%)
S (%)
0.34
0.67
5.74
12.63
80.62
100.00
51.48
2.89
0.57
7.45
0.16
0.004
33.6
0.93
0.33
0.51
—
1.32
>
^.
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
г —
) —
—
—
—
0.03
0.08
4.52
19.53
75.84
100.00
47.66
4.51
1.09
6.96
—
—
30.30
3.45
0.88
0.43
4.20
1.40
70.33
5.16
3.12
3.96
7.40
—
3.40
0.87
0.40
—
4.20
1.26
100.00
28.2
0.31
98.0
80.5
59.45
0.64
0.05
0.37
12.76
19.77
67.65
100.00
43.41
5-78
1.60
- 8.45
—
0.004
30.41
5.52
0.57
0.22
—
4.43
64.44
6.65
4.58·
4.00
9.62
—
5.5
0.56
0.21
4.44
—
100.00
37.2
0.89
ί.9.4
77.5
56.60
0.27
0.4
5.3
21.93
16.55
56.12
100.00
47.81
3.36
1.76
12.13
0.08
0.008
30.14
—
1.85
0.14
—
4.40
63.44
8.86
5.05
14.08
—
2.17
5.45
1.80
0.10
—
4.20
—
100.00
50.2
0.57
97.0
84.5
51.3
1.01.
0.08
0.10
0.75
4.57
94.50
100.00
41.21
0.38
2.08
10.93
—
—
30.89
3.37
0.51
0.14
0.60
7.40
61.41
0.44
6.02
5.29
12.33
—
θ.37
0.50
0.15
0.60
7.40
1.94
100.00
54.4
1.19
99.1
81.1
50.7
0.34
.
—
—
4». 60
0.58
10.18
0.13
0.008
35.3
0.97
0.25
0.39
1.25
__
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
.
___
—
—
49.16
4.66
5.16
0.65
0.01
29.68
1.08
1.70
1.22
_
3.02
—
—
_
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
■

Глава J. Способы получения цинка
351
Таблица 126
Состав цинковых концентратов (%)
Компоненты
Zn
Pb
Си
Fe
Cd
Со
As
Sb
CI
s
Si02
Завод
Грейт-Фоллс
52.5
3.9
0.45
6.6
29.5
1.03
Трэйл Флин-Флон
44.13
3.89
0.08
16.34
0.06
0.0047
0.027
34.5
45.8
0.44
0.86
14.4
0.09
0.0008
0.26
0.06
0.08
35.4
Магдебург
60—62
1.0
0.06
3.0
0.2
0.002
0.12
0.015
32.0
0.22
В обоих промышленных способах получения цинка обжиг сульфидных
концентратов является существенной операцией, в значительной мере
определяющей успешное извлечение металла при последующих стадиях
процесса. Совершенным обжигом можно считать такой, при котором весь
сернистый цинк переводится в структурно свободную окись.
Сернистого цинка в обожженном продукте не должно оставаться вовсе-
Наличие некоторого количества сернокислого цинка допустимо только для
гидрометаллургического способа. В то же время присутствие ферритов,
силикатов или алюминатов цинка в огарке обусловливает низкую степень-
извлечения металла при выщелачивании растворами серной кислоты. В
условиях дестилляции восстановление цинка из сложных соединений при
высоких температурах процесса не представляет затруднений.
Несколько отличные требования предъявляются к физическому
состоянию обожженного продукта в зависимости от способа дальнейшей его
переработки.
Для гидрометаллургии важно получать обожженный продукт в
порошковидном состоянии с неоплавленной поверхностью частиц.
Обожженный материал для целей дестилляции должен иметь зернистую,
пористую структуру. В связи с этим для целей гидрометаллургии
сульфидные концентраты обжигаются в многоподовых печах с получением
порошковидного продукта.
Для целей дестилляции применяются обжиг с агломерацией и
последующее измельчение агломерата.
§ 3. Принципиальные схемы металлургии цинка
Старинным способом получения цинка является дестилляция в
ретортах, обогреваемых извне. Реторты делаются из огнеупорной глины и
помещаются в печь в несколько горизонтальных рядов. При нагревании шихты,
состоящей из смеси обожженных концентратов и угля-восстановителя,
цинк восстанавливается, в виде паров удаляется из реторты и попадает
в глиняный конденсатор, приставляемый впритык к устью реторты. Из
конденсатора жидкий цинк периодически вычерпывается. Не успевшие
сконденсироваться в жидкий металл пары цинка после конденсатора попадают' в-
желѳзный сосуд или аллонж. В последнем цинк собирается в виде тонкой
пыли или пуссьеры.

352
Часть третья. Металлургия цинка
Процесс дестилляции в горизонтальных ретортах проводится
периодически. Раз в сутки реторты очищаются от остатков шихты или раимовки и
вновь загружаются свежей шихтой.
Стремление сделать процесс непрерывным привело к разработке и
промышленному внедрению вертикальных карборундовых реторт,
обогреваемых извне. Электротермический способ получения цинка также
обеспечивает непрерывность процесса дестилляции.
Для рафинирования дестилляционного цинка, содержащего примеси
свинца, меди, железа и ряда других металлов, нашли применение
технологическая схема
ЦепЬ аппаратов
Лр-βο HzSlu] \Аггломерация ι
ВелЬцаданив \ \ Ректификация]
1
Ева ρ ρ и в is да ві
r\r\ η η
Возгон 1 \ Клинкер на тінз^ \Рафиниродан2п\
Фиг. 164. Принципиальная технологическая схема и день
основных аппаратов пирометаллургического способа
получения цинка
Цепь аппаратов (сверху вниз: печь Веджа, машина для спекания,
дестилляционная печь, ректификационная колонка
ректификационные непрерывно действующие карборундовые тарельчатые
колонны. На фиг. 164 приведена принципиальная технологическая схема и
цепь основных аппаратов пирометаллургического способа получения цинка.
Как видно из фиг. 164, в современной пирометаллургии цинка основными
агрегатами являются обжиговые печи, агломерационные машины, цинко-
дестилляционные ретортные печи и ректификационные колонны.

Глава I. Способы получения цинка
353
* *
*
Гидроэлектрометаллургический способ получения цинка является
сравнительно новым, широко развившимся лишь в последние три
десятилетия.
Способ заключается в том, что из предварительно обожженного
концентрата цинк выщелачивается растворами серной кислоты.
технологическая схема
Цело аппаратов
\Нонцентрат
Обжиг
8азЫ 50г \ \ ЗЫщглачибони\
Пр-воН^О^
Отслаивание и
фильтрация
I
Кеки отЗалТн] \ Очистка ростЩ
ФилЬтрация
Cu-Cd кек \ \ Электролиз
\fJp-8o каВмик\ \ КатаднЬш Ζπ
1
\ВелЬце8ание
Возгон
—J—
На
\ Лерепладка
\Злектролитн.2л\
Клинкер на j
медн.задод
''ЬіщелачиВание
1ι...ιΙ°Ίι Ι!
ПечЬ Веджа
А г и татар
Вокуум-филЬтр
ФилЬтр-пресс
Электролизер
Фиг. 165. Принципиальная технологическая схема и цепь основных
аппаратов гидроэлектрометаллургического способа получения цинка
В раствор при выщелачивании помимо цинка переходят также примеси
других металлов. Для успешного протекания электролиза раствор
сернокислого цинка должен быть практически свободен от примесей. В связи
с этим очистке растворов от примесей в гидрометаллургии цинка
придается исключительное значение. Применяемые на практике способы
очистки растворов сернокислого цинка от примесей основаны на
принципах гидролиза и цементации. После отделения от твердых остатков свобод-

354
4</.с?ѣъ третья. Металлургия цинка
ный от примесей раствор поступает на электролиз в ванны со свинцовыми
анодами и алюминиевыми катодами. В процессе электролиза цинк
осаждается на катоде; на аноде регенерируется серная кислота. Снятые
катодные осадки цинка переплавляются в печах. Отработанный
сернокислый электролит направляется на выщелачивание свежей порции
обожженного материала. Получается замкнутый цикл.
На фиг. 165 приведена принципиальная технологическая схема и цепь
основных аппаратов гидроэлектрометаллургического способа получения
цинка.
Как видно из фиг. 165, в современной гидрометаллургии цинка
основными аппаратами являются обжиговые многоподовые печи, агитаторы для
выщелачивания цинка и очистки растворов от примесей, фильтры для
отделения жидкого от твердого, электролитные ванны и печи для переплавки
катодного цинка.

Раздел Б
ОБЖИГ СУЛЬФИДНЫХ ЦИНКОВЫХ
КОНЦЕНТРАТОВ
Г .» α β а Л
ХИМИЗМ ПРОЦЕССА ОБЖИГА
Цинковые сульфидные концентраты, поступающие на обжиг, могут
содержать следующие минералы: ZnS, PbS, FeSs, CuFeS2, CdS, Ag2S, CaCOs,
Si02, А1а03 и др.
В процессе обжига в интервале температур от 650 до 1000°, в
присутствии кислорода воздуха, происходит окисление сульфидов с образованием
окислов и сульфатов металлов. Сера, окисляясь до S08 и SOs, удаляется
из печи вместе с другими газами.
Чтобы представить себе механизм и химизм процесса, необходимо
проследить за поведением сульфида цинка при обжиге цинковых концентратов
(поведение сульфидов свинца, железа, серебра рассмотрено в части II —
Металлургия свинца; поведение сульфидов меди рассматривается в части
IV — Металлургия меди).
§ 1. Окисление сульфида цинка
Сульфид цинка ZnS содержит 67.1 % Zn. В природе сульфид цинка
встречается в двух модификациях: сфалерита и вюрцита. Температура
превращения одной модификации в другую в вакууме составляет 1020°. При
прокаливании в атмосфере азота при 1200° аморфный ZnS переходит в
кристаллическую форму. Температура плавления сульфида цинка составляет
1650°. Температура кипения точно не установлена — приблизительно ее
определяют в 1800—1900°. Заметное улетучивание ZnS наблюдается при
1200°.
Средняя теплоемкость ZnS в пределах температур 0—400° составляет:
0.1167 кал. (удельная) и 7.63 кал. (молекулярная). Темплоемкость ZnS
при высоких температурах выражается формулой: С^= 7.05-}-13«15·10-3Τ—
—9.17· Ю-7 Т2. Теплота образования ZnS из элементов составляет:
Zn+S=ZnS+43000 кал/моль. Упругость диссоциации ZnS при
температуре ниже 1000° представляет весьма малую величину.
Сульфид цинка при нагревании в струе воздуха окисляется по реакции
2ZnS> 303 = 2ZnO + 2S02 -+· 110060;>ал.
Температура воспламенения сульфида цинка колеблется в пределах
550—60001. Температура начала окисления зависит от величины зерна
сульфида цинка. Зерна величиной в 0.1мм начинают окисляться при 647°, в то
время как для зерен>0.2 мм запах сернистого газа ощутим лишь при 8100.1
х При 200—300° цинковая обманка декриптйрует. Обожженная цинковая
обманка, в которой сера вамещена кислородом, делается, слегка пористой; объем
ее при обжиге почти не меняется.

356
Часть третья. Металлургия цинка
На температуру начала окисления цинковой обманки оказывают
влияние примеси сульфидов других металлов. Температура воспламенения
цинковой обманки, богатой железом, выше, чем у руды с небольшим
содержанием железа. По данным Г. Гофмана, увеличение содержания железа от
0.45 до 13.40% повышает температуру начала окисления сульфида цинка
на 54°.
Н-аличие железа в виде изоморфного сернистого соединения замедляет
обжиг цинковой обманки.
Обжиг сильножелезистой цинковой обманки протекает медленнее, чем
маложелезистой; Результаты, которые достигаются для маложелезистой
обманки в 2—3 часа, получаются при высоком содержании железа лишь
через 5—6 час.
Цинковая обманка более поздних геологических формаций обжигается
быстрее, чем ранних.
Высокой температурой воспламенения объясняется медленная окисляе-
мость сульфида цинка при низких температурах. Для полного удаления
серы из сульфида цинка необходим избыток воздуха, длительный обжиг
и высокая температура.
§ 2. Образование сульфата цинка при обжиге
а) Реакция сульфатообразования. В зависимости от способа
переработки обожженных концентратов требования, предъявляемые к огарку в
отношении содержания в нем сульфатов цинка, различны.
Если обожженные концентраты перерабатываются пирометаллургиче-
ским путем методом дестилляции, любое соединение цинка о серой
обусловливает неизбежные эквивалентные потери металла. Вследствие этого
стремятся вести обжиг таким образом, чтобы в огарке не содержалось сульфата
и сульфида цинка.
При гидрометаллургической переработке обожженных концентратов
допускается некоторое количество сернокислых соединений пинка в огарке.
Связано это с тем, что в процессе гидрометаллургического получения цинка
неизбежны потери серной кислоты. Эти потери можно компенсировать
оставлением некоторого количества сульфата цинка в обожженном продукте.
Практически для этой цели достаточно иметь в последнем около 4% Ssoe·
Излишнее содержание сульфата цинка в обожженном продукте
нежелательно, так как при электролизе будет получаться избыток серной кислоты.
.Последнюю приходится тогда выводить из процесса в виде отработанного
электролита.
В процессе обжига при окислении сульфидного концентрата
получаются окись цинка и сернистый газ. Последний в присутствии кислорода
воздуха и катализаторов (Fe203 и др.) переходит в серный ангидрид S03.
Образование сернокислого цинка при обжиге протекает по реакции
ZnO + S03 = ZnS04 + 42 000 кал.
При наличии обоих окислов образование сульфата цинка зависит от
температуры и концентрации S03 в газах. Серный ангидрид диссоциирует
почти нацело на S02 и 1/2Оа при температуре выше 500°. На концентрацию
S03 в газах при температуре выше 500° влияет присутствие в обжигаемом
продукте сульфидов других металлов: пирита и халькопирита. Сульфиды
железа и меди при обжиге частично переходят в сульфаты: FeS04 и
CuS04, которые диссоциируют при повышении температуры.
1 К. Friedrich. Metallurgie, VI, 169, 1909-

Глава П. Химизм процесса обжига
357
Разложение сульфатов металлов изучалось Г. Гофманом, В. Ванюко-
вым1, К. Фридрихом2.
Результаты исследований приведены в табл. 127.
Таблица 127
Разложение сульфатов
Сульфат
FeS04
Fe.03 · 2S03
Ai2(S04)3
ZnS04
3ZnO · 2S03
CuS04
2CuO · S03
ρ u μ e
значения объ

Температура
начала

разложения,
'С
167
402
590
702
755
653
702
я а н ц е.
ясняются

Температура

энергичного

разложения,
«С
480
5601
639
720
767=
6703
736
Продукты
разложения
Fe„03 - 2S03
Fe203
АI.Оз
3ZnO · 2S03
ZnO
2GuO · S03
CuO
Сульфат
PbS04
6PbO · 5S03
MgSO,
MnS04
CaSO.
CdS04
5CdO · S03
По данным К. Фридриха: » 70Ь*; ·
разными методами исследования.

Температура
начала

разложения,
•с
637
?52
890
699
1200
827
878
S4d°; "

Температура

энергичного

разложения,
"С
705
962
972
7S0
—
Продукты
разложения
6РЬО · 5SOs
2РЬО · S03
MgO
Μη,04
CaO
5CdO · S03
CdO
740·; более высокие
Как видно из приведенных данных, сульфаты меди и железа
диссоциируют при температуре более низкой, чем температура разложения ZnS04.
Таким образом, концентрация S03 в газах при температуре выше 500°
зависит от количества образовавшихся при более низких температурах
сульфатов железа и меди. Диссоциация последних способствует
образованию сульфата цинка в пределах температур от 500 до 800°, т. е. до момента
интенсивной диссоциации сернокислого цинка.
б) Диссоциация сульфата цинка. Разложение ZnS04 в струе сухого
и чистого воздуха начинается при 600° и протекает полностью при 850°.
Степень разложения зависит не только от температуры, но также от
продолжительности нагрева и скорости, с которой удаляются газы,
получаемые при диссоциации. По В. Мостовичу, разложение может протекать
при температуре ниже 650°, но очень медленно. При 750° оно протекает
в 17 раз медленнее, чем при 850°. При прибавлении к сульфату цинка
кремнезема в пропорциях, достаточных для получения μοηο-(2ΖπΟ<
•Si02), 6H-(ZnO-SiOa)n триснликата цинка (2ZnO · 3Si02), разложение
протекает так же, как и в его отсутствие. Лишь после часового нагрева при
850° было установлено почти полное удаление S03. Пассивность
кремнезема объясняется тем, что силикаты цинка образуются при температурах,
значительно превышающих 850°.
Окись железа в струе чистого и сухого воздуха начинает
оказывать разлагающее действие на ZnS04 при 700°. При этой температуре было
удалено 16% всего количества S03. При 800° эта цифра поднялась до 85%,
что связано с образованием феррита цинка по реакции ZnS04-fFe203=
= ZnO-Fe203+S03. Полное разложение было достигнуто при 850°.
Закись железа реагирует с сульфатом цинка по уравнению
ZnS04 + 3FeO = ZnO + Fe304 -f S02.
1 Bull. Amer. Min. Eng., стр. 889, 69, 1912.
2 Metallurgie, стр. 323, 1910.

358
Часть третья. Металлургия цинка
В присутствии извести или СаС03 имеет место переход S03 от
сульфата цинка к извести. Реакция протекает энергично при 850° с
образованием сульфата кальция.
Феррит CaFe204 и силикат CaSi03 кальция, нагретые
в смеси с ZnS04, могут отнять часть S03 у сульфата.
Сульфат цинка разрушается также сульфидами ж леза или
цинка. При температурах 600—700° энергично протекают реакции:
10ZnSO4 + 3FeS = ΙΟΖηΟ + Fe304 + 13S02,
16ZnS04 + 3FeS2 = 16ZnO + Fes04 + 22SO„,
3ZnS04+ ZnS =4ZnO -f 4S02.
Ферритов цинка при этом не образуется.
Таким образом при обжиге цинковой обманки, протекающем при
температуре 850—900° и выше, можно получить обожженный продукт,
практически не содержащий сульфата цинка. Упругость диссоциации
сернокислого цинка увеличивается с температурой и в пределах 825—850°
равна 1 атмосфере.
в) Роль катализаторов в процессе сульфатообразования. Существенную
роль в образовании сульфата цинка при обжиге цинково обманки
оказывает наличие катализаторов. Замечено, что обжиг цинковых руд с высоким
содержанием железа почти всегда сопровождается образованием
сернокислого цинка. Объясняется это каталитическим действием
образующейся при обжиге окиси железа на перевод S02 в S03. Если сульфид
железа находится в тесной смеси с сульфидом цинка, то и окислы этих
металлов получаются также в тесном контакте друг с другом.
Получающийся на поверхности Fe203 (как катализатора) S03
соединяется с окисью цинка по реакциям:
S03 +і/202 = S03,
S03 + ZnO = ZnS04.
Для образования S03 кислород должен быть в атомарном состоянии.
Роль катализатора в данном случае сводится к разложению молекулы
кислорода 02 на два активных атома. В начале обжига цинковой руды для
катализа реакции окисления имеется небольшое количество окиси железа.
Кроме того, количество окиси цинка недостаточно для связывания всей
образующейся S03. По мере увеличения количества Fe203 и ZnO в
обжигаемой массе образование сульфата цинка усиливается.
В случае необходимости, для увеличения образования сульфата цинка,
к сырой руде, поступающей на обжиг, примешивают обожженный материал.
Отметим, что катализаторами являются не только окись железа, но и
сама окись цинка, а также окись меди. Катализаторами могут также
служить кварцсодержащие вещества и нагретые стенки печи.
г) Влияние крупности зерна на образование сульфата цинка.
Количество образующегося сульфата цинка зависит также от величины частиц
обжигаемого продукта. При обжиге тонкоизмельченной руды образуется
больше сульфата цинка, чем при обжиге крупных частиц. Тонкая измель-
ченноеть обжигаемого сульфидного концентрата желательна с точки
зрения скорости процесса обжига и увеличения количества образующегося
сульфата цинка (при гидрометаллургии).
Перемешивание руды способствует процессу окисления сернистого цинка
и сульфатообразованию: чем мельче концентраты, тем интенсивнее и чаще

Глава II. Химизм процесса обжига
359
должно быть перемешивание, так как мелкий материал лежит плотным
слоем на поду печи, что затрудняет диффузию кислорода внутрь слоя руды.
Однако это обстоятельство связано с усиленным пылеобразованием.
• »
Из сказанного выше следует, что образование сульфата цинка
протекает преимущественно по реакции
ZnO + S03= ZnS04.
Чем выше концентрация S02 и 02 в газовой среде и чем более Fe2Os
имеется в обжигаемом продукте, тем интенсивнее протекает реакция S02-f-
+ 1/2^2==S03 слева направо. Чем больше находится ZnO в обрабатываемом
продукте, тем полнее протекает реакция образования ZnS04.
Образовавшийся при обжиге до 500° на верхних подах сульфат цинка, цроходя
через печь на нижние поды, остается неизменным до тех пор, пока
температура обжига не достигает величины, при которой начинается
интенсивная диссоциация сульфата цинка, т. е. 800—850°.
В пределах от 500 до 700° возможно образование ZnS04 sa счет SOs,
выделяемого при диссоциации более легко разлагаемых сульфатов FeS04
и CuS04. Серный ангидрид, получаемый при разложении FeS04 и CuS04
должен тут же диссоциировать. Однако S03 в момент своего выделения,
при наличии тесного контакта между сульфатами железа и меди с окисью
цинка, может соединиться с ZnO, образуя ZnS04.
Окись железа способствует диссоциации ZnS04 с образованием ферритов
цинка, начиная с 700°. Это обстоятельство связано с уменьшением
количества сульфатного цинка в обожженном материале. Таким образом, окись
железа играет двоякую роль в процессе образования сульфатов цинка:
в начале активизирует процесс, а в конце разлагает сульфат цинка.
§ 3. Образование феррита цинка в процессе обжига
При обжиге цинковых концентратов для дестилляции стремятся
максимально удалить серу как сульфидную, так и сульфатную. Поэтому обжиг
ведут при высоких температурах в пределах 900—1000°, чтобы полностью
разложить сульфаты цинка и обжечь руду по возможности «намертво».
Получаемые при этом ферриты цинка не влияют в дальнейшем на процесс
дестилляции, так как восстановление их к реторте протекает без особых
затруднений. Однако такой способ мало пригоден при обжиге цинковых
концентратов для процесса выщелачивания.
При гидрометаллургическом способе переработки цинковых
концентратов необходимо иметь цинк в виде соединений, легко выщелачиваемых
в слабых растворах серной кислоты. Такими соединениями являются
структурно свободная окись, а также сульфат цинка. В связи с этим
обжиг сульфидных цинковых концентратов для целей гидрометаллургии
ведется при более низкой температуре, чем для дестилляции.
Несмотря на то, что сернистый цинк трудно воспламеняется и очень
медленно окисляется, обжиг для гидрометаллургии обычно ведется в
пределах 650—750°. Более низкую температуру обжига приходится
компенсировать большей продолжительностью процесса и избытком воздуха, чтобы
кислород успел проникнуть в глубь каждой частицы руды.
Обжиг при низких температурах имеет еще и то значение, что окись
цинка получается при этом менее плотной формы, легче растворимой в
слабом растворе серной кислоты. При высокой температуре обжига легкоплав-

360
Часть третья. Металлургия цинка
кие компоненты руды покрывают поверхность частиц сернистого цинка
тонкой пленкой, вследствие чего последние делаются недоступными
'действию кислорода воздуха. Кроме того, частицы окиси цинка могут покрываться
с поверхности глазурью, образуемой легкоплавкими примесями, что
затрудняет процесс выщелачивания. Таким образом, для гидрометаллургии
обжиг цинковых концентратов требует: 1) низкой температуры; 2)
медленного течения процесса; 3) энергичного перемешивания и 4) высокой
концентрации 02 в обжиговых газах.
Энергичное перемешивание необходимо не только для ускорения процесса
обжига, но и для разрушения газовой пленки S02, обволакивающей
частицы руды. Пленка S02 настолько прочно держится на частицах руды, что
обожженный материал вследствие уменьшения трения между отдельными
частицами при выгрузке из печи «течет, как вода».
Несмотря на сравнительно низкую температуру обжига для
гидрометаллургии, наряду с сульфатом цинка и структурно свободной окисью
частично образуются также сложные соединения цинка, трудно растворимые в
слабых растворах серной кислоты. Сюда относятся ферриты и силикаты·
цинка. Образование этих соединений связано с уменьшением извлечения
цинка при выщелачивании.
Химический состав феррита цинка характеризуется формулой
ZnO-Fe203. Полученный при прокаливании смеси гидроокисей железа и
цинка, он имеет желтовато-коричневый цвет и обладает магнитными
свойствами. Феррит цинка имеет все характерные особенности минералов типа
шпинели. Это соединение почти нерастворимо, даже при нагревании, в
разбавленном растворе серной или сернистой кислоты и растворе
каустической соды. Разбавленная соляная кислота действует на феррит цинка
очень медленно.
Среди ферритов различают две разновидности: естественные и
синтетические. Естественные ферриты образуются во время обжига кристаллически
изоморфных сульфидов железа и цинка, известных в минералогии под
общим названием марматитов. Последние являются вполне определенным
минералом, в котором отношение между ZnS и FeS колеблется от 2 : 1 до 5 : 1.
Сульфиды в марматите изоморфно связаны (Друг с другом и имеют
общие Енутрикристаллические поверхности соприкосновения, по которым
во время обжига происходит взаимная диффузия обоих металлических
окислов. В результате обжига окислы цинка и железа практически получаются
в молекулярном состоянии. Межмолекулярная диффу ия тесно
соприкасающихся компонентов приводит к образованию феррита цинка того
состава, который соответствует исходному содержанию железа в марматите.
Тесный контакт, в котором находятся сульфиды цинка и железа в
марматите, приводит к тому, что даже при сравнительно невысокой температуре
в печи образование ферритов цинка происходит в довольно
значительней мере. С повышением температуры обжига ферритообразование
усиливается.
Феррит, образующийся во время обжига, имеет формулу:· ZnFe204.
Он содержит 27.07% цинка и 46.40% железа. Отношение цинка к железу
в феррите составляет 0.584, т. е. одна весовая часть железа соединяется
с 0.584 частью цинка. Таким образом, на каждую часть содержащегося
в марматите железа получается 0.584 части нерастворимого в слабом
растворе кислоты цинка.
Наиболее высокий процент железа, изоморфно связанный с сульфидами
цинка в марматитовой руде, достигает, примерно, 15 %. Отсюда количество-
нерастворимого циннк в образовавшемся при обжиге феррите составит!
0.584 · 15=8.8%. При среднем содержании цинка в обожженном концен-

Глава II. Химизм процесса обжига
361
трате, равном 52°/0, это составит 17°/0 нерастворимого цинка от всего
количества металла.
Наряду с марматитом на процесс ферритообразования оказывает
влияние также присутствие структурно свободного сернистого железа, пирита
или марказита. Однако переход железа в феррит из структурно свободного
сульфида происходит слабее, чем из марматита. Условия для образования
ферритов цинка при этом менее благоприятны, и лишь небольшая часть
молекул окиси цинка соединяется с молекулами окиси железа.
Для выяснения влияния железа на количество образующегося феррита
цинка были произведены опыты по обжигу марматита и смесей из сульфида
цинка с разными количествами пирита и пирротина1.
Для обжига были выбраны температуры 625 и 900°. В обоих случаях
каждая единица железа, связанного в виде марматита, переводила 0.584
единицы цинка в нерастворимое состояние; что касается структурно
свободного соединения железа, то каждая единица последнего переводила в
нерастворимое соединение 0.25 при 625° и 0.45 единицы цинка при 900°.
Таким образом, железо марматита, независимо от температуры обжига,
полностью переходит в железо феррита.
С точки зрения ферритообразования эффективность структурно
свободного соединения железа в виде пирита в тех же условиях составляет при
температуре 625° 40—50%, а при 900°—80—90% эффективности железа,
связанного в виде марматита.
Трудно, конечно, установить строгую зависимость между
растворимостью цинка и количеством структурно свободного соединения железа,
которое содержится в исходном продукте. Ферритообразование в
последнем случае в значительной мере зависит от степени контакта между
сульфидами цинка и железа. Условия, благоприятствующие осуществлению этого
контакта, способствуют образованию ферритов.
~ Чем меньше содержание структурно свободной окиси железа, тем
большая вероятность соприкосновения каждой отдельной частицы последней с
частицами окиси цинка. Чем крупнее зерна сульфидов железа, тем меньше
общая поверхность соприкосновения их с цинковыми соединениями, тем
менее интенсивность ферритообразования, т. е. тем меньше отношение
практически образовавшегося феррита цинка к теоретическому его количеству,
которое могло бы образоваться при переходе всего структурно свободного
железа в феррит цинка.
Из сказанного выше можно сделать вывод, что при выщелачивании
обожженных концентратов степень извлечения металла зависит в значительной
степени от содержания в них железа. Изучение рационального состава
кеков электролитных заводов подтверждает, что цинк находится в них
в химически связанной форме, в основном в виде феррита.
Детальные исследования по изучению условий ферритообразования
были произведены К. Е. Шварцем и Ф. К. Краускопфом. Ими изучались
условия образования ферритов цинка, кальция и магния. На основе
проделанных экспериментов ими были сделаны следующие выводы.
Когда два окисла различной степени основности или кислотности,
тщательно перемешанные, подвергаются нагреву при 650° и выше, то между-
ними протекает реакция с образованием соли, а именно:
ZnO + Fe2Os = ZnO -Fe203,
CaO + Fe3Os = CaO · Fe303,
MgO-j-Fe203 = MgO-Ee.203.
1 Η a η 1 e у, С1 а у t о u, W a 1 s h. B. of Mines, Tech. Pub. № 220, 1929-

362
Часть третья. Металлургия цинка
Когда реакция заканчивалась., материал менял окраску и частицы
слегка укрупнялись. После нагревания смесь из ZnO и Fe203 изменяла свой
цвет из красного в желто-коричневый, причем вся масса сохраняла
зернистую структуру без признаков сплавления.
Анализ нерастворимого цинка показал, что независимо от весовых
соотношений исходных материалов, отношение между ZnO и Fe203 в полученном
химическом соединении остается постоянным и соответствует формуле
ZnO ■ Fe203. Реакция образования феррита цинка протекает быстро,
начиная с 650°, и заканчивается полностью через 1—2 часа. Более
продолжительный нагрев, а также более высокие температуры не сказывались
на количестве и характере образующегося феррита цинка. Элементарный
•состав образующегося феррита цинка постоянен и не зависит от
температуры. В интервале температур от 650 до 1000° внешний вид проб не
претерпевал дальнейших изменений. Удлинение продолжительности нагревания
от 2 до 100 час. также не повлияло на состав нерастворимого остатка.
Отношение между молекулами ZnO и Fe203 оказалось во всех случаях равным
-один к одному.
Отсюда можно сделать вывод, что образование феррита цинка
протекает полностью при 650° в течение 1 — 2-часового нагрева и что
последующее повышение температуры и продолжительности нагрева не оказывает
вчияния на характер феррита.
Так как присутствие в обжигаемой руде окиси кальция или магния может
явиться основанием для образования соответствующих ферритов, то
естественно напрашивается мысль, нельзя ли вытеснить окись цинка из
феррита при помощи СаО и MgO. Можно предположить что при нагреве фер~
рита цинка с окислами кальция и магния будет протекать реакция
замещения ZnO окислами кальция или магния.
Опыты вполне это подтвердили. При нагревании смеси из феррита цинка
и гидрата окиси кальция в течение 100 часов при температуре 950° окраска
пробы из желто-коричневой стала грязно-серого цвета. Микроскопическое
исследование показало, что в темносѳрой массе были вкраплены небольлшѳ
желто-коричневые кристаллы. Часть окиси цинка из феррита перешла при
этом в растворимую разновидность. Реакция замещения была неполной.
Аналогичные результаты получились при нагревании смеси из феррита
цинка с окисью магния. Опыты показали, что после нагревания часть окиси
магния перешла в нерастворимую форму по реакции
ZnO · Fe203 +^MgOWZnO + MgO · Fe20%.
Таким образом, ферриты цинка могут быть частично разложены при
нагревании их в смеси с окисью кальция или магния при температуре 950°.
Для гидрометаллургических целей применение этого способа для
разложения ферритов цинка не имеет существенного значения, так как
температура обжига, как было указано выше, редко превышает 750°.
Феррит цинка при обработке его сернистым газом при высокой
температуре переходит в ZnS04. Опыты, проделанные с кеками от
выщелачивания, содержащими 10% Zn в виде феррита, дали удовлетворительные
результаты. После обработки сернистым газом и выщелачивания водой
в хвостах осталось меньше 1% цинка. Конечный обжиг в атмосфере S02
приобретает тогда особое значение, так как он дает рациональный метод
перевода феррита цинка в растворимое соединение. Обработка сернистым
газом кеков и повторное выщелачивание могут повысить общее извлечение
цинка. Примешивание обожженного материала к сырой руде также
увеличивает извлечение цинка, что можно объяснить действием S0a-ra3OB на
^имеющиеся ферриты-

Глава ΠΙ. Обжиг цинковых концентратов с поіучепием порошковидного огарка 363
Перевод цинка из феррита в более легкую растворимую форму возможен
также при помощи СО. Окись железа восстанавливается окисью углерода,
начиная с 200°. При 400—450° Fe203 под действием СО переходит в Fe304.
Восстановление Fe304 до FeO имеет место при температуре 900°, а до
металлического железа—выше900°. Отсюда следует, что если воздействовать
окисью углерода на обожженную руду, содержащую ферриты цинка, то
последние разрушатся, и окись цинка, которая была связана с окисью
железа, вследствие восстановления последнего, делается растворимой в
слабой серной кислоте. Практически это можно осуществить пропусканием
генераторного газа с частичным его сжиганием на нижнем поду печи.
Время пребывания в восстановительной атмосфере для разрушения
ферритов определяется в 45—60 мин. В обжиговых печах типа Веджа
пребывание концентратов на каждом поду длится, примерно, около 1 часа,
так что удлинение процесса обжига при этом не будет иметь места.
Из рассмотренных выше положений следует, что основными факторами,
определяющими степень извлечения цинка из обожженных концентратов,
является содержание в них железа и температура обжига. Получение
при обжиге того или иного количества сульфата, свободной окиси цинка
или ферритов зависит в основном от температурного режима печи.
Глава III
ОБЖИГ ЦИНКОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ С ПОЛУЧЕНИЕМ
ПОРОШКОВИДНОГО ОГАРКА
§ 1. Общие сведения
В металлургии цинка различают два способа обжига цинковых концеь-
тратов:
1) обжиг на порошок, который осуществляется в многоподовых печах
с механическим перегребанием;
2) обжиг со спеканием на агломерационных машинах.
Основным видом сырья, которым снабжаются современные цинковые
заводы, как дестилляционные, так и электролитные, являются
концентраты, получаемые при селективной флотации полиметаллических руд.
Флотационные концентраты весьма тонко измельчены; величина зерна
в среднем составляет 200 меш. Сульфидный концентрат в сухом состоянии
легко распыляется. Высушенный до полного удаления влаги,
флотационный концентрат приобретает подвижность. Высыпанный на ровное место,
он «расплывается». Во влажном состоянии флотационные концентраты
слеживаются, образуя глыбы, разрыхление которых требует применения
механических усилий. Обожженный цинковый концентрат сыпуч,
подвижен и легко распыляется. Смешанный с мелким углем, он сегрегирует при
транспортировании и загрузке в реторты.
Сырые и обожженные концентраты при навале ложатся плотным слоем
и плохо проницаемы, для газов.
В зависимости от способа последующего металлургического передела,
обожженные цинковые концентраты должны обладать различными
физическими и химическими свойствами.
Если обожженный концентрат поступает на выщелачивание, он должен
содержать максимальное количество растворимых в слабых растворах сер-

364
Часть третья. Металлургия цинка
ной кислоты соединений inraKa.-ZnOn ZnS04. Ферритов, силикатов и
алюминатов, а также ZnS должно быть минимальное количество. Огарок
должен быть в порошкообразном виде и не должен содержать комков. В связи
с этими требованиями обжиг цинковых концентратов для
гидрометаллургии проводится при сравнительно низких температурах, не выше 750°,
преимущественно в печах с механическим перегребанием с получением
порошковидного обожженного продукта.
При обработке обожженных цинковых концентратов пирометаллурги-
ческим путем к ним предъявляются другие требования. Цинк в них должен
содержаться исключительно в виде окиси. Ни сульфида, ни сульфата цинка
в них не должно быть. Каждая единица серы, которая остается в
обожженном продукте в виде сернистых соединений цинка, практически связана
с потерями двух единиц металла. Образование двойных окислов: ферритов;
силикатов и алюминатов, особенно первых, не затрудняет последующего
процесса восстановления и дестилляции. Малая ■ активность окиси цинка,
получаемой при высокой температуре, заметного влияния на процесс
восстановления цинка в реторте в интервале температур 1100—1200° не
оказывает. Таким образом, обжиг для дестилляции можно вести при более
высоких температурах, в пределах 850—900° и выше. Скорость процесса
при этом увеличивается. Сульфаты цинка полностью диссоциируют.
Обжиг проводится «намертво».
Обжиг цинковых концентратов с получением конечного продукта в
порошкообразном состоянии можно завершить в один прием в одном аппарате.
Для этого применяются многоподовые печи с механическим перегребанием.
β последние годы нашел применение обжиг цинковых концентратов во
взвешенном состоянии с получением порошкообразного обожженного продукта.
Сернистый цинк воспламеняется при сравнительно высокой температуре,
и окисление его протекает довольно вяло: чем больше выгорает сера
сульфида, тем более замедляется обжиг. Заметное замедление скорости
окисления ZnS наступает после того, как сера сульфида выгорит на 60—75%.
Вследствие указанных свойств сернистого цинка, несмотря на
значительную экзотермичность реакции горения сульфида, для ускорения обжига
и доведения его до конца необходимо вводить в печь на нижние поды
некоторое количество тепла извне.
Теоретически обжиг цинковой обманки может итти нормально за счет
тепла, выделяемого при окислении сульфидов. Практически эти условия
достигаются, когда сернистые газы удаляются из печи при концентрации
5—7% S02. Такую концентрацию легко получить при сильно
окислительном обжиге цинковой обманки, идущей на дестилляцию. При
достаточной изоляции печи ' для предупреждения потерь тепла на излучение и
теплопроводность процесс обжига можно вести без подогрева извне.
Другую картину мы имеем при «сульфатизирующем» обжиге цинковой
обманки для целей гидрометаллургии. Температура обжига редко
превышает 750°. Процесс ведется медленно, с большим избытком воздуха.
Концентрация S02 в отходящих газах составляет 4—5%. Количество газов:
и унос тепла последними высоки. Это делает более сложным ведение
нормального обжига без внешнего подогрева.
Прямой обогрев печи со смешением топочных и обжиговых газов
ухудшает качество газовой смеси из-за присутствия СО и С02.
В этом отношении лучше подавать воздух в нагретом состоянии в ту часть
печи, где необходима высокая температура. Если выяснилась необходимость
в подаче тепла извне, целесообразнее использовать топливо для подогрева
воздуха, подаваемого в печь, чем сжигать это топливо непосредственно в
печи. Для этого.можно частично использовать тепло обожженного материа-

Глава III· Обжиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 365
ла, сконструировав соответствующим образом выгрузку и охлаждение
огарка.
При тщательном регулировании подаваемого в печь нагретого воздуха
для окисления металлов и серы, а также воздуха, идущего на охлаждение
гребков, можно производить обжиг без применения топлива. Количество
необходимого для окисления воздуха, при содержании 5% S02 (объемных)
в газах, составляет, примерно, 4200 м3 на 1 τ концентратов. При суточной
производительности печи в 30 τ необходимо в 1 мин. подавать в печь около
85 м3 воздуха. Примерно такое же количество воздуха расходуется на
охлаждение перегребающих устройств. Таким образом, весь воздух, вводимый
для охлаждения гребков, может быть использован для окисления. Воздух,
нагретый, примерно, до 200°, вносит обратно тепло, что при известных
условиях дает возможность вести обжиг без применения внешнего обогрева.
Чтобы обжечь цинковую обманку, каждая частица руды должна быть
нагрета до 600—800° и хорошо омываться кислородом воздуха.
Вследствие плохой газопроницаемости сульфидных цинковых концентратов при
обжиге последних необходимо применять интенсивное перемешивание и
перегребание с одновременной подачей достаточного количества воздуха. При
перемешивании обжигаемого материала все время обнажаются более
глубокие и свежие слои, которые приходят в соприкосновение с кислородом
воздуха. Энергичное перемешивание, обусловливая быстрое окисление,
•способствует повышению температуры и ускоряет обжиг.
Противоточное движение газов и обжигаемого материала в печи
обеспечивает окисление сульфидов на отдельных подах печи. Наиболее
интенсивно происходит окисление сульфидного концентрата во время пересыпания
•его с одного пода на другой. При этом частично осуществляется окисление
•сульфидов во взвешенном состоянии.
Дальнейшие шаги по ускорению обжига сульфидных цинковых
концентратов предпринимаются в настоящее время в направлении использования
тонкоизмельченного состояния концентратов для осуществления процесса
■обжига во взвешенном состоянии. Окисление отдельных частиц,
находящихся во взвешенном состоянии в атмосфере кислорода воздуха, должно
происходить с большой скоростью. В единицу времени будет выделяться
больше тепла, а тепловой режим аппарата, в котором сульфидные
концентраты будут обжигаться по принципу сжигания пылевидного топлива,
будет более ровным. Необходимость в добавочном количестве тепла извне
отпадает. Внедрение обжига цинковых концентратов во взвешенном
состоянии связано с усилением пылеобразования и необходимостью более
мощных пылеуловительных устройств.
Применение чистого кислорода или обогащенного кислородом воздуха
для окисления сульфидов также может явиться фактором для ускорения
процесса обжига, улучшения теплового режима печи и повышения
концентрации S02 в газах.
§ 2. Организация обжигового процесса
Цинковые концентраты, содержащие 10—12% влаги, доставляются
на цинковые заводы в крытых железнодорожных вагонах, чаще всего
в навал, реже в мешках. Из вагонов концентраты выгружаются в
приемные бункеры или склады-вручную. В зимнее время концентраты в вагонах
смерзаются. Для их оттаивания предусматриваются утепленные ангары.
Склады для хранения концентратов и способы внутризаводского и
цехового транспортирования играют существенную роль в организации
обжигового процесса. Так как обжиг ведется непрерывно, важно, чтобы

366
Часть третья. Металлургия цинка
аппаратура, обслуживающая этот процесс, работала бесперебойно.
Чтобы не устраивать промежуточных бункеров большой емкости,
необходимо максимально механизировать разгрузку склада от концентратов.
Вместимость склада сырых концентратов колеблется от 1- до 3-месяч>
ного запаса в зависимости от местных условий. Склады для хранения
концентратов делаются в виде траншей, откосы которых покрываются бетоном
или выкладываются булыжником. Реже склады делаются в виде закромов
расположенных на поверхности.
При строительстве складов необходимо учитывать возможность
хранения нескольких сортов концентратов. При определении полезного объема
склада сырых концентратов кучевой вес последних принимается равным
1.8, а угол естественного откоса—60°.
Разгрузка складов производится грейферным краном, двигающимся
над складом, либо транспортерной лентой, проходящей под складом.
При осуществлении выгрузки концентратов снизу склад в поперечном
сечении имеет вид треугольника с лотком. При помощи механического вы-
гружателя, двигающегося вдоль длинной щели складского помещения,
концентраты сваливаются на ленточный транспортер, которым они
доставляются с любого места склада к верхнему поду обжиговых печей или в
приемные бункеры сушильного аппарата.
Если цинковый завод расположен в местности с холодным климатом,
необходимо предусмотреть обогрев склада.
Цинковые концентраты в отличие от медных не обладают способностью·
самовозгораться.
Дальнейшие способы внутрицехового передвижения концентратов и
отвод газов имеют существенное значение для создания гигиенических
условий работы.
Как высушенные, так и обожженные концентраты легко распыляются.
Для предупреждения потерь концентрата и загрязнения цеха необходимо
осуществить доставку сухих концентратов в герметизированных
транспортерах. Транспортирование мелкого материала можно производить несколь-
кими способами: при помощи транспортерных лент, шнеков, вращающихся
труб с винтовыми лопастями внутри, пневматическим путем или
вибрирующими трубами. Последние три способа допускают полную герметизациі»
при передвижении материала. Наиболее простым и легко осуществимы»
способом транспортирования сырых и обожженных концентратов
являются вращающиеся трубы.
Обжиговые печи устанавливаются в один или два ряда. Подача
концентратов с транспортера в бункер обжиговых печей производится при помощ»
специального сбрасывателя. Запас концентрата в бункерах обжиговой печв
составляет 10—12 час. работы.
Из бункеров концентраты подаются на подсушивающий верхний под
дозером в виде пластинчатого транспортера, ширина которого доходит до
1 м. Высота слоя концентрата на транспортере регулируется вертикальной
задвижкой. Дозер работает синхронно с перегребающим механизмом через
передачу от центрального зала.
Если сушка влажных концентратов производится на верхнем открытом
поду печи, то это связано с выделением паров воды, органических
соединений от оставшихся в концентратах флотореагентов и тончайшей пыли,
уносимой парами при перегребании. Высушенные концентраты попадают в печь
через щелевидное кольцевое отверстие у вала. Часть этого отверстия в
непосредственной близости к перегревателю, направляющему высушенный
концентрат к щели, всегда бывает открыта. Через это отверстие
выделяются из печи газы и пыль.

Глава III· Оозкиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 367
При наличии верхнего подсушивающего пода обязательно устройство
колпаков с отсосом газов и пыли, образующихся над печью, при помощи
эксгаустера через мешочный пылеуловитель. Это тем более необходимо,
что на верхних подах печи давление почти всегда положительное, и газы
выбивают через неплотности и отверстия.
Предварительно высушенные концентраты целесообразно загружать
непосредственно на первый под печи специальным питателем.
Для отвода газов и пыли при чистке подов, а также собирания
концентратов, вываливающихся через дверки, вдоль печи по вертикали
устраиваются закрытые каналы с отверстиями напротив дверок. Канал верхним
концом подходит под колпак, связанный с вентиляционной системой.
В нижнем конце канала устраивается сборник для падающих вниз
концентратов.
Выгрузка обожженных концентратов из печи должна быть
механизирована и герметизирована. Горячие обожженные концентраты при
выгрузке из печи помимо пыли выделяют сернистый газ, механически увлекаемый,
частицами руды. Наиболее рациональным способом отвозки необходимо·
считать транспортирование обожженных концентратов при помощи
вращающихся труб с отсосом из них газов. При необходимости охлаждения
концентратов трубы могут обрызгиваться снаружи холодной водой.
Транспортирование горячих концентратов при помощи шнеков на.
большие расстояния или ленточными транспортерами менее
рационально.
При транспортировании огарка в вагонах применяются специальные-
сосуды закрытого типа с загрузочными трубами, на которые надеваются
гибкие металлические рукава.
При необходимости сохранения тепла огарка стенки вагона термоизо-
лируются.
Передвижение концентратов в вертикальном направлении
осуществляется ковшевыми элеваторами, при чем транспорт в
горизонтальном направлении производится при помощи шнеков или вращающихся
труб. Реже применяются наклонные ковшевые элеваторы или наклонные
ленточные транспортеры.
При непрерывном механическом транспорте весовой контроль
осуществляется автоматически.
При обжиге со спеканием газы и пыль, образующиеся при падении агло -
мерата с паллеты в приемный бункер валков, необходимо отсасывать через
мешочный фильтр. Это важно потому, что в этой пыли содержатся кадмии.
и летучие соединения мышьяка, сурьмы и др.
Источником пылеобразования являются грохоты,
устанавливаемые после сушильных и обжиговых печей. Грохочение высушенного
материала имеет целью удалить крупные комки, куски дерева и железные
предметы, которые не должны попадать в печь вместе с концентратами.
Просев обожженного в печах концентрата и измельченного агломерата
имеет целью получить зерна определенных размеров. Для предупреждения
выделения пыли просеивающие устройства должны быть соединены
с вакуумной установкой', связанной с пылеуловитедьными аппаратами,
как циклоны, мешечные фильтры и др.
При условии принятия всех указанных выше мер имеется возможность
создать гигиенические условия работы в цехе и довести потери
концентратов на распыление до минимума.
Наиболее верный путь к этому — полностью механизировать и
герметизировать транспортирование концентратов как сырых, так и
обожженных.

368
Часть третья. Металлургия цинка
§ 3. Сушка флотационных концентратов
Флотационные цинковые концентраты, получаемые с обогатительных
фабрик, содержат 10—12% влаги. Влажные концентраты обладают
свойством слеживаться и давать твердые комки. Величина последних бывает
от 1 до 50 мм. По' ситовому анализу во влажных концентратах содержится
в среднем около 10% комков размерами выше 5 мм и 20% от 3 до 5 мм.
Влажные концентраты поступают прямо на обжиг, либо подвергаются
предварительной сушке в специальных аппаратах. При обжиге влажных
концентратов подсушка последних происходит на верхнем открытом поду
и в первом муфеле печи. Обжиговая печь выполняет тогда также функции
сушильного аппарата. Однако использование обжиговой печи в качестве
сушильного аппарата является нецелесообразным, так как это связано
с уменьшением ее производительности.
Количество комков в высушенном материале зависит от способа сушкш
чем больше влажность и медленнее подсушка, тем больше образуется
комков. При быстром удалении влаги комкообразование сокращается.
Концентраты при этом рассыпаются, не успев скомковаться.
Так как комки обжигаются неполно, их должно быть в концентратах
минимальное количество или не содержаться вовсе.
Сушка влажных концентратов может производиться в аппаратах с
прямым или лротивоточным движением материала и газов. В последнем случае,
при постепенной сушке, по мере перемещения влажного концентрата в
зоны поднимающихся температур, образование комков идет весьма
интенсивно. То же самое наблюдается, если влажные концентраты поступают
непосредственно в обжиг.
При обжиге влажных концентратов количество комков в обожженном
продукте нередко доходит до 25—30% веса огарка. Измельчение комков
и их вторичный обжиг связаны с дополнительными расходами.
Значительно меньше образуется комков при прямоточном движении
концентратов и газов. Влажные концентраты, попадая сразу в зону
высоких температур, быстро теряют влагу. Образующиеся пары воды
разрывают влажные комки на мелкие частицы. Высушенный материал почти не
• содержит комков. Недостатком сушки концентратов с прямоточным
движением продуктов является большой расход топлива и интенсивное пыле-
образование.
Сушку концентратов можно осуществить в открытых сушилках, в
многоподовой тарелочной печи и во вращающихся барабанах.
Открытая сушилка (фиг. 166) представляет собой железную плиту,
подогреваемую снизу. Концентрат насыпается сверху и все время перегребается.
На некоторых заводах для сушки концентратов применяется шестиподо-
вый паросушильный агрегат диаметром 5 м. Производительность
сушильного аппарата 12.5 τ концентратов в 1 час. Содержание влаги в
высушенном материале доводится до 2—4%. Расход пара 0.8—1.2 т/час. Для
осаждения пыли служат сухие и мокрые уловители. В отходящих газах
содержится 0.5 г/м3 пыли. Высушенный материал пропускается через валки
.для измельчения комков.
Наиболее подходящим аппаратом для сушки концентратов является
барабанная вращающаяся печь (фиг. 167). В зависимости от расположения
топки и загрузочного отверстия сушка в печи может осуществляться как
при прямом, так и противоточном движении материала и газов. Длина
барабана колеблется от 9 до 12 м; диаметр равен 1.5 м. Барабаны делаются
железные,· клепаные, без внутренней футеровки. Угол наклона. 5—6°.
■Скорость вращения 4 об/мин. Производительность барабана 10—12 т.кон-

Глава III. Обмсиг цинковых концентратов е получением порошковидного оеарка Зв9
центратов в 1 час. Высушенные концентраты содержат 2% влаги. Печь
снабжается простой колосниковой топкой. Расход топлива 1—2% веса
высушенного концентрата. Температура отходящих топочных газов 100—200°.
Для уменьшения потерь тепла стенки барабана делаются в виде
кессона с воздушной прослойкой для изоляции. Расстояние между стенками
кессона равно 20 см. При прямоточном движении загрузка влажных кон.
Фиг. 167. Барабанная сушилка (общий вид
1 — топка: 2 — барабан: S — дымовая труба
центратов производится непосредственно за топкой. Хотя температура
ддесь доходит до 700—800°, но вследствие быстрого испарения влаги
окисления не наблюдается. Для улавливания пыли, которой получается до 10%
юса концентрата, устанавливаются циклоны и котрели.
§ 4. Печи для обжига концентратов
Обжиг цинковых концентратов является существенным звеном в
технологии получения цинка из руд. Чем лучше и тщательнее проведен обжиг,
тем полнее извлекается металл при последующем металлургическом
переделе обожженного продукта. Отсюда делается понятным то исключительное

370
Часть третья.· Металлургия цинка
внимание, которое уделяется металлургами процессу обжига и
конструктивному оформлению аппаратуры.
На практике было испробовано большое число обжиговых аппаратов,
пока были выработаны современные механизированные многоподовые печи.
Первоначально обжиговые печи делались одноподовыми. Так как обжиг
цинковой обманки длится значительное время, то пребывание обжигаемого-
материала на поду печи регулировалось главным образом длиной печи.
Стрейгйение сократить площадь, занимаемую печью, и понизить потери
тепла на излучение, а следовательно, и расход топлива вызвало применение
многоподовых обжиговых печей.
Обжигаемый материал, вместо движения в одной горизонтальной
плоскости в одноподовой печи, двигается в многоподовых печах в двух
направлениях: в горизонтальном и вертикальном. На последних осуществляется
принцип противотока. Обжиговые газы двигаются снизу вверх навстречу
обжигаемому материалу, который падает сверху вниз. При этом происходит
омывание частиц концентрата кислородом воздуха.
Интенсивно велась работа по замене ручного перегребания
механическим. Одновременно с переходом от печей с ручным перегребанием
к печам механизированным менялась и форма печей. Печи с ручным пере-
гребанием делались прямоугольного сечения, и первые печи с
механическим перегребанием сохранили вначале эту же форму. Последующее
изменение, которое вносилось конструкторами, заключалось в переходе к
цилиндрическим многоподовым печам, имеющим форму шахт.
Впервые двухподовая цилиндрическая обжиговая печь с центральным
вращающимся валом, снабженным перегребателями, была сконструирована
Паркесом в 1850 г.
В 1857 г. М. Дугалль построил шестилодовую печь с центральным
вращающимся валом, отлитым из чугуна.
Гересгоф усовершенствовал печь М. Дугалля, заменив литой
чугунный вал более легкой конструкцией из листового железа с воздушным
охлаждением.
В 1892 г. Эванс Клепетко построил круглую шестилодовую печь
диаметром 5 м с водяным охлаждением вала. С1913 г. стала внедряться в
производство печь Вѳджа, отличительными особенностями которой
являются доступный для обслуживания центральный вал диаметром 1.5 м и
верхний подсушивающий под. Печь Веджа стандартного типа имеет 7
внутренних подов. Внешний диаметр печи 6.7 м. Центральный вал футеруется с
огневой стороны шамотовым кирпичом.
За последние годы стали находить применение обжиговые печи Николс-
Гересгофа с количеством подов от 8 до 16, внешним диаметром до 6.5 м
и диаметром центрального вала 0.5—0.9 м. Последний в отличие от печи
Веджа с огневой стороны не футеруется. Охлаждение центрального вала —
воздушное.
Некоторый интерес представляет в металлургии цинка четырехподовая
печь Спирле, применяемая на заводах Европы. Отличительной
особенностью этой печи является вынос всех железных частей из зоны высоких
температур и кислых газов наружу.
Ниже приведены описания печей Веджа, Гересгофа и Спирле, а также
модифицированной для отечественных заводов восьмиподовой печи Веджа
конструкции Гипроцветмет (тип Г).
в) Печь Веджа —наиболее распространенный вид многоподовой пѳчи
для обжига сульфидных концентратов. Печь Веджа применяется как для
предварительного обжига цинковых концентратов, направляемых затем
на агломерацию, так и при сульфатизирующем обжиге для целей гидроме-

Глава III- Обжиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 371
таллургии. Она представляет цилиндрическую вертикальную шахту с
вращающимся центральным валом, на который насажены перегребатели,
несущие гребки. Вал вращается на шариковых подшипниках. Печь Веджа
имеет семь закрытых подов и восьмой, верхний, открытый для подсушки
концентратов. Шахта печи помещается в металлический кожух из 12-мм
железных листов и покоится на колонках высотой до 2 м (фиг. 168).
Фиг. 168. Обжиговая печь Веджа (вертикальный разрез)
I— опора для вала; 2 — центральный вал; 3 — своды печи; 4 — отверстия в подах; 5
—перегребатели; 6 —кожух печи; 1 —воздушные трубы; I — VII—внутренниеподы печи
Внешний диаметр печи Веджа достигает 7.5 м. Высота печи от пола до
уровня верхнего пода составляет 10.5 м. Шахта печи и поды
выкладываются из огнеупорного кирпича. Между кожухом печи и футеровкой
закладывается слой термоизоляционного кирпича. Поды печи имеют форму
круглых арочных перекрытий со стрелой прогиба 0.34 м. Толщина пода у
периферии составляет 230 мм, уменьшаясь иногда к центру до 150 мм.
Расстояние между верхними уровнями двух смежных подов 0.865 мм.

372
Часть третья. Металлургия цинка
Центральный вал диаметром 1.5 м делается стальной или железный из
12-мм листов. С огневой стороны цилиндрическая поверхность вала
обкладывается огнеупорным кирпичом толщиной 10 см.
Центральный вал на каждом поду несет по два гребкодержателя.
Отверстия в валу, а следовательно, и гребкодержатели располагаются по
высоте по винтовой линии. Винтовое расположение гребкодержателей
обеспечивает непрерывное перемещение обжигаемого материала. Концентрат,
падающий с верхнего пода на нижний, тут же подхватывается гребками и
передвигается дальше. При винтовом расположении гребкодержателей
наблюдается в меньшей мере образование настылей и комков
обжигаемого материала.
Центральный вал и перегребатели охлаждаются воздухом, который
нагнетается через нижнее отверстие вала. Возможно также и обратное
движение воздуха, подаваемого через верхнее и отводимого через нижнее
отверстие вала. Нагретый при движении через трубы в центральном валу и
перегребатели воздух может быть использован для окисления сульфидов,
благодаря чему достигается некоторая экономия топлива на обогрев печи.
Гребки свободно прикрепляются к гребкодержателям независимо друг
от друга и могут легко сменяться. Так как гребки быстро изнашиваются,
возможная смена их на ходу имеет большое значение для непрерывности
процесса обжига. Гребки изготовляются из белого чугуна или специального
жаростойкого сплава следующего, примерно, состава: 28—30% Сг; не более
2%Ш; 0.1—0.2% Μη; 0.5—0.7% Si; 1.5-2% С.
Формы и размеры гребков определяют скорость перегребания и
интенсивность перемешивания материала. Грс бки делаются следующих размеров:
высота 150 мм, ширина до 300 мм, толщина 25 мм. Гребки устанавливаются
под утлом в. 60° к оси перегребателя (фиг. 169).

Глава III. Обжиг цинковых концентратов с получением порогиковидно го огарка 373
При вращении центрального вала концентраты, подсушиваемые на
верхнем поду, при помощи гребков передвигаются от периферии к кольцевому
отверстию у вала и проваливаются на первый верхний закрытый под. При
дальнейшем передвижении обжигаемый материал совершает зигзагообраз-
Фиг. 170. Обжиговая печь Веджа (общий вид)
ный путь, двигаясь от центра к периферии на четных подах и от периферии
к центру — на нечетных. Отверстия в подах для прохода обжигаемых
концентратов и газов расположены попеременно, в соответствии с
направлением движения перегребаемого материала, на периферии и в центре
отдельных подов. Число отверстий для проваливания материала по мере движения
вниз уменьшается.

374
Часть третья. Металлургия цинка
Печь обслуживается от индивидуального мотора, передающего движение
центральному валу при помощи зубчатой передачи. Для регулирования
скорости вращения центрального вала мотор ставится с меняющимся
числом оборотов. На фиг. 170 показан общий вид обжиговой печи Веджа.
б) Печь Гересгофа. Диаметр шахты печи Гересгофа и центрального
вала несколько меньше, чем у печи Веджа. Число подов в печах Гересгофа
колеблется от 8 до 16. Наибольшее распространение нашли 10-подовые печи
внешним диаметром 6.56 м. Диаметр железного кожуха достигает 7.15 м
{фиг. 171). Кожух футеруется изнутри шамотовым кирпичом. Поды
выкладываются из фасонного шамотового кирпича толщиной 230 мм. Площадь
одного пода при центральном расположении отверстий равняется
29.45 м2. Площадь пода с отверстиями по периферии составляет 28.8 м2.
Общая площадь отверстий для одного пода 3.252 м2. Ширина центральных
концентрических отверстий колеблется от 250 до 400 мм.
Центральный вал в печи Гересгофа составляется из отдельных секций,
снабжецных фигурными фланцами. В некоторых печах центральный вал
снабжен четырьмя отверстиями для перегребателей. Меняя количество
перегребателей на отдельных подах, можно усиливать или замедлять пе-
регребание и перемешивание обжигаемого материала. Для увеличения
прочности центрального вала, имеющего 4 отверстия, его .изготовляют из
«специальной стали с повышенными механическими свойствами. В отличие
от печи Веджа центральный вал в печи Гересгофа не изолируется от
рабочего пространства кирпичной футеровкой. Центральный вал и пер>.греба-
тели охлаждаются воздухом, подаваемым через нижнее отверстие вала.
Заслуживает внимания устройство загрузочного клапана на верхнем
подсушивающем поду. При щелевидном отверстии концентраты попадают
на первый под через скрытую часть при перемешивании клапана вместе с
вращающимся валом. При положительном давлении на первом поду через
открытую часть отверстия выделяются газы и уносится тонкая пыль. Для
лучшей герметизации целесообразно подсушенный на верхнем поду
концентрат направлять через воронки, расположенные по периферии кожуха
печи, в горизонтальные шнековые питатели закрытого типа. \
в) Печь Гипроцветмета. Печь имеет семь подов для обжига и восьмой
для подсушки. Диаметр печи 7.5 м, высота 8.1 м. Внутренний диаметр
центрального вала 1.4 м. Площадь сушильного пода 38 м2. Площадь всех
обжиговых подов 230 м2. Объём печи 520 м3.
Температура отходящих сернистых газов 550°. Коіщентрация S02
в газах принимается в среднем 5% (объемных). На 1 τ обожженного
концентрата получается около 4000 м3 газов. Количество газов при 550°
и при производительности лечи 30 τ в сутки составляет 4.2 м3/сек.
г) Печь Орда. Эта печь представляет собой модифицированную печь
Веджа на которой, благодаря специальной системе питания отдельных
подов концентратами с различным содержанием серы, обжиг цинковой
обманки можно производить без подогрева извне.
Печь Орда —восьмиподовая. Диаметр печи 7.6 м. Стенки, центральный
вал и нижний под печи футерованы шамотовым кирпичом. Отдельные поды
сообщаются между собой рядом вертикальных каналов, через которые
проходит руда. Связь между отдельными муфелями устроена таким образом,
что часть руды, находясь на подах верхней части печи, может при
перегревании попадать через специальные каналы на любой нижележащий под.
Таким образом, концентраты со 2-го и 3-го пода, частично обожженные,
попадают на нижние 6-й и 7-й поды.
Гребкодержатели охлаждаются воздухом. Холодный воздух,
нагнетаемый в гребкодержатели верхнего пода, выходит через гребкодержатели 7-го

Глава III. Обокиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 375
Фиг. 171. Обжиговая печь Гересгофа (вертикальный разрез)
а —газоход; / — концентрат; р —дверки; т —глазок; а —мотор; w — место
ввода воздуха; в—футеровка; s —гребки; и —тело вала, ft— η —■ отверстия;
Ь — толкатель автоматического загрузочного клапана; е — рукоятка
клапана; g — противовес,- h — кольцо рудного затвора; о —отверстия для
теплого воздуха; і — каналы для холодного воздуха; 1—10— поды печи

376
Часть третья. Металлургия цинка
пода, а воздух из гребкодержателей 2-го пода поступает в лечь через гребко-
держатели 4-го пода. Такая же взаимосвязь существует между 3-м и 6-м
и 5-м и 8-м подами. При такой системе циркуляции воздуха для
охлаждения гребкодержателей имеется возможность регулировать тепловой режим
печи без расходования углеродистого топлива на дополнительный подогрев.
Фиг. 172. Обжиговая печь Спирле (вертикальный разрез)
1 — приемный бункер; 2 —отвод газов; 3 —шестерня; 4 — вал; б — разгрузочный бункер; в—канал
для отвода топочных гавов; 7 — камера для подогрева воздуха; 8 — канал для подвода воздуха;
9 —топка; 10, 11— боров для отходящих топочных газов; 12 — фундамент; 13 — верхняя площадка;
14— нижняя площадка
д) Печь Спирле (фиг. 172) отличается тем, что в ней все металлические·
части вынесены наружу. Печь — круглого сечения. Перемешивание и пе-
регребание обжигаемого материала осуществляются при помощи гребков
из шамота, заделанных в кладке сводов печи.
Печь состоит из четырех сводов, собираемых отдельно из шамотового
кирпича в специальных железных кожухах. Своды располагаются один над
другим, независимо друг от друга. Свободные расстояния между сводами
образуют обжиговые камеры. Верхний и третий своды неподвижны,

Глава III- Обокиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 377
а второй и четвертый вращаются вокруг воображаемой вертикальной оси,,
совпадающей с центром печи. Своды печи поддерживаются шестью
железными стойками, образующими равносторонний шестиугольник.
Неподвижные своды покоятся на консолях, жестко прикрепленных к железным
стойкам. Вращающиеся своды лежат на роликах, также прикрепленных к
стойкам, и опоясаны по всей окружности шестерней. Вращение свода
происходит путем ' сцепления последней с малой шестерней, связанной с
редуктором. *
Независимое расположение отдельных сводов позволяет быстро
ремонтировать печь и собирать ее заново из заранее приготовленных сводов.
Загрузка печи производится через бункер в верхнюю камеру. Бункер
расположен у края печи. Для регулирования подачи концентрата устроена
телескопически труба, поднятием и опусканием которой можн- изменять
толщину слоя загружаемого в печь материала.
Оба подвижных пода приводятся в движение самостоятельно. Это дает
возможность регулировать скорость пѳрегребания на каждом поду в
отдельности. Скорость вращения сводов можно менять в довольно широких
пределах. Вращающийся свод имеет пять скоростей по числу ступеней
шкива. Скоростью вращения сводов регулируется время пребывания
обжигаемого материала в печи. В последней конструкции печи (диаметром 5.5 и}
скорость вращения составляет один оборот в 10 мин.
На подвижных подах обжигаемый материал перемещается от периферии
к центру, на неподвижных — от центра к периферии.
Для передвижения руды каждый свод имеет 13 гребкодержателей,
составляющих одно целое со сводом печи. Собственно гребок,
изготовляемый из огнеупорного кирпича соответствующего профиля, вставляется
в гребкодержатель. При движении свода гребок заклинивается в кулисах
гребкодержателя. При такой системе крепления имеется возможность на
ходу менять износившиеся гребки. Смена гребка длится 15—20 мин. Для
хорошего перемешивания и перегрѳбания обжигаемого материала
достаточно 7—8 действующих гребков. Остальные грѳбкодержатели остаются
в резерве. Износ гребков происходит как от механических причин, так и
под влиянием химических реакций, протекающих между массой гребков
и некоторыми составными частями обжигаемой руды. Наиболее вредными
являются соединения свинца. Силикаты свинца, образующиеся в местах
соединений гребков с гребкодержателями, цементируют их, затрудняя и
порой делая невозможным удаление износившегося гребка. Это ведет
нередко к поломке гребкодержателя.
Расстояние между гребками и подом печи составляет 1—2 см.
Разгрузка обожженного материала производится через отверстия в
нижнем поду в небольшие приемные бункеры, расположенные по
окружности печи.
Воздух для окисления подается в нижний муфель. Он может также
засасываться через рабочие дверцы каждого пода. Воздух, подаваемый в
нижний муфель, предварительно подогревается при прохождении через каналы,
заложенные в стенках топки печи. Подача воздуха для обжига регулируется
при помощи задвижек.
Сернистые газы, получаемые в процессе обжига, двигаются снизу вверх
в направлении, обратном движению цинковой руды. Они содержат 5—6%
S02; Ί—8% 02 и 83—86% N2. На нижнем поду газы содержат 0.5% S02
и 20% 02.
Чтобы препятствовать проникновению сернистых газов в цех и
излишнему засосу воздуха в печь через неплотности, у стыков двух
расположенных друг над другом сводов устраиваются рудные затворы. Для этой цели

378
Часть третья. Металлургия цинка
к верхнему краю кожуха по всей его окружности приклепан изогнутый
железный обод, отступающий от кожуха на 5 см наружу и 5 см в высоту.
Таким путем образуется кольцевой карман, который при работе печи
заполняется обжигаемым материалом, создавая рудный затвор.
Для подогрева печи имеется топка, расположенная под печью. В печи
Спирлѳ подогревается лишь под нижней камеры.
Печи Спирле делаются диаметром 3.7; 4.5 и 5.5 м. Кожухи делаются
из 5-мм железа. Для обслуживания печи в каждом кожухе имеются 6
отверстий, снабженных дверками. При помощи специального приспособления
имеется возможность регулировать расстояния между подами. Нормально
высота муфеля составляет 40 см. В зависимости от характера обжигаемого
материала она может изменяться в пределах от 38 до 42 см.
При сборке печи все отдельные части должны быть тщательно
сцентрированы и выверены. Перекосы и неточности при сборке приводят к аварии
и остановке печи.
Срок службы сводов зависит от качества материала гребкодержателей
и гребков, температурного режима печи и тщательности обслуживания
последней.
Нормальная продолжительность службы второго и третьего свода —
7 и более месяцев. 1-й и 4-й своды выдерживают обычно в два раза больший
срок. Во время работы необходимо внимательно следить за образующимися
на подах настылями и своевременно очищать их, так как они являются
причиной поломки гребков и гребкодержателей..
В табл. 128 приведены показатели работы печи Спирле диаметром 4.5 м
при разных температурных режимах.
Таблица 128
Технические показатели работы печи Сиирде
Технические показатели
Температура (°С):
в верхним мѵфеле
во 2-м »
в 3-м »
в 4-м »
S03 в газах (объемные %)
02 в газах (объемные %)
Серы в огарке (%)
Обожженные концентраты (т/сутки) ....
Съем огарка с 1 м2 площади пода (кг) . .

ХОЛОДНЫ!! ХОД
500
ί·80
850
650
5—6
9—10
4—4.6
5.5
97
Горячий
ход
700
950
1000—1100
850
8—9
7—8
1.8—2.0
4.5
79
Нормальный
ход
650
870—900
900—950
700
6—7
8—9
3—3.5
5.0
88
Достоинства печи Спирле заключаются в следующем: все металлические
части вынесены наружу; хорошо используется тепло; процент пыли,
получаемый при обжиге, невысок; расход топлива небольшой. Содержание
сульфидной серы в огарке получается менее 1%.
Основными недостатками печи Спирле являются сравнительно
невысокая производительность и быстрый износ гребков.
§ 5. Практика обжига концентратов на порошок
а) Перегребание и перемешивание концентрата. Для обжига цинковой
обманки с начала возникновения цинкового производства было
испробовано более ста различных типов печей, Из них в работе на разных заводах
в настоящее время применяются не более 15. На современных заводах ос-

jr.iaea III- Обокиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 379
новным типом печи для оожига цинковых концентратов является
многоподовая печь с механическим перегребанием. Печи Веджа, Гересгофа, Гипро-
цветмета и другие не имеют особых принципиальных отличий. Они
разнятся друг от друга лишь конструктивным оформлением тех или иных деталей.
Различные типы современных обжиговых печей, устанавливаемых на
цинковых заводах, дают весьма близкие результаты как в смысле качества
обожженного продукта, так и в отношении производительности.
При выборе печи для обжига цинковой обманки необходимо
руководствоваться теми требованиями, которые предъявляются к обожженному
материалу.
Обжиговая печь как металлургический аппарат при достаточно высокой
производительности должна удовлетворять двум условиям: дать
необходимого качества обожженный продукт с низким содержанием серы, свободный
от комков и спекшихся кусков, и потреблять минимальное количество
углеродистого горючего для сохранения соответствующего теплового режима.
Если образующиеся сернистые газы поступают на сернокислотное
производство, они должны быть однородны, не содержать пыли и обладать
максимальной концентрацией.
Для ускорения обжига и увеличения производительности печи на
единицу площади пода руда должна возможно быстрей нагреваться до
температуры воспламенения сульфидов. Известно, что сульфид цинка трудно
воспламеняется. Окисляется он также весьма медленно. Подогревом верхних
подов печи можно было бы значительно ускорить обжиг. Однако
недостатком этого способа является повышение температуры отходящих сернистых
газов, которые приходится охладить до поступления их в сернокислотное
производство.
Значительную роль в процессе обжига играет интенсивность
перемешивания и пѳрегребания. Правильная конструкция перегребающих устройств
имеет поэтому большое значение. Железные гребки охлаждаются воздухом,
паром или водой. Наиболее рациональным является охлаждение воздухом.
При водяном охлаждении из-за накипи, которая получается внутри гребков,
прогорание последних наблюдается чаще. Попадание воды на обжигаемый
.материал влечет за собой расстройство хода печи.
Однако искусственное охлаждение гребков вызывает потери тепла и
снижает температуру в печи. Изготовление гребков из огнеупорного
материала, как в печи Спирле, либо из специальной жаро- и кислотоупорной
стали устраняет этот дефект. Гребки, изготовленные из сплава с высоким
содержанием хрома, наиболее устойчивы.
Та часть гребков, которая погружена в концентраты, сравнительно мало
подвергается разъеданию. Открытая часть гребков, подверженная
действию сернистых газов, корродирует сильнее. Разъедание металлических
гребков происходит из-за присутствия свинцового блеска в концентратах:
сернистый свинец, улетучиваясь, садится на холодных частях гребков,
способствуя их коррозии.
Недостатком шамотовых гребков, применяемых в печах Спирле,
является их малая механическая прочность.
Кроме материала, продолжительность службы гребков зависит также от
их формы и способа перегребания. Дефекты в конструкции гребков и
способе перегребания являются также причиной большого пылеобразования
и возникновения настылей на подах.
С точки зрения экономии топлива необходимо иметь муфели небольшой
высоты. Перегребающие устройства должны быть сконструированы так,
чтобы высота их была по возможности меньше. Чем ниже свод, тем меньше
.потери тепла и выше температура. Пространство, занимаемое в муфеле

380 Часть третья. Металлургия цинка
обжигаемым материалом, должно относиться к свободному пространству,.
как 1:1. Если высота муфеля большая, а толщина слоя руды мала, то воздух
плохо используется и концентрация S02 в газах падает.
Интенсивностью перегребания в значительной мере определяется
производительность печи. Чем интенсивнее перемешивание обжигаемого
концентрата, тем быстрее идет обжиг и тем выше производительность печи.
Необходимо учесть, что способ перемешивания и перегребания
концентрата влияет на количество пыли, уносимой из печи газами. Быстрое
окисление и местные перегревы могут вызвать спекание концентрата и
образование комков.
Пропускная способность обжиговых печей зависит от ряда факторов:
состава руды, величины зерна обжигаемого материала, температуры обжига
и т. д. Марматитовые руды обжигаются медленнее, чем чистый сфалерит.
С увеличением крупности зерна скорость окисления цинковой обманки
замедляется. Влажные концентраты обжигаются медленнее, чем сухие, и
требуют дополнительного тепла для испарения влаги.
Перегребание и перемешивание обжигаемой руды должны
регулироваться на каждом поду в отдельности. Это достигается изменением
количества перегребателей и числом гребков в отдельности на каждом поду.
Центральный вал снабжен 1—4 отверстиями на каждом поду, поэтому и
количество гребкодержателей может быть от одного до четырех.
Продолжительность пребывания и толщину слоя руды на каждом поду
можно регулировать углом наклона гребков.
Скорость вращения центрального вала, несущего гребки, составляет
в среднем один оборот в 3.0—3.5 мин. При помощи редуктора и
конических передач скорость вращения может варьировать в довольно широких
пределах: от 0.25 до 1 оборота в 1 мин.
В тепловом отношении многоподовые печи имеют крупный недостаток-
В то время как значительная часть тепла, получаемого на верхних подах
от горения сульфидов, бесполезно теряется с отходящими газами,
нагревая их до высокой температуры, на нижних подах тепла недостаточно для
поддержания горения сульфида цинка. Отходящие газы с верхних подов
приходится охлаждать: на нижние поды требуется подача тепла извне.
Согласно подсчетам, 80% тепла, получаемого в печи от горения суль*
фидов, уносится обжиговыми газами и воздухом, охлаждающим гребки.
Расход топлива для подогрева составляет, примерно, 5—12% веса
концентрата. При работе на мазуте последнего расходуется 5%, на пылеутоль-
ном топливе 7%, на кусковом угле 12%.
Часть тепла от окисления сульфидов может быть использована"по-
средством подачи подогретого в перегребателях воздуха в топки, либо-
непосредственно на нижние поды печи. Регенерацией тепла можно до·
некоторой степени снизить расход топлива.
Для предотвращения перегрева руды на верхних подах помимо
замедления скорости перегребания большое значение имеет концентрация
кислорода в газовой среде над рудой. Обжигаемый материал лежит на
поду слоем в 75—100 мм. Диффузия кислорода в слой руды и S02 наружу
протекает медленно. Чем мельче материал, тем более плотным слоем он
лежит, тем медленнее диффузия газов. Перегребание является основным-
фактором для приведения кислорода в соприкосновение с поверхностью
частиц сульфида цинка.
Практически, при обжиге для целей гидрометаллургии расходуется
7—8-кратный объем воздуха против теоретически необходимого для
окисления сульфидов и 4-кратный объем против необходимого для горения
сульфидов топлива.

Глава III. Обжиг цинковых .концентратов с получением порошковидного огарка 381
Таким образом, интенсивное охлаждение производит воздух с высоким
■содержанием кислорода. С другой стороны, эта же высокая концентрация
кислорода влечет за собой опасность перегрева при перегребании, когда
•свежая горячая руда, находящаяся за гребками, подвергается действию
воздуха.
Примешивание обожженной руды к сырой шихте обеспечивает
поглощение тепла, получаемого при окислении, и предохраняет материал от
перегрева.
На перегрев руды влияют также состав и физические свойства
концентратов: чем выше содержание пирита в последних, тем больше опасность
перегрева; чем мельче концентрат, тем быстрее происходит обжиг, тем
больше выделяется тепла в единицу времени.Наличие большего количества
крупных частиц сульфида цинка в шихте вызывает более длительное пребывание
руды в печи. Вместе с тем при длительном обжиге возможен перегрев
мелких частиц. Это вызывает необходимость обжигать руду или концентраты,
измельченные до одинаковых размеров зерен, классифицируя
предварительно руду по размерам частиц.
б) Технологический режим многоподовых печей для обжига цинковых
концентратов. Температура обжига в значительной степени влияет на
скорость и полноту окисления сульфидов.
Температура в печи при обжиге цинковых концентратов колеблется от
600 до 1000°. Чем выше температура обжига, тем ниже может быть
содержание остаточной серы в огарке и тем больше производительность печи.
В табл. 129 приведены данные, характеризующие технологический
режим многоподовых печей для обжига цинковых концентратов: температура,
давление и состав газов по отдельным подам семиподовой печи Веджа.
Как видно из данных таблицы, наиболее высокая температура наблюдается
на 2-м поду (сверху), на котором она достигает 930°. К низу печи
температура падает, составляя 620° на 6-м поду. На 7-м, нижнем, поду температура
ре8ко снижается до 240°.
Таблица 129
Технологический режим семиподовой печи Веджа для обжига
цинковых концентратов
Под Осверху
вниз)
1
2
3
4
5
б
7

Температура, °С
770
930
920
760
700
620
240
Давление,
от
0
—0.5
—1
—2
—2.5
—3
-3.5
мм вод. ст.
ДО
+ 1
+0.5
0
—0.5
—2
—2
—2.5
Состав газов
объемные %
so2
4.22
—
t.32
1.37
—
so,
0.93
—
0.36
0.43
__
—
Верхние два пода наиболее часто работают при избыточном давлении
в пределах 0.5—1мм вод. ст. На 3-м поду устанавливается 0 мм вод. ст.
Ниже третьего пода давление меняется от —1 до —3.5 мм вод. ст.
В табл. 130 приведена характеристика работы 8-подовой печи Герес-
гофа по отдельно взятым подам.
Как видно из данных таблицы, максимальная температура в 880°
наблюдается на 3-м поду (сверху). Температурные режимы, количества окис-

382
Часть третья. Металлургия цинка
Таблица 130
Характеристика работы 8-подовой печи Гересгофа
Под
(сверху
вниз)
0
1
2
3
4
5
6
7
8

Температура, "С
685
835
880
840
850
645
590
. 370
Серы в
обжигаемом
продукте, %
30.48
26.58
23.90
19.15
13.65
8.99
6.64
4.48
4.41
Окисляется
серы, % от
общей серы
12.62
8.81
15.64
18.07
15.32
7.72
7.33
0.23
Состав
газои.
объемные %
S03
—
4.30
2.40
2.10
1.80
0.70
0.60
0.30
02
__
—
10.80
10.20
10.60
12.80
15.60
16.20
18.20

Давление, мм
вод. ст.
+ 1.2
—0.6
—0.8
—1.4
—2.2
— 1.8
—3.0
^SO,
%
0.19
0.11
0.0»
0.75
0.66
1.72
2.01
3.01
ляемой серы и составы газов на 3-м, 4-м и δ-м подах близки между собой.
Резкие снижения температуры наблюдаются на 6-м (645°) и 8-м (370°)
подах. Избыточное давление имеет место лишь на 1-м поду. Остальные
пода работают под давлением в пределах от —0.6 на 2-м до —3.0 мм
вод. ст. на 8-м поду.
На заводе Флин-Флон были установлены температурные режимы
обжиговой печи по отдельным подам в зависимости от состава концентратов
(табл. 131).
Таблица 131
Температурный режим обжиговой печи в зависимости от состава концентратов
Состав концентратов, %
Zn
40
50
Fe
16
11
S
34.6
33.8
Темпера!гура газов на отдельных подах, °0
7
450
470
6
620
650
5
4
710 I 740
720 I 750
3
730
780
2
730
800
1 (верх'
НИИ)
670
700
При высоком содержании цинка, а следовательно, при меньшем
количестве железа в концентратах обжиг может вестись при повышенных
температурах без интенсивного ферритообразования.
в) Поведение свинца при обжиге цинковых концентратов. При
содержании 3—4% РЬ в сырых концентратах в огарке остается после обжига при
1000°— О.Ю/о РЬ.
Таким образом, можно удалить почти весь свинец из обжигаемого
материала и собирать его в пыли газоходов и пылеуловительных установок.
Часть свинца осаждается на сводах печей. Впитываясь в шамот, окись
свинца шлакуется и разрушает своды. В печах Спирле, в которых гребки
делаются из шамота, свинец является причиной быстрого износа гребков
и гребкодержателей. При длительной работе на свинцовистой цинковой
обманке своды печи могут оплавляться, давать провисание и даже
обвалиться.
Свинец улетучивается при обжиге преимущественно в виде окиси,
которая образует с кирпичной футеровкой печи жидкоплавкиѳ свинцовые
силикаты.

Глава lit- Обжиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 385
г) Образование подовых настыдей. При обжиге на подах образуются
настыли, так называемый «нагар». Химические и механические свойства
настылей зависят от температуры обжига. Настыль, получаемая при
высоких температурах в пределах 800—1000°, представляет собой сплав
сульфидов железа, свинца и цинка. Она крепко пристает к поду печи, и удаление
ее требует значительных усилий. Состав настыли следующий (%):
Zn Pb Fe S Cu SiO, CaO A1,03
40.0 2.5 25 21.0 0.5 3.5 4.21 2 64
31.8 8.6 — 13.24 1.53 — _ _
Настыль, образующаяся при средних температурах обжига, содержит
меньше цинка, железа и серы и больше свинца. Она очищается значительно
легче, чем настыли, получаемые при высоких температурах. В обжиговых
печах, работающих с прямой подтопкой, особенно интенсивно происходит
образование настылей на подах, у которых расположены топки. Настыль,
нарастая на поду толстым слоем, увеличивает трение гребков, часто
вызывая поломки последних или даже зубчатой передачи.
д) Образование комков при обжиге зависит от состава загружаемых
в печь концентратов, их влажности, температуры обжига и способа перегре-
бания. Комки плохо обжигаются. В них остается много серы. Измельчение
их требует механических усилий. Повторный обжиг их уменьшает
производительность печи. Комки, попадая под гребки, усиливают
трение и вызывают липший расход энергии на вращение вала. Нередко
комки являются причиной поломки гребков.
Для избежания образования комков необходимо питать обжиговые печи
сухими (содержащими не более 2—3% влаги) концентратами: чем больше
влаги содержится в концентратах, тем больше в них имеется слежавшихся
комочков, тем больше комков получается в обожженном материале. Чем
выше температура обжига, тем интенсивнее идет комкообразование.
Высокая температура и наличие легкоплавких составляющих способствуют
спеканию руды и образованию комков. При обжиге влажной руды с
подсушкой на верхнем поду печи количество комков в обожженном материале
достигает 25%. После предварительной сушки количество комков снижается
до 10%.
е) Пылеобразование при обжиге в печах. В процессе обжига цинковых
концентратов неизбежно пылеобразование. Количество уносимой из печи
пыли зависит от крупности частиц обжигаемого материала, интенсивности
перегребания и скорости движения газов. В среднем, при обжиге
флотационных концентратов получается 5—10% пыли от веса обжигаемого материала.
Вместе с рудной пылью и газами из печи уносятся летучие соединения
металлов: мышьяка, сурьмы, кадмия, свинца. В зависимости от температуры
обжига получается то или иное количество летучих возгонов. Последние
конденсируются и оседают в газоходах и пылеуловителях. Химический
состав пыли из различных мест пылеуловительной системы неодинаков.
Более грубая пыль садится в газоходах ближе к печи. Тонкая пыль и
летучие возгоны уносятся дальше.
Окислы свинца и кадмия могут по пути реагировать с серным
ангидридом, образуя сульфаты. Количество сульфатной серы в котрельной пыли
составляет 60—70% общей серы.
Химический анализ пыли, взятой в разных точках пылеуловительной
системы, дал следующие результаты (табл. 132).
Из анализа пыли видно, что соединения цинка и железа осаждаются при
выходе из печи, между тем как соединения свинца и кадмия уносятся
дальше и осаждаются в конце газохода.

384
Часть третья. Металлургия чинка
Проба
I
II
Откуда взята пыль
В начале газохода . .
В конце газохода . .
Из газохода
Из котрепя
Состав пылей (о/о)
Си Zn
—
2.20
0.33
2.5
6.2
35.17
25.8
Pb
20.0
33.0
1.0
7.6
Fe
10.5
3.5
13.7
7.4
Таблица
As
0.09-
0.11
0.14
0.95
S
(общ.)
18.4
11.9
18.5
17.3
Cd
—
0.18
0.30
132
!
CaO j
1.94 |
3.20 ;
—
Для улавливания пыли, уносимой вместе с газами, устанавливаются
электростатические пылеуловители типа котрелей. Транспортирование
пыли целесообразно производить пневматическим способом, что весьма
упрощает обслуживание котрелей и создает более гигиенические
условия работы.
При обжиге сульфидных цинковых флотационных концентратов в
многоподовых печах с механическим перегребанием количество образующейся
пыли составляет 7.0% веса обжигаемого материала.
Из всего количества пыли около половины ее осаждается в газоходах
между печами и котрелем.
Содержание свинца в пыли постепенно возрастает по мере удаления от
печи с 2.68% в пыли первого газохода до 39% в последней секции кот-
реля. Аналогично возрастает содержание кадмия в пыли с 0.05в/0 в газоходе
до 0.34% в двух последних секциях котрельной установки. При этом от
50 до 68% всего кадмия, осевшего в пылеуловителях, находится в
растворимой (в 5%-ной серной кислоте) форме. Содержание железа, кремнезема
и сульфидной серы в пыли уменьшается по мере удаления от обжиговой
печи. Значительное количество сульфатной серы в пыли показывает, что
в газоходах и в самом котрелѳ имеет место довольно интенсивное сульфато-
образование.
Средняя проба, составленная из пыли газоходов и первой секции кот-
реля, имела следующий состав: Zn (общ.) 32.18%; Zn (раств. в 5%-ной
HaS04) 25.97%; Pb (общ.) 2.38%; Cd (общ.) 0.105%; Си 1.36%.
Как видно из анализа, эта проба незначительно отличается от состава
обожженного концентрата. Средняя проба пыли из трех последних
секций котреля имела следующий состав: Zn (общ.) — 23.9%; Zn (раств. в
5%-ной HaS04) —17.25%; Pb (общ.) —19.19%; Cd (общ.)— 0.46%;Cu
1.02%.
В обеих пробах количество растворимого в 5%-ной H2S04 цинка
составляет 75—80% всего количества металла.
Кадмия переходит в раствор 60—70% всего количества его в пыли.
Пыль, получаемая при обжиге цинковых концентратов, представляет
весьма тонкий продукт. В табл. 133 приведены ситовые анализы пыли.
§ 6. Пути интенсификация обжига концентратов
а) Обжиг во взвешенном состоянии. Обжиг сульфидных флотационных
концентратов во взвешенном состоянии является логическим
продолжением изысканий по интенсификации процесса окисления с использованием
основного физического свойства концентрата — его тонкую измельченность

Глава III· Обжие цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 885
Таблица 133
Ситовые анализы пыхи от »5жнга цинковых концентратов (%)
Заводы
«Электроцинк»
Грейт-Фоллс .
Трэйл
Меш
-100
-100
51
23.6
+ 120
-Ь200
20.27
49 ! —
76.4 S —
17.1
77.2
7.8
-200
38.1
22.8
50.4
Большая поверхность, которой обладает распыленный флотационный
концентрат, является фактором, ускоряющим процесс окисления,
поскольку реакции протекают на гранях соприкосновения твердых частиц с
кислородом воздуха.
При определенной скорости процесса и удачном техническом оформлении
аппарата обжиг во взвешенном состоянии можно вести без подачи тепла
извне, исключительно за счет экзотермических реакций окисления
сульфидов. Необходимо лишь разогреть печь перед началом обжига до
температуры воспламенения сульфида цинка.
При обжиге сульфидов во взвешенном состоянии скорость реакций
настолько велика, что тепло, выделяемое при экзотермической реакции, не
успевает передаваться окружающему пространству ввиду слабой
теплопроводности газовой среды. Горящая частица сульфида при этом
перегревается выше температуры окружающего пространства, что еще более
ускоряет реакцию окисления.
При наличии свободного кислорода в рабочей камере и индивидуальном
движении каждой частицы в газовой среде окисление происходит
практически до конца.
Впервые опыты по обжигу цинковых концентратов во взвешенном
состоянии были проведены Ч. Фультоном и Д. Ридом в 1920 г. Для создания
необходимого теплового режима цинковые флотационные
концентраты, предварительно высушенные и просеянные, вдувались при помощи
нагретого до 800° воздуха в специальную ^камеру. Распыленные концентраты
окислялись во взвешенном состоянии.
Для доведения реакции окисления до конца необходимо, чтобы скорость
вдувания воздуха в камеру сгорания была соразмерна с объемом последней.
Частицы сульфида цинка должны оставаться во взвешенном состоянии
достаточно длительный промежуток времени, чтобы их окисление
заканчивалось до того, как они достигнут пода печи. Быстрый нагрев мельчайших
частиц, попадающих в зону высоких температур, обеспечивает
необходимую скорость обжига. Процесс окисления протекает настолько быстро, что
выделяющегося при этом тепла достаточно, чтобы поддерживать
необходимую для процесса температуру.
При обжиге во взвешенном состоянии по способу Фультона удается
снизить содержание серы в концентрате с 31.4 до 2.2%.
На заводе Трэйл (Канада) для обжига цинковых концентратов во
взвешенном состоянии была переконструирована 8-подовая печь Веджа
диаметром 7.5 м. Для этой цели из печи были удалены пять внутренних подов.
Были оставлены лишь подсушивающий и один верхний под для сушки
концентратов и два нижних пода для доводки огарка и контроля степени обжига.
На месте удаленных внутренних подов образовалась камера, в которой
осуществляется сжигание концентратов в взвешенном состоянии.

386
Часть третья. Металлургия цинка
Высушенные тонкоизмельченные концентраты вдуваются при помощи
специальных форсунок тангенциально в камеру сжигания в верхней ее части.
Благодаря получаемому винтообразному движению газового потока частицы
пылевидных концентратов остаются достаточно времени во взвешенном
состоянии для завершения окислительного процесса. Обожженный продукт
и газы отводятся через отверстия в нижней части печи. Два нижних пода
печи предназначены: верхний для дополнительного удаления части серы,
нижний для сульфатизации готового продукта.
При обжиге цинковых концентратов во взвешенном состоянии сушка,
окисление и сульфатизация производятся в одном агрегате.
Особенностью процесса обжига во взвешенном состоянии является унос
отходящими газами в виде пыли до 40% веса концентратов и необходимость
в связи с этим мощных пылеуловительных установок.
Обжиг цинковых концентратов во взвешенном состоянии не только
происходит без подогрева извне, но даже является источником тепла для
получения пара.
На фиг. 173 приведена печь Веджа, модифицированная для обжига
цинковых концентратов во взвешенном состоянии.
Способ работы при обжиге
концентратов во взвешенном
состоянии. Влажные концентраты
транспортером доставляются в бункер
печи емкостью 25 т. При помощи
ленточного питателя концентраты
поступают на верхний
подсушивающий под печи. В отличие от печи
стандартного типа подсушивающий
под делается закрытым. Сушка
концентратов производится
горячими обжиговыми газами, которые
по специальному газоходу
поступают из печного пространства в
камеру верхнего подсушивающего
пода. В процессе сушки влажные
концентраты перемешиваются π
перегребаются от периферии к
центру, где через отверстия в своде
проваливаются на нижележащий
под. Температура на первом поду
поддерживается в пределах 120—
175°. Сушка на втором подупроисг
ходит за счет нагрева свода,
расположенного непосредственно над
камерой сжигания, а также горячими обжиговыми газами, поступающими
из печи через щелевидное кольцевое отверстие« Температура на втором
подсушивающем поду поддерживается в пределах 230—260°. На втором
поду концентраты перемешиваются и перегребаются от центра к
периферии, к выпускному отверстию, связанному трубой с шаровой мельницей.
В шаровой мельнице комки, образовавшиеся при сушке, измельчаются.
Сухие измельченные концентраты, нагретые до 100°, при помощи
ковшевого элеватора и шнеков транспортируются непрерывно в бункер емкостью
25 т.
Газы из сушильных подов отсасываются эксгаустером и направляются
обратно в печь в камеру сжигания. Подобная циркуляция части обжиговых
Фиг. 173. Печь для обжига цинковых
концентратов во взвешенном состоянии
с отводом газов внизу нечи

Глава HI. Обжиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 387
газов дает возможность регулировать температуру в печном пространстве
В том случае, когда влажность концентратов высока, газы после первого
сушильного пода не возвращаются обратно в камеру сжигания, а
направляются в циклон или прямо в атмосферу.
Высушенные тонкоизмельченные концентраты при помощи питателей
направляются из центрального бункера к двум форсункам, расположенным
с противоположных сторон шахты печи под сводом нижнего
подсушивающего свода. Распыление концентратов осуществляется воздухом,
подаваемым от воздуходувки, а также газами, направляемыми к форсункам из
подсушивающих подов. В зависимости от теплового режима, устанавливаемого
в печи, воздух для распыления подается холодным либо предварительно
нагревается.
Воспламенение концентрата начинается почти у самого сопла форсунки.
В камере сжигания поддерживается температура 900—950°.
Благодаря турбулентности движения 60% обожженного концентрата
остается в печи и садится на под; 40% выносится в виде пыли вместе с
обжиговыми газами и улавливается в циклонах и котреле. В результате обжига
пылевидного концентрата во взвешенном состоянии количество остающейся
в огарке сульфидной серы составляет 0.5%, а сульфатной —0.4%.
Осевшая на нижнем поду часть обожженного концентрата гребками
передвигается к центру печи и через щелевидные отверстия проваливается
вниз на второй под. На этом поду концентраты перегребаются от центра
к периферии, где расположены выпускные отверстия.
В результате дополнительного перегребания на нижних двух подах
содержание сульфидной серы в огарке снижается до 0.3%. Для повышения
содержания сульфатной серы огарок подвергается действию тока газов
с высокой концентрацией S02. Для этой цели огарок направляется на
третий нижний под. Туда же поступают по специальному газоходу сернистые
газы из камеры сжигания. Температура на сульфатизирующем поду
поддерживается в пределах 485°. При непрерывном перемешивании и перегре-
бании материала происходит сульфатизация последнего. В выгружаемом
огарке содержание сульфатной серы повышается с 0.4 до 4%.
Обжиговые газы отводятся из печи через отверстие в шахте,
расположенное на уровне второго нижнего пода. Газы содержат 9% S02 и несут
пыль в количестве от 30 до 40% веса концентратов. Тепло отходящих газов
частично используется для подогрева воздуха, вдуваемого в печь,
частично под паровыми котлами. Температура отходящих из печи газов
составляет 815°. После котлов температура газов снижается до 260—315°.
После выхода из-под котлов газы проходят через циклоны, где
осаждается 85—90% содержащейся в них пыли.
В осевшей в циклонах пыли содержится 0.7 сульфидной и 3.5%
сульфатной серы. Газы после циклонов, с температурой в 300°, содержат в
виде пыли около 4% веса исходных концентратов. Для очистки газов при·»
меняются котрели, в которых улавливается 95 % пыли. Общий
коэффициент пылеулавливания достигает 99.5%, так что газы, поступающие на
сернокислотное производство, практически не содержат пыли. В котрель-
ной пыли содержится 0.3 сульфидной и 7.5% сульфатной серы.
Обжиг во взвешенном состоянии отвечает требованиям
гидрометаллургии, когда часть серы необходимо оставлять в огарке в виде сульфата.
В табл. 134 приведены данные о составе продуктов обжига во
взвешенном состоянии.
Средняя растворимость цинка из обожженного во взвешенном состоянии
концентрата выше, чем при обжиге на подах печи Веджа. Объясняется это,
главным образом, меньшим образованием ферритов цинка вследствие не-

388
Часть третья. Металлургия цинка
Таблица 134
Состав продуктов оэжига цинковых концентратов во взвешенном состоянии
Единица
.
измерения
%
%
% '
/о
%
%
°/
μ
Огарок
из печи
60.1
13.7
2.3
0.8
0.5
86.7
57
60—1
Пыль из
циклонов
54.3
11.5
5.3
4.0
3.0
88.5
38
20—5
Котрель-
ная пыль
42.2
10.2
9.8
7.8
7.5
€0.5
5
6—1
Средний
состар
обожженного
концентрата
57.3
12.8
3.7
2.3
1.7
87.5
100
—
значительной продолжительности соприкосновения образующихся при
обжиге структурно свободных частиц окислов железа и цинка. Разрушению
ферритов способствует также высокая концентрация сернистого ангидрида
в газах, в особенности на нижнем «сульфатизирующем» поду.
Пыль из циклонов и котрелей направляется непосредственно на
выщелачивание. Хотя пыли получается около 40% веса концентратов, ее
транспортирование облегчается тем, что она не нуждается в
дополнительном обжиге, как это имеет место с пылью печей Веджа.
При обжиге концентратов во взвешенном состоянии
производительность печи резко возрастает. На 7-подовой печи обжигают 30—40 τ
концентратов в сутки. При обжиге во взвешенном состоянии
производительность модифицированной печи увеличивается до 110 т, а при
применении воздуха, обогащенного кислородом, достигает 190—200 τ
концентратов в сутки.
Печь для обжига цинковых концентратов во взвешенном состоянии на
заводе в Шопешщы (Польша). На заводе в IПопеницы отвод газов в
отличие от конструкции печи на заводе Трэйл осуществляется сверху, через
отверстие в верхнем своде модифицированной для этой цели печи Веджа.
У последней оставлены только два нижних пода, снабженных
перегребающими устройствами. Над верхним сводом печи смонтирована труба
высотой 15 м с внутренним диаметром внизу 2482 мм и вверху 3000 мм. Труба
является таким образом как бы продолжением шахты обжиговой печи
(фиг. 174). В верхней части труба кессонирована и охлаждается воздухом.
Последний в нагретом до 80° состоянии направляется в печь для окисления
сульфидов.
Подача цинковых концентратов к печи производится пневматически
посредством горячих обжиговых газов, забираемых в необходимом
количестве из печи. При транспортировании происходит подсушка концентратов.
Газы возвращаются обратно в систему. Мелкий сухой концентрат поступает
в бункер емкостью 150 т, расположенный над печью. Из бункера
концентраты просыпаются к форсункам, при помощи которых воздухом давлением
около 2 ат вдуваются в печь. Обжиговые газы, несущие частицы
обжигаемого материала, проходят через трубу и поступают в два циклона, где
улавливается грубая пыль, которая самотеком возвращается в обжиговую
лечь. После циклонов газы проходят через электрофильтры, в которых
двигаются со скоростью 0.5 м/сек. При этом улавливается до 98% пыли.
Унос пыли в котрель составляет 12°/0 веса концентратов.
Температура в печи устанавливается в 1000°, в верхней части трубы —
Ζη
Fe
Pb
S(o6n;.)
SSOs
Растворимый цинк
Выход продукта (от веса
концентрата)
Размеры частиц

Глава III. Обоюиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 389
700°. Производительность печи достигает 120—150 τ в сутки концентратов,
В огарке остается 0.3—1.5% сульфидной и 0.5% сульфатной серы. Расход
воздуха на вдувание
концентратов составляет 60 м3/мин.,
расход электроэнергии — 60 квт-ч
на 1 τ концентратов.
б) Обжиг е селитрой К Обжиг
намертво с прибавлением
селитры заключается в том, что
предварительно обожженная
руда, нагретая до 700—900°,
обрызгивается водным
раствором натриевой селитры.
Последняя при нагревании
разлагается по уравнению 2NaN03-*-
->2NaN024-02. При
взаимодействии паров воды, вводимой
вместе с раствором селитры, и суль-
фатов,имеющихся в обожженной
руде, получается серная
кислота, реагирующая с селитрой.
При этом образуется ΗΝ02, ко-
тораяв свою очередь разлагается
по уравнению 3HN02=HN03-f-
4-2NO-f-H20. В присутствии
кислорода воздуха NO
окисляется в N02; последний является
интенсивным окислителем для
сульфидов. В то же время HNOs
окисляет SO 2 в S03.
Образующаяся азотная кислота в
конечном счете разлагается
полностью.
Сульфиды металлов при
этом окисляются за счет
кислорода, получаемого при
диссоциации селитры. Обжиговые газы
получаются с высоким
содержанием S03, что удешевляет по-
Фиг. 174. Печь для обжига цинковых
концентратов во взвешенном состоянии с отводом
газов через верхний свод печи
следующее получение из них
серной кислоты. Опыты
показали, что 40—50% газов
получаются в виде SO 3.
В зависимости от физических
свойств концентратов расход
селитры колеблется от 0.7 до 1.5% веса руды. Расход топлива составляет 8%
веса концентрата. Для обжига намертво с применением селитры могут
быть использованы многоподовые печи с механическим перегребанием.
Раствор селитры вбрызгивается на нижний под печи.
в) Применение воздуха2, обогащенного кислородом. Применение для
обжига концентратов обогащенного кислородом воздуха имеет следующие
1 Р. С as pari. Met. u. Erz., 16, 377, 1927.
2 Η. Д и е в и Ю. К а р я к и н. Жури, прикл. хим. 12, 5, 1939 г.

393
Часть третья. Металлургия цинка
преимущества: 1) скорость обжига, а следовательно, и производительность
лечи увеличивается; 2) потеря тепла с отходящими газами вследствие
уменьшения их количества понижается; 3) содержание S02 в газах
увеличивается.
Опыты показали, что при повышении содержания кислорода в воздухе
воспламенение сульфида цинка начинается при более низкой температуре.
Ускорение обжига происходит при увеличении содержания кислорода
в воздухе до 50%. Дальнейшее повышение концентрации кислорода не
вызывает соответствующего ускорения процесса. Повышение концентрации
02 в газах способствует образованию сульфатов цинка.
г) Действие паров воды и серной кислоты на обжиг цинковых
концентратов. А. Вольский и Р. Аграчева установили, что присутствие паров
воды или серной кислоты в газах ускоряет процесс окисления цинковых
концентратов. Опыты показали, что в присутствии паров воды или серной
кислоты скорость окисления сульфидных цинковых концентратов при 600°
равна скорости окисления при 700° в атмосфере только кислорода воздуха.
Весьма заметно действие паров воды при 700°, причем сульфид цинка
переходит в основном в окись. При одинаковых, условиях ведения обжига
при 700° в атмосфере одного кислорода воздуха окисляется 55% цинка,
а в присутствии паров воды —86%. Действие паров серной кислоты при
температуре 700° слабее, чем паров воды. При обжиге в присутствии
серной кислоты цинк переходит в основном в сернокислое соединение.
Ферритов цинка при наличии паров воды или серной кислоты образуется
меньше, чем при обычном обжиге.
Количество паров воды должно составлять около 10% веса концентрата.
§ 7. Основные размеры и технические показатели работы
многоподовых печей
Для обжига цинковых концентратов в металлургии цинка находят
применение преимущественно печи системы Веджа.
В табл. 135 приведена характеристика обжиговых печей цинкоэлектро-
литных заводов. Как видно изданных таблицы, средняя производительность
7-подовой печи составляет 30—35 τ концентратов в сутки.
Повышенная производительность обжиговых печей на заводах Келлог
и Магдебург объясняется более высокими температурами обжига.
Последующее выщелачивание цинка из огарка концентрированными растворами
серной кислоты на заводе Келлог позволяет форсировать обжиг. Усиленное
■ферритообразование не оказывает влияния при этом способе на общее
извлечение цинка при выщелачивании.
Высокая производительность печей Гумбольдта, достигающая 64 τ
в сутки, объясняется составом концентратов: малым содержанием в них
'железа (3%) и большим цинка (60—62%). Обжиг подобных концентратов
ведется форсированно при повышенной температуре и интенсивном перс-
гребании.
Обжиг в механических многоподовых печах сопровождается
значительным пылеобразованием; количество пыли колеблется от 7.5 до 18% веса
концентратов. Комков при обжиге получается 7.5—12.0% веса
концентратов.
В табл. 136 приведены основные размеры и технические показатели
работы обжиговых печей с механическим перегребаиием на дестилляционных
заводах.
Производительность обжиговых печей на цинкодестилляционных
заводах зависит от степени обжига. При оставлении 4% серы в огарке

Таблица 135
Многоподввые обжиговые печи с механическим перегребанием и технические
показатели их работы на пинвѳэдектрѳлитных заводах
Наименование
Тип гіечп . . .
Число подов . .
Расстояние
между сводами . .
Диаметр печи .
Высота печи . .
Общая площадь
подов ....
Диаметр вала
(внешний) . .
Скорость
вращения вала .
Расход воздуха
на охлаждение
Давление
воздуха
Расход
условного топлива
(от веса
огарка)
Про изводит е ль-
ность печи по
сырым
концентратам ....
Удельная
производительность
по сырым
концентратам
в сутки . . .
Выжигается серы
в сутки . . .
Получается пыли
(от веса
концентратов) . .
Получается
комков (от веса
концентратов)
Состав сырого
концентрата:
2п
РЬ
Си
Ре
S
Содержание
серы в огарке:
Ss
Sso3
Содержание
цинка в огарке:
2п(общ.) . .
Zn(H2S04) . .
Ζη(Η20) . - -
1 На завод Рис;
концентраты, соде

Единица
измерения
—
шт.
мм
Μ
Μ
Μ2
MM
об/мпн.
ms/miih.
мм вод.
ст.
О'
/О
т/сутки
кг/м2
кг/μ2
/о
/о
о/
/О
%
%
°/
/О
/о
%
%■
%
0/
/0
%
Заводы
«Элентро-
цинк»
Г
7
—
7.6
—
230
—
0.5
100
■ —
2.0
31
130
35
—
—
48
4-5
1.5—2.0
10.14
32
1.1
3.2
54.5
—
■—
(он поступают преі
ршащие 1.3% Ss.

Челябинск
Г
7
560
7.С
11.2
230
—
0.35
100
—
4.5
28—33
130
35
7.5
7.5
45.2
4—5
1.5—2.0
10.14
32
1.07
3.3
50.2
—
—
Ист
Сен-
Луис
Веджа
7
7.6
220
_
—
—
35.0
160
46
—
—
55
2
8
31
0.5
1.0
—
—
—
Келлог
Веджа
7
7.6
220
.
—
—
40—45
227
65
14
—
50·. 6
3.3
0.2
9.4
' 31
0.5
2.6
—
—
—
іварательно обожженные ι
Фліш-
Флон
Веджа
η
J
400
7.5
8.7
280
0.3
—
Без
подогрева
—
18
12
—
—
—
—
—
0.4
3.4
51.8
42.9
5.3
за сернопи

Магдебург

Гумбольдта
•
7.6
248
2 000
0.5—1.0
175
Го-
барт
Рис-
Дон
300
1.5
64
258
80
13
7.0
60—62
1
0.05
3
32—33
0.3
1.0
72—73
—
—
—
—
85*
-^,
—
4.3
,
_—
слотном заводе

392
Часть третья. Металлургия цинка
Наименование
Выход огарка (от
веса
концентрата) ....
Растворимого
цинка (от
содержания его
в огарке) . .
S02 в газах . .
Температура
обжига
Длительность
обжига . . .

Единица иэме-
%
%
%
°С
часы

«Электроцинк»
—
87
4.5
—
—

Челябинск
81
85.8
3.5
650—750
6
Ист
Сен-
Луис
—
—
-»-
—
—
Таблица 1S5
Заводы
Келлог
—
—
—
800—900
—·
Флин-
Флон
91
82.9
—
—
—
(окончание)

Магдебург
—
—
6.0
800—900
5—10
Го-
барт
Рис-
дон
97.4
—
0.75
—
—
Таблица 136
Обжиговые печи с механиче ским перегребавшем и технические показателя их
работы на дестилляционных заводах
Заводы
Тип печи
«Элентро-
цпнк»
Спирле

Константиновна

Гересгофа
Белово
Веджа

Бельгийский'
Спирле
Ист Сент-
Луис
Николс-
Гересгоф-
Число подов
Диаметр печи (м)
Общая площадь подов (м2) . . .
Скорость вращения (об/мин.) . .
Расход топлива (% от концентрата)
Производительность (по
концентрату):
печь в сутки (т) . ,
1 м2 пода в сутки (кг)
Содержание серы:
в концентрате (%)
в огарке (%)
Окисляется серы, кг/м2 в сутки . . .
S02 в обжиговых газах (%) ....
Максимальная температура обжига
Получается пыли (% от
концентрата)
4
4.5
57
3.0
10
31—32
3—3.5
25
6—7
950
5
8+1
6.4
200
25
125
31.0
4.0
34 ·
850
7+1
7.6
200
3.5
50
236
31.0
13.0
43
3.3
S30
3-4
6
7.0
180
20
110
30.0
1.6
32
6—7
12
6.55
390
45
130
31
4
35
6.0
производительность 8-подовой печи Гересгофа составляет 25 т
концентратов в сутки. При оставлении в полуобожженном продукте 13% серы
производительность печи Веджа с почти одинаковой площадью подов
достигает 50 т. Увеличение количества подов с 8 до 12 позволило
повысить производительность печи Гересгофа с 25 до 45 τ концентратов в
сутки.
Заслуживает внимания работа 6-подовой печи Спирле, суточная произ-

Глава III. Обжиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 39S
Таблица 137
Состав обожженных концентратов для целей гидрометаллургии (%)
Компоненты
Анаконда Трэйл
Zn . . . .
Zn(H2S04)
S(o6n?.) . ·
Sso3 . . .
Ss - . . .
Cu . . . .
Pb . . . .
Fe . . . .
Mn. . . .
As ... .
Sb . . . .
Co ... .
Ni . . . .
A1203 . .
Cd . . . .
CaO . . .
Ag(r/T) .
Аи(г/т) .
CI ... .
59.8
94.3
2.9
2.7
a. 2
0.52
3.70
7.1
0.39
0.12
0.045
0.001
0.001
0.83
0.21
0.32
394.3
1.1
59.8
95.1
2.6
2.2
0.4
0.53
4.3
5.1
0.35
0.113
0.045
O.001
0.001
0.80
• 0.13
0.35
728
1.0
47.8
97.4
0.7
4.4
18.6
ФЛIШ-
Флон
51.8
3.8
16.5
Рисдон
59.1
2.02
1.19
0.83
1.65
0.003
Таблица 138
Химический и рациональный состав полувбожженноге концентрата для цепей
пирометаллургии (%)
-^^^^ Химич·
Рацион. ^^~~-^
ZnO .
ZnS04
ZnS . .
PbO . .
PbS04 .
СаО .
CaS04
MgO .
MgS04
Fe203 .
Fe304 .
Cu20 .
SiO, .
CdO. .
Всего . .
В пересчете
га
10
0D/<
Zn
39.35
0.35
12.30
52.0
59.4
Pb
1.25
1.25
2.5
2.85
Cu
1.5
1.5
1.7
Cd
0.4
0.45
Fe
3.0
6.0
6.85
?s
6.02
6.02
6.87
SS03
0.17
0.2
0.17
0.32
CaO
0.3
0.860.6
0.98
0.68
MgO
0.4
0.4
0.8
0.91
SiO.
3.0
3.0
Э.43
o2
9.63
0.34
0.1
0.39
0.26
0.47
1.29
0.19
0.06
13. £8
15.88
Всего
48.98
0.86
18.32
1.35
1.84
0.3
0.73
0.40
1.19
4.29
4.15
1.69
3.0
0.46
87.50
100
В
пересчете
на
ЮО'/о
55.94
0.ί8
20. ί3
1.54
2.10
0.34
0.83
0.45
1.36
4.?0
4.74
1.93
3.43
0.53
—
100

394
Часть третья. Металлургия цинка
водительность которой составляет 20 τ концентратов при получении огарка
с 1 % S. Концентрация S02 в газах печи Спирле достигает 6—7%.
В табл. 137 приведены анализы обожженных концентратов для целей
гидрометаллургии. Как видно из анализов огарка заводов Грейт-Фоллс
и Анаконда, из общего количества остающейся серы в 2.6—2.9% на долю
сульфидной серы приходится всего 0.2—0.4%.
В табл. 138 приведен состав полуобожженного цинкового концентрата,
направляемого на окончательный обжиг со спеканием на агломерационные
машины.
Как видно из анализа, после предварительного обжига в концентратах
осталось 20% сульфида цинка. Это количество сульфида цинка позволяет
вести агломерирующий обжиг без добавки углеродистого горючего.
Глава IV
АГЛОМЕРИРУЮЩИЙ ОБЖИГ СУЛЬФИДНЫХ ЦИНКОВЫХ
КОНЦЕНТРАТОВ
Обжиг с агломерацией цинковых сульфидных концентратов имеет
целью:
1) максимально удалить серу из обжигаемого концентрата;
2) придать обожженному материалу пористую зернистую структуру;
3) сделать концентрат более плотным для лучшего использования
объема реторты.
§ 1. Способы агломерирующего обжига цинковых концентратов
Обжиг со спеканием цинковых концентратов производится несколькими
способами. Каждый из способов отличается методом подготовки шихты.
Дело в том, что обжиг цинковых концентратов на спекательных машинах
в один прием неосуществим на практике. Вследствие значительного
выделения тепла обжигаемый продукт спекается до того, как заканчивается
реакция окисления сульфидов. Поэтому для агломерирующего обжига
необходимо предварительно снизить содержание серы в шихте до известных
пределов. Так, при способах Ригга и Вией-Монтань цинковые концентраты
подвергаются предварительному обжигу в многоподовых печах с
механическим перѳгребанием, после чего поступают на окончательный обжиг на
агломерационную машину. По способу РобсокГа обжигу со спеканием
подвергаются непосредственно сырые концентраты. Для снижения содержания
■серы в шихте к концентратам прибавляется большое количество
оборотного измельченного агломерированного продукта. Таким образом, способы
Ригга и Вией-Монтань можно отнести к двухступенчатому обжигу, а способ
Робсона — к одноступенчатому.
а) Способ Ригга. Первые опыты по обжигу со спеканием цинковых
сульфидных концентратов были проведены в 1918 г. Г. Риггом1 (Rigg) на заводе
Брокен-Хилл в Порт-Пири. Ригг установил, что при обжиге цинковых
сульфидных концентратов в печах наиболее легко удаляются 65—75% серы.
Удаление остаточной серы требует длительного времени и большого расхода
горючего. Для удаления оставшейся серы и уменьшения расхода топлива
1 Міп. Mag.. XVIII, 285, 1918.

Глава IV. Агломерирующий обжив сульфидных цинковых концентратов 395
Г. Ригг применил обжиг с дутьем аналогично процессу агломерирующего
обжига сульфидных свинцовых концентратов.
Способ Г. Ригга состоит в том, что концентрат, предварительно
обожженный до содержания 8—10% сульфидной серы в печах с механическим пере-
гребанием, смачивается до 10—12% влаги и подвергается окончательному
обжигу со спеканием. При горении оставшихся сульфидов выделяется
достаточно тепла, чтобы без прибавления горючего в шихту (не считая расхода
топлива в зажигательной печи) получить хорошо обожженный, слегка
спекшийся пористый продукт. Этот способ имеет то преимущество, что процесс
обжига намертво ускоряется. Дожигание оставшихся 8—10% серы в
концентрате на нижних подах многоподовой печи протекает медленно и связано
с расходом значительного количества горючего. Обжиг с агломерацией
устраняет этот недочет.
Трудность способа Г. Ригга заключается в том, что газопроницаемость
предварительно обожженного концентрата мала. Значительное
сопротивление, оказываемое шихтой, вызывает необходимость в установке мощных
эксгаустеров, что связано с большим расходом энергии. Унос пыли при
этом увеличивается. Производительность машины для спекания
сравнительно невысока.
Чтобы уменьшить сопротивление прохождению воздуха и газов, к
предварительно обожженному концентрату примешивают некоторое количество
оборотного агломерата с таким расчетом, чтобы среднее содержание
сульфидной серы в шихте не превышало 8—10%. При недостаточном
для процесса содержании серы в шихте целесообразно прибавлять к ней
сырой концентрат, который облегчает воспламенение и дает необходимое
для процесса тепло. Примерный состав шихты следующий: 75%
обожженного до 6—7% S (общей) продукта; 10% сырого концентрата;
5% оборотной пыли из газоходов и 10% измельченного агломерата. Для
уменьшения пылеобразования и проваливания мелкого материала через
решетку спекательной машины концентраты иногда смешивают с 1—2%
глины. При смачивании шихты глина служит цементирующим веществом.
б) Способ завода Оверпельт (Бельгия). Учитывая малую
газопроницаемость предварительно обожженного флотационного
концентрата, на заводе Оверпельт выработали способ, при котором на
агломерацию поступают концентраты, обладающие более подходящими
физическими свойствами. Как и при способе Ригга, концентраты обжигаются
в печах с механическим перегребанием до 6—8%, сульфидной серы. Огарок
увлажняется раствором серной кислоты или сульфата железа или смесью
обоих веществ. Растворы служат цементирующим материалом. Реагенты
прибавляют в количестве 1—2% веса шихты. Полученная масса
переминается и пропускается через макаронный пресс с диаметром отверстий в 4 мм.
Полученная таким образом «вермишель» сушится, дробится и затем
загружается на решетку спекательной машины слоем до 500 мм толщиной. После
агломерирующего обжига получается слегка спекшаяся масса пористого
строения, в которой содержание серы меньше 0.5%.
Положительная сторона способа Оверпельт заключается в большей
производительности спекательной машины и меньшем расходе энергии на 1 τ
агломерата благодаря более высокой газопроницаемости шихты. Пыле-
образование при этом способе незначительно. Потери цинка составляют
0.1—0.3%. Агломерат получается пористым, газопроницаемым. Он легко
восстанавливается и более плотен, чем обожженный на порошок цинковый
концентрат.
в) Способ Нувель-Монтань. По этому способу в качестве
связующего вещества применяется раствор сульфата цинка. Послед-

396 . . Часть третья. Металлургия цинка
ний может.получаться на цинковых дестилляционных заводах при
обработке растворами серной кислоты отходов производства и пыли обжиговых
печей.
Соответственным образом приготовленная шихта, как и при способе
Овердельт, пропускается через макаронный пресс, после чего направляется
на агломерирующий обжиг. Сульфат цинка при нагревании в процессе
обжига разлагается по реакции
ZnS04-»ZnO + SOa + V*Oa — Q кал.
Реакция — эндотермическая. Для компенсации тепла, расходуемого на
термическую диссоциацию ZnS04, необходимо иметь больше горючего в
обжигаемом материале. Это дает возможность оставлять большее
количество сульфидной серы в предварительно обожженном концентрате.
Выделение атомарного кислорода при разложении сульфата способствует
окислению сульфидов. Концентрация S02 в газах увеличивается.
В табл. І39 приведены сравнительные результаты агломерирующего
обжига с сульфатом цинка и без прибавления последнего.
Таблица 139
Сравнительные результаты агломерирующего обжига
I С
прибавлением
ZnS04
Состав смеси
ZnS04, кг
Обожженной руды (S=1.6%), кг
Сырой руды (S=32%), кг
Воды, кг
Содержание серы в шихте, %
Содержание цинка в шихте, %
Результаты
Длительность обжига, мин
Максимальное содержание S02 в газах, %
Содержание серы в агломерате, % . . . .
Как видно из приведенных данных, содержание серы в агломерате при
работе по способу Нувель-Монтань может быть снижено с 15.79 до 0.8%.
Агломерат получается хрупким и легко измельчается1.
г) Способ Вйей-Монтань. По этому способу цинковые концентраты
обжигаются в печах с механическим перегребанием до 3—4% общей серы. К
полученному огарку примешивается 4—5 % мелко измельченного угля или
коксовой мелочи. После увлажнения до 10% Н20 шихта поступает на
агломерацию. Уголь разрыхляет шихту и вместе с влагой увеличивает
газопроницаемость спекаемого материала. Горение углерода дает необходимое для
процесса тепло. Оставшиеся сульфиды благодаря развивающейся от
горения углерода высокой температуре окисляются. Сульфаты свинца,
кальция и бария частично разлагаются кремнеземом с образованием
силикатов. Получаемый продукт обладает высокой пористостью и легко
измельчается. Содержание серы в агломерате составляет нередко менее 0.5%.
Без
прибавления
ZnS04
8.8
10.8
8.4
1.7
15.79
53.48
60
6.7
0.82
10.0
8.6
2.2
15. 9
57.S8
105
4.6
4.6
1 Ε. Prost. Complement*, 1931, стр. 76.

Глава IV. Агломерирующий обжиг сульфидных цинковых концентратов 397
Все описанные выше способы двухступенчатого обжига дают
возможность форсированно вести предварительный обжиг с получением газов
•с высокой концентрацией S02. При способе Ригга предварительный обжиг
можно вести практически без подогрева. Вторая стадия процесса, при
которой осуществляется «сверхобжиг», проводится на агломерационных
машинах. Однако применение двух различных видов аппаратуры —
обжиговых печей и спекательных машин —■ представляет некоторое неудобство.
д) Способ Робсона1. Этот способ разрешает проблему одноступенчатого
обжига цинковых концентратов на агломерационных машинах.
Агломерирующему обжигу подвергается смесь из сырых сульфидных
концентратов и измельченного до 3—5 мм готового агломерата. На одну часть
•сырой руды берется 4—5 частей агломерата. Содержание серы в шихте
доводится до 5—6%. При тщательном перемешивании шихты
флотационный цинковый концентрат тонким слоем прилипает к шероховатой
поверхности зерен агломерата. Получаемая однородная смесь,
содержащая 75—80% измельченного агломерата, весьма пориста и
обладает значительной газопроницаемостью. Большая поверхность окисления,
которую представляет цинковый концентрат, тонким слоем покрывающий
отдельные зерна агломерата, позволяет вести обжиг при небольшом
избытке воздуха. Обжиг протекает быстро и нацело. В готовом агломерате
остается 0.14—0.5% серы. Вследствие быстрого протекания реакций и
небольшого избытка воздуха, выделяемого количества тепла достаточно для
спекания шихты. Обжиг фактически заканчивается через 15—20 мин. Около
90% всей серы окисляется и уходит с газами, содержащими в среднем 5%
S02. Температура отходящих газов 120—200°. 10% серы переходит в бедные
газы, содержащие до 1 % S02. Оборачивание бедных S02-ra30B дает
возможность повысить извлечение серы в сернистые газы. Так как бедные газы
состоят в основном из воздуха, не приходится при этом опасаться, что
недостаточное содержание кислорода нарушит процесс обжига.
При тщательном смешении и увлажнении шихты устраняется
возможность скопления концентратов и местных перегревов, которые ведут к
преждевременному спеканию или оплавлению материала. Получаемый
агломерат после обжига представляет однообразную зернистую пористую массу
без прослоек расплавленного материала. Агломерат легко измельчается.
Температура обжига по способу Робсона колеблется в пределах 700—
■'800°. Сульфатообразование при работе по этому способу незначительно,
так как S02 быстро выводится из процесса.
Недостатком одноступенчатого обжига с агломерацией является
оборачивание 75—80% готового продукта и задалживание полезной
мощности аппаратуры оборотным материалом. Однако практика показала,
что скорость процесса настолько велика, что удельная производительность
аппарата остается большой. Скорость движения ленты колеблется от 0.6
до 1.5 м/мин при высоте слоя шихты 12—14 см. Особенностью способа
Робсона является низкая депрессия в камерах, не превышающая 250 мм водя
ного столба.
ѳ) Агломерирующий обжиг с отгоном свинца и кадмия. На
■спекательных машинах возможен агломерирующий обжиг цинковых
концентратов с одновременным отгоном свинца и кадмия в виде хлористых
•соединений. Для этой цели к шихте, направляемой на агломерацию,
прибавляется некоторое количество хлористого натрия или других хлоридов
щелочных или щелочноземельных металлов. В процессе агломерации
•сульфиды или окислы свинца и кадмия реагируют с хлоридами с образова-
1 Met. u. Erz, N° 4,1933;, № 1. Ί934.

398
Часть третья. Металлургия цинка
нием летучих хлористых соединений. Для улавливания последних после
агломерационных машин устанавливаются мокрые пылеуловители
(скрубберы).
Как показала практика, таким путем можно удалить из концентратов
до 80% имеющихся в них свинца и кадмия.
§ 2. Аппаратурное оформление и практика агломерирующего обжига
сульфидных цинковых концентратов
Аппаратурное оформление π практика агломерирующего обжига
сульфидных цинковых концентратов в основном сходны с аналогичным
процессом в металлургии свинца. Для процесса агломерации находят применение
круглые и ленточные спекательные машины.
В отличие от свинцового производства сернистые газы при обжиге и аг-
гломерации цинковых концентратов используются для производства
серной кислоты. Содержание в газах S02 должно быть по возможности больше.
Получение сернистых газов с высоким содержанием S02 возможно при
максимальной герметизации аппаратуры и уменьшении засосов воздуха через
неплотности. С этой точки зрения круглая машина имеет некоторое
преимущество перед ленточной машиной. В круглой машине воздух может
лопасть в камеры разрежения лишь через решетку, пройдя сквозь
шихту, между тем как в ленточной машине в местах скольжения паллет
по верхним направляющим всегда возможны засосы воздуха через
неплотности. Специальными приспособлениями возможно также в ленточных
машинах (Обеспечить необходимую герметичность и получить газы с
высоким содержанием S02. Повышение S02 в газах осуществляется также
оборачиванием бедных газов при фракционном их отборе с помощью
отдельных эксгаустеров.
Другой отличительной особенностью является измельчение и
классификация агломерированного материала. Готовый агломерат измельчается
на рифленых валках и классифицируется на три фракции:<1 мм;>1
и <; 5 мм;>5 мм.
Фракция <1 мм возвращается обратно на агломерацию в смеси со
свежим материалом. Фракция > 5 мм служит постелью. Фракция > 1 и <5 мм
является продукционной. Для рассева измельченного агломерата находят·
применение вибрационные сита.
Термические условия процесса агломерации цинковых концентратов,
несколько отличаются от аналогичного процесса в металлургии свинца.
При агломерирующем обжиге свинцовых концентратов вследствие
образования легкоплавких компонентов в виде сложных соединений свинца
температурный режим процесса ограничивается 700 — 800°. При
обжиге цинковых концентратов как исходный сульфид, так и
образующаяся окись цинка являются весьма тугоплавкими веществами. Высокими
температурами плавления обладают также ферриты и силикаты цинка.
Спекание частиц происходит главным образом за счет образования сложных
силикатов железа, свинца и цинка, которые также обладают достаточно
высокими температурами плавления и размягчения. Вследствие
тугоплавкости цементирующих соединений агломерация цинковых концентратов
может вестись форсированно, при повышенных температурах, в пределах
1000° и выше.
Чем выше содержание цинка в концентрате и менее в нем железа и в
особенности свинца, тем интенсивнее может быть процесс.

Τ аблица 140
Агломерационные машввы для спекания цинковых концентратов и технические показатели их работы
Единица
измерения
Завод
Белово
Бартлеовиль
Ист Сен-
Луис
Свансп
Магдебург
Берцелиус
Тип машины
Круглая I Ленточная I Ленточная | Ленточная | Круглая
Круглая
Размеры машины: диаметр; длина χ ширину
Площадь решеток
Способ спекания
Скорость вращения машины
Содержится в шихте:
серы сульфидной
коксика
влаги
Остается серы в агломерате
Толщина слоя шихты
Раврежениѳ в камере
Расход условного топлива на зажигание .
Производительность машины:
агломерата в сутки
с 1 мг в сутки получается агломерата .
выход агломерата от шихты
SOa в газах:
богатых
средних
бедных
Получается пыли (от шихты)
Состав пыли:
Zn
Pb
Cd
S
°/
/о
/о
о/
/О
мм вод. ст.
/о
τ
τ
%
%
ο/
/ο
%
%
%
%
0=&
30
Ригга
1 об/1.5 ч.
7—8
Нет
10
1—1.5
330—350
350—450
1.0
іаО—140
5
79
20—35
35—20
0-4—0-6
6.7 χ 1.07
7.2
Ригга
7—10
Нет
6—10
0.5—1.0
125
1.5—2.0
75
10
1—1.5
1.3
10 χ 1.07
10.7
5. Монтань
3.5—4.0
3.5
0.8
230
0.5
SO
9
4.0
3.0
20—30
30—20
1.6
11.0
21 χ 2.0
42.0
Робсона
5.5—6.0
Нет
0.14—0.5
125—140
100—260
1.8
70
1.5
15
5.2
\ 1.0
3.0
,0=8
18.6
Ригга
10.5
Нет
8—10
1.5
140—220
0.8
65
3.6
6—6.5
3—3.5
0.3
4.0
17
Р"=8
18.6
Ригга
1 об/2 час.
8.0
Ист
10—12
1.0
180—200
200
1.0
100
5.4
4—5
0.2—0.3

■400 Часть третья. Металлургия цинка
§ 3. Основные размеры и технические показатели работы
агломерационных машин но спеканию цинковых концентратов
В табл. 140 приведены основные размеры агломерационных машин
применяемых в цинковом производстве. '
Круглые машины делаются диаметром 8 м. Ленточные спекательные
машины имеют в длину от 6.7 до 21 м при ширине 1.07—2.0 м.
Используемая поверхность решетки составляет для агломерационных ленточных
машин 35%, для круглых 75%. Скорость вращения круглых спекательных
машин составляет 1 оборот в 1.5—2 часа. Скорость движения паллет
ленточной машины колеблется от 250 до 1500 мм/мин.
Производительность ленточных машин при агломерации цинковых
концентратов почти в два раза ниже, чем при обжиге свинцовых
концентратов. Объясняется это более медленным протеканием процесса окисления
сульфида цинка по сравнению с сульфидом свинца, а также меньшим его
насыпным весом. При обжиге концентратов по способу Ригга
производительность ленточной машины составляет 4—6 τ агломерата с 1 м2
площади решетки. При обжиге по способу Робсона производительность
машины снижается до 1.5 т/м2. На некоторых заводах удельная
производительность ленточных машин доходит до 10 т/м2 агломерата в сутки.
Мощность моторов агломерационной машины размерами в 1.0 χ 6.7 м
составляет 60—90 л. с. На движение паллет требуется 3 л. с. Мощность
моторов для эксгаустеров составляет 50—75 л. с.
При агломерации по способу возврата (Робсона) на заводе Сванси
(Англия) длительность процесса составляет 15 —20 мин. Производительность
ленточной машины размерами 2 χ 21 м с 60 паллетами при толщине
•слоя шихты 140мм составляет 420 τ агломерата в сутки. Готового продукта
лри этом получается 70 т. Из всего количества серы около 95% переходит
в газы с 5% SO2, а 5% —в газы, содержащие<1 % S02.
Из всего количества газов 48%, содержат—5% SOai a 52% содержат
<1% S02. Бедные содержанием S02 газы оборачиваются в процессе.
Скорость движения газов 0.5—1.5 м/сек.
Величина зерна оборотного агломерата составляет 1.6—3.2 мм. Постель
из кусочков размерами ~ 10 мм укладывается на решетку слоем толщиной
20—25 мм. Пыли при агломерации цинковых концентратов получается
до 4% веса шихты.

Раздел В
ДИРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСЕИЙ СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ
ЦИНКА
Глава Υ
ВОССТАНОВЛЕНИЕ И ДЕСТИЛЛЯЦИЯ ЦИНКА
§ 1. Общие сведения
Прямое восстановление цинка из его сернистого соединения технически
связано с большими трудностями. Попытки получить металлический цинк
разложением сульфида железом, окислами последнего и углеродом
показали нерентабельность предлагаемых способов в промышленном масштабе.
Основным методом получения цинка пирометаллургическим путем,
получившим широкое применение в промышленности, является
восстановление металла из его окиси углеродом.
Пирометаллургия цинка определяется двумя особенностями, которыми
она резко отличается от огневых способов получения других тяжелых
металлов. Точка кипения металлического цинка составляет 906 °, в то
время как восстановление ΖηΟ интенсивно протекает при температуре
выше 1100°. Поэтому цинк в момент отделения кислорода получается
в парообразном состоянии в отличие от железа, меди и свинца, температура
кипения которых лежит выше температуры восстановления, вследствие
чего эти металлы получаются в жидком состоянии.
В пирометаллургии цинка используется свойство металла выделяться
в парообразном состоянии при восстановлении его из окиси углеродом или
окисью углерода. Вся пустая порода при этом остается в отвальном продукте
в твердом или полужидком состоянии. Выделяемые при восстановлении
лары цинка конденсируются затем в жидкое состояние.
Вследствие сравнительно легкой окисляемости паров цинка кислородом
воздуха, углекислотой и парами воды дестилляция должна проводиться
в восстановительной среде.
Из сказанного делается очевидным невозможность применения в
металлургии цинка обычных шахтных или отражательных печей непрерывного
действия, в которых шихта одновременно нагревается и
восстанавливается при непосредственном соприкосновении частиц руды с горящими газами.
В металлургии цинка эти аппараты заменены муфелями или ретортами,
обогреваемыми извне. Восстановление цинка из его кислородных
соединений протекает при помощи твердого углерода, который примешивается к
обожженной руде. В реторте при этом получается восстановительная
атмосфера, состоящая из окиси углерода.
Газовая смесь, выходящая из реторт, состоит из окиси углерода и паров
цинка. В начале процесса дестилляции газовая смесь содержит
некоторые количества углекислоты, метана и водорода. Метан и водород
получаются из летучих веществ угля, применяемого в качестве восстановителя.
Водород может также образоваться в результате разложения паров воды
раскаленным углеродом. Углекислота можѳг получаться в начале про цесса
26 Металлургия тяжелых цветных металлов

402
Часть третья. Металлургия цинка
от окисления окиси углерода воздухом, попавшим в реторту вместе с
шихтой, или от разложения карбонатов.
Ниже приведен примерный состав газовой смеси, выходящей из реторты
в начале процесса и при интенсивной дестилляции (%):
В начале При ИI"ен-
^м стиллядии
СО» · · 15·56 0-82
со" з8·52 ί,8·0·'»
Η, .'.!·. 41.70 О.П
СН4 4.17 -
N2 Следы Следы
Наличие азота можно объяснить образованием его при разложении
органических веществ, содержащихся в восстановителе, либо проникновением
топочных тазов сквозь стенки реторты.
§ 2. Термохимия процесса восстановления окиси цинка
При восстановлении цинка в реторте протекают следующие реакции:
ZnO + СО = Zn + С02 — 16 760 кал.;
С02 + С = 2СО — 38 880 кал.;
ZnO + С = Zn + СО —'55 640 кал.
Термохимически последнюю реакцию можно выразить следующим
образом: когда 81 кг ZnO (1 кг-моль) реагирует с 12 кг С, в результате чего
получаются 65 кг Zn и 28 кг СО (причем исходные материалы нагреваются
до температуры реакции, а конечные продукты охлаждаются до 0°),
необходимо затратить 55 640 кал.
На практике продукты реакций уходят с температурой примерно в
1300°. Количество тепла, которое газы при этом уносят с собой, составляет:
теплосодержание 28 кг окиси углерода при 1300°:
28x348.8 =9 766 кал.
(где 348.8—теплосодержание 1 кг СО при 1300°)
теплосодержание 65 кг цинка при 1300°:
65x564.2 . =36 680 кал.
Сумма. . . =46 446 кал.
Общий расход тепла на восстановление 1 кг-моль ZnO составляет
55640+46446=102086 кал., что почти в два раза больше теоретически
необходимого.
На подогрев исходных материалов до температуры восстановления
(примерно 1300°) затрачивается:
для 81 кг окиси цинка: 81x190.8 =15 455 кал.
(где 190.8—теплосодержание 1 к:' ZnO при 1300°)
для 12 кг углерода: 12x463.3. =5560 »
(где 463.3—теплосодержание 1 кг С при 1300°)
Сумма . . . =21 015 кал.
Теплоты образования при 1300° составляют:
для ZnO + 111351 кал.,
для СО + 30 205 кал.,

Глава V. Вое становление и дестиллнция цинка
103
Откуда
ZnO -г С = Zn -j- СО - 81146 кал.
Отсюда видно, что для подогрева шихты до температуры восстановления
расходуется примерно 20%, а для самой реакции восстановления
80% общего количества затрачиваемого тепла.
Эти подсчеты относятся к случаю, когда имеют дело с чистыми исходными
продуктами, взятыми в теоретическом соотношении.
В шихте помимо окиси цинка содержатся другие вещества и избыток
восстановителя, которые также необходимо нагревать до соответствующей
температуры. Расход тепла на нагрев шихты поэтому будет тем выше, чем
больше избыток восстановителя и чем больше примесей содержится в руде.
Обожженный цинковый концентрат, загружаемый в реторты дестил-
ляционной печи, имеет весьма сложный состав. В нем могут содержаться
различные соединения свинца, железа и др.
Зола топлива, прибавляемого в качестве восстановителя, также вносит
в реторту некоторое количество пустой породы.
Для понимания химизма и механизма процесса получения цинка при
ретортном способе его производства необходимо проследить за теми
изменениями, которые претерпевают отдельно взятые соединения в процессе
восстановления и дестилляции.
При нагревании реторты извне в первый период дестилляции из шихты
удаляется влага и происходит сухая перегонка угля. Углеводороды и
водород, реагируя с окислами металлов, образуют окись углерода и пары
воды. Окись углерода, в свою очередь реагируя с окислами металлов,
переходит в С02; при этом протекает реакция восстановления окислов
металлов
MeO+CO = Me + COs.
Восстановление окислов металлов может происходить также твердым
углеродом по реакции
МеО + С = Ме + СО.
Однако основным восстановителем можно считать окись углерода, так
как реакции между углеродом и твердыми частицами шихты ограничиваются
необходимостью тесного соприкосновения реагирующих веществ и
наличия высоких температур.
Образующаяся углекислота, реагируя с раскаленным углеродом, дает
снова окись углерода: С02+С?:2СО. Реакция эта обратима. Зависимость
константы ее от температуры приведена в табл. 141.
Таблица 141
Константа равновесия реакций С02+ С ^ 2СО
Температура, °С
со2 % ....
со %
327
5.28
100
0
427
3.26
97.7
2 3
527
1.78
87.9
12.1
627
0.62
61.6
38.4
727
-0.30
26.8
73.2
827
— 1.0
8.4
91.6
927
— 1.68
2 0
98.0
1127
—2.63
0
100
Из таблицы видно, что при наличии свободного углерода в пределах
температур 1100—1200° возможно присутствие только окиси углерода.

404
Часть третья. Металлургия- иинка
Восстановительная способность окиси углерода делается заметной,
начиная с 200°, постепенно усиливается до 1000° и затем, при
последующем повышении температуры, быстро падает.
Углерод начинает действовать в качестве восстановителя при
температуре около 400°. С повышением температуры сродство углерода к кислороду
увеличивается. При восстановлении окислов металлов, легко отдающих
свой кислород, получается С02; при трудновосстановимых окислах
получается преимущественно СО.
§ 3. Поведение соединений цинка в процессе восстановления и дестиллящщ
а) Восстановление окиси цинка. Окись пинка может быть
восстановлена водородом, метаном, окисью углерода, углеродом.
Восстановление ZnO водородом протекает по реакции
ZnO + H2^Zn + H20.
Реакция начинается при 450°. Константа равновесия реакции
выражается формулой:
К. Майер и О. Рэльстондают следующие значения константы равновесия
реакции в зависимости от температуры:
/, °с
Igtfp
400
-9.835
COO
-6.212
800
-3.432
1000
-1.839
12,09
-0.731
Восстановление ZnO метаном протекает по уравнению
ZnO-f-CH4:£Zn + СО-]-2Н2.
Константа равновесия выражается формулой
ѵ РП..'РСО'Р?.а
Ар —
РСН,
Вычисленные значения Кр в интервале температур 527 —927°
приведены ниже:
t, °С 527 727 927
IgKp 3Λ0-10-* .3.03-10-» 4.47-10-1
Для определения роли углерода и окиси углерода в процессе
восстановления окиси цинка проведено много исследований. На основе
проделанных работ можно сделать заключение, что при нагревании смеси из
окиси цинка и угля восстановление цинка идет в основном при помощи
окиси углерода. Восстановление окисью у г л е ρ о д а протекает по
уравнению
ZnO + CO£Zn + C02.
Реакция начинается при 375—425° и интенсивно протекает при 1100—
1200°.
При получении цинка в парообразном состоянии константа равновесия
редакции выражается формулой
v -Pcor^zn
кр = —£ ·
*со

Глава V. Во"гтапов.нчше α деі-ти.іляцич цшіка
405
Значения константы (в атм), вычисленные по уравнению К. Манера π
ΛΖη
4.571 ' приведены в табл. 142.
Л„ JZ
О. Рэльстона "
г1 а б л и да 142
Константа равновесия реакции ZnO + СО ;й: Ζη 4-СО»
Температура, СС
427
527
}gK ' — '-816 ι —6.030
А' і 1.53-ΙΟ"8 ' Ѵ.14-10-7
627
— 4.602
2.03-10-5
727
— 3.621
2.39- ΙΟ'4
Таблица 142 (окончание)
Температура С =
lg А-
К
827
927
—2.751 ι —2.03
1.77- ΙΟ"3 ! 3.34-ΙΟ"3
1027
— 1.42
3.78.10-г
1227
— 0.462
3.45-10-
Константы равновесия близки по своему значению к константам
восстановления ZnO водородом. Ниже 1000° СО является несколько более
активным восстановителем, чем Н2; выше 1000° — более слабым.
Восстановление ZnO метаном и использование последнего происходит
полнее, чем водорода и окиси углерода. Практически метан нацело
вступает в реакцию при 900°, тогда как СО и Н2 при этой температуре
используются только на 10%. Степень использования газов в зависимости от
температуры при восстановлении ZnO показана в табл. 143.
Таблица 143
Степень использования газов в зависимости от температуры (%)
Газовый

восстановитель
СО
н.
сн4
527
0.04
0 55
і 627 ι
1 і
1 I
0.45
3.06
727
1.54
1.28
Температура. °С
827
4.20
8.86
827
10.65
11.19
100 0
1027
18.94
1127
33.07
46.10
1 227
50.6
1327
67.2
1427
80.2
А. Юз, пропуская струю СО над ZnO, установил, что скорость реакции
восстановления окиси цинка, едва заметная при 420°, быстро увеличивается
'· температурой. При температуре ниже 700° образуется черный налет
углерода от диссоциации окиси углерода: 2СО-*С+С02. Наличием реакции
между ZnO и СО объясняется восстановление цинка даже при отсутствии
абсолютно тесного контакта между рудными частицами и твердым горючим.
Лемаршан исследовал действие углерода на окись цинка, окиси
углерода на цинк и окиси углерода на окись цинка.
При взаимодействии чистого графита с окисью цинка в атмосфере азота
восстановление ZnO начиналось с 600°; расход углерода на,молекулу
ZnO был менее одного атома. Это свидетельствовало о том, что часть
цинка восстановилась получаемой окисью углерода.

406
Часть третья. Металлургия цинка
Лемаршан изучал действие СО на Zn, пропуская с определенной
скоростью над цинком газ при температуре ниже точки кипения металла. Было
найдено, что при этих условиях образуется углеродистый осадок, который
делает цинк тусклым. Микроскопический анализ установил присутствие
игольчатых кристаллов окиси цинка.
На основании проделанных опытов следовало, что СО окисляет цинк
между 600° и 850°. Если количество образуемого углеродистого осадка
оказывается незначительным, то это объясняется реакциями ZnO+CO=
=Zn+C02 и C02-fC=2CO. Первая из двух реакций имеет место между 350
и 400°. Легкость, с которой он апротекает, препятствует окислению цинка
окисью углерода по реакции Zii-f-CO=ZnO_|_C.
Восстановление окиси цинка твердым углеродом, по
наблюдениям Гемпеля, начинается при температуре ниже точки кипения
цинка и протекает интенсивно при 1300°. По Будуару, восстановление
протекает между 1125—1150°. Е. Про установил температуру восстановления
для чистой ZnO в 1075°. Джонсон, подвергая восстановлению окись
цинка, полученную при кальцинировании и при обжиге, нашел, что
температура интенсивного восстановления колеблется между 1020—1120°. Более
высокие температуры относятся к окиси, полученной при обжиге цинковой
обманки. Окись цинка, полученная от кальцинирования галмея,
восстанавливается легче, чем окись, полученная от обжига цинковой
обманки. Окись цинка, приготовленная искусственным путем, восстанавливается
легче, чем окись, полученная из минералов.
Восстановление цинка из его окиси углеродом основано на реакции
ZnO+C=Zn+CO.
Реакция обратима и протекает интенсивно слева направо при 600°.
Интенсивность реакции определяется скоростью диффузии обоих
соприкасающихся тел. Температура восстановления углеродом зависит также от рода
восстановителя. Древесным углем восстановление начинается при 1020°,
коксом —при 1030°, графитом —при 1090°.
б) Восстановление феррита цинка. При обжиге цинковой обманки в
зависимости от ее состава, а также температурных и других условий
получается некоторое количество феррита цинка. При дестилляции цинка в
ретортных печах в интервале температур 1150—1250° окись цинка из феррита
восстанавливается почти полностью. Вое тановл^ние окиси цинка из
феррита может происходить двумя путями: прямым восстановлением ZnO
при помощи углерода или СО и предварительным разрушением молекулы
феррита частичным или полным восстановлением Fe203.
Окись углерода оказывает восстановительное действие на окись железа,
начиная с 200°. При 400—450° Fe203 при действии СО переходит в Fe304.
Восстановление Fe203 до закиси железа протекает при температуре
около 900°. Для получения металлического железа необходима
температура выше 900°. При дестилляции цинка в присутствии СО возможно
разложение феррита цинка за счет восстановления окиси железа с
освобождением окиси цинка.
В. Тафельх считает, что при одинаковых температурных условиях
чистая окись цинка восстанавливается быстрее, чем феррит. Полная восста-
новимость обоих соединений лежит в пределах 1050°. Сравнительные
опыты по изучению влияния продолжительности процесса на степень
восстановления окиси и феррита цинка углеродом и металлическим железом
показали, что цинк из феррита восстанавливается медленнее, чем чистая
окись.
1 V. Τ a f е 1, Н. G г о s s е. Met. u Erz. H. 14, 26, 354, 1929.

Глава Т . Во-становлешіе и Яети.і.ищи.ч цинка 407
Влияние продолжительности процесса на степень восстановления цинка
из ΖηΟ и ZnOFe203 углеродом и железом (при 950°) приведено в табл. 14і.
Τ а ύ л и ц а 144
Степень восстановления цинка из окислов
Минуты
10
30
60
ZnO+C ZnO+Fe ; ZnO-Fe203-f С
!
ZnO-Fe203-f-Fe
Степень восстановления, °ό
32.2
87.1
92.4
15.2
59.6
60.7
21.4
44.4
44.9
6.7
48.0
52.7
Как видно из данных таблицы, при 950° восстановление цинка
металлическим железом протекает достаточно интенсивно. Для феррита цинка железо
является дая<е более энергичным восстановителем, чем углерод.
Влияние температуры на степень восстановления цинка из ΖηΟ и
ZnO-Fe203 углеродом и железом приводится в табл. 145.
Таблица 145
Влияние температуры на степень восстановления цинка из окислов

Температура, °С
850
900
950
1000
1050
ZnO+C ZnO+Fe
ZnO-Fe203+C
ZnO-Fe2Os+Fe
Степень восстановления, %
12.9
36.6
87.1
98.3
99.1
6.0
40.3
59.6
77.4
97 8
10.65
16.75
44.40
91.75
99.00
0.9
31.9
48.0
62.6
80.9
Как видно из данных таблицы, восстановление окиси цинка железом
при температуре 1050° происходит практически нацело.
При дестилляции влияние металлического железа начинает заметно
сказываться к концу процесса, когда после удаления большей части цинка
в остатках начинают преобладать соединения железа.
Присутствие СаО и MgO способствует разложению феррита цинка по
реакциям:
ZnO-Fe203 + CaO = CaO-Fe203 +ZnO,
Zn0-Fe203 + MgO = MgO-Fe,03 + ZnO.
Эти реакции имеют место при температуре значительно ниже
температуры плавления исходных и конечных продуктов.
Наличие ферритов в обожженном материале может оказать
отрицательное влияние на процесс восстановления вследствие склонности их к
спеканию.
в) Восстановление силикатов цинка. Силикаты цинка могут содержаться
в виде минералов в руде, либо образоваться в процессе обжига и
агломерации. Цинк из его силикатного соединения восстанавливается при
нагревании до высоких температур углеродом и железом. Изучением восстано-

408 Часть третья. Металлургия цинка
вимости цинка из его силикатов занимались В. Тафель и Зилло1. Опыты
проводились с искусственно приготовленным при 1300° моносиликатом
окиси цинка (2ZnO-Si02).Bbuio установлено влияние продолжительности
нагрева, температуры, природы восстановителя и специальных присадок
на степень восстановления цинка из силиката. Влияние температуры на
степень восстановления цинка из силиката углеродом характеризуется
следующими данными:
г, °С . '55 S20 8/0 920 975 1099
Степень восстановления Zn
углеродом (%) ..... 19 .4.5 14.5 97.7 98 3 98.7
Как видно из приведенных данных, при нагревании в течение двух
часов при 920—975° имеет место практически полное восстановление цинка.
Продолжительность нагрева также способствует восстановлению цинка
углеродом из его силиката:
Минуты Ю 20 30 60 90 150 180 210 240
Степень восстановления Zn
углеродом при 995° (%) 6.5 13.7 30.7 68.5 77.7 91.8 94'.3 95.8 98.4
Как видно из полученных результатов, 150-минутный нагрев является
достаточным для восстановления цинка из его силиката. Если
восстановителем является железо, то реакция 2ZnO - Si02-|-2Fe:=2Zn-|-2FeO -Si02
с получением паров цинка заканчивается при более высоких температурах,
чем при восстановлении углеродом:
t, "С 710 7Г.0 810 885 955 1065
Степень восстановления Zn
железом (%) 27.3 · 30.8 37.0 45.5 58.8 У8-5
Восстановление силиката цинка при помощи железа протекает с'ыстрее,
чем углеродом.
При нагревании смеси из силиката цинка и углерода в присутствии
извести отмечено практически полное восстановление цинка при 1090°.
Приведенные результаты показывают, что при дестилляции цинка в
ретортных печах при продолжительности операции 18 час. и температуре
в реторте 1100—1200° цинк из силикатных соединений должен
восстановиться полностью как углеродом, так и металлическим железом.
г) Восстановление сульфида цинка. Сульфид цинка восстанавливается
водородом, окисью углерода и углеродом.
Восстановление ZnS водородом протекает по реакции
ZnS + H2 = Zn + H2S; Kp=PHS'Pza .
Значения константы равновесия реакции в зависимости от температуры
следующие:
t, "С ....... . 400 600 800 1000
\§Кр -«0.86 -5.629 -3.187 -0.9819
Восстановление ZnS окисью угле род а протекает по реакции
ZnS + СО = Zn + COS; Kp = Pz»'Pc0S.
1 Met. u Erz., 13, 1930.

Γ,ιαβα V. Восстаноо.ггние и дести.иі.щия цинка 409
Значения константы равновесия реакции в зависимости от температуры
приведены в табл. 146.
Таблица I'«г>
Значения константы равновесия реакции ZnS+CO 2 Zn+COS
Температура, "С
25
400
600
800
1000
Л' .
-36 4
63· ΙΟ"'9
—9.558
1.7· IО^5
—5.143
2.6-10-
—3.048
з.з-іо-
-1.012
0.342
X—коэффициент использования окиоп углерода.
Восстановление ZnS углеродом протекает по реакции
2ZnS + C = 2Zn + CS2.
Реакция протекает при высоких температурах в пределах 1200—1450°.
Действие водяного пара на ZnS выражается уравнением
ZnS + H20 = ZnO+H2S.
Реакция начинается при 650°.
Действие железа и его окислов на сульфид цинка.
Сернистый цинк разлагается железом при высокой температуре по реакции
ZnS + Fe-»Zn + FeS.
Интенсивное разложение имеет место при температурах 1250—1300°.
С окислами железа сульфид цинка взаимодействует по реакциям:
ZnS + 9Fe203 = ZnO + 6Fe304 + SO,,
ZnS + 3Fe304 = ZnO + 9FeO + S02.
Реакция между ZnS и Fe203 начинается при 700°. Реакция
между ZnS и Fe304 начинается при более высокой температуре,
в пределах 1000—1100°. Активное взаимодействие между ZnS и Fe304
наблюдается при 1200°. При наличии кремнекислоты течение реакции
ускоряется, что объясняется образованием силиката закиси железа. В табл.
147 приведены равновесные упругости S02 реакции между ZnS и Fe3Ot
при наличии и отсутствии кремнекислоты1.
Таблица 147
Упругость S03 реакции между ZnS и Fe304
Реакция
Температура, °С . . .
Pg0 , ММ рт. СТ. . . ·
Реакция
ZnS + 3Fe,04 = ZnO + 9FeO + SOs
550 I 650 1 750
2.0
2.5 3.0
850 1 950 1050
3 75
5.0
17.75
ZnS+3Fe804 + 9SiOj = ZnO + 9(FeO-SiO„) + S02
•Pso,. мм Рт· ст· · · · | 7·5
9.5
11.5 13.5 16
116
1 В. С μ и р н о в. Отражательная плавка, стр. 60—64, 1941.

4)0
Часть третья. Металлургия цинка
В присутствии углерода реакция между ZnS и Fe203 имеет следующий
вид:
2ZnS -f Fe203 + 4С = 2Fe -f 2Zn + 3C0 f CS2.
С закисью железа ZnS реагирует по уравнению
FeO + ZaS^ FeS + ZnO.
феррит цинка реагирует с ZnS по уравнению
9 (ZnO -Fe203) + ZnS = ΙΟΖηΟ + 6Fe,Oi + SO,.
Равновесная упругость S02 реакции составляет 9.25 мм рт. ст. при 650°,
достигая 98.25 мм рт. ст. при 950°.
Известь действует на ZnS при нагревании в присутствии углерода или
окиси углерода. Количество прореагировавшей с известью цинковой
обманки зависит от соотношения между компонентами. При 75% избытка
СаО разложение происходит при 1250°. При 150% избытка температура
разложения снижается до 1100°. Взаимодействие между ZnS и СаО в
присутствии восстановителя протекает по реакции
ZnS + СаО + С (СО) -» Zn -f CaS + СО (GO,).
Хотя сернистый цинк, как видно из приведенных реакций, разлагается
при высоких температурах углеродом, металлическим железом и его
окислами, а также известью, тем не менее желательно, чтобы при обжиге
цинковой обманки ZnS оставалось по возможности меньше. Чем ниже
содержание ZnS в обожженном материале, тем полнее извлечение цинка при де-
стилляции.
д) Поведение сульфата цинка при дестилляции. Сульфат цинка
восстанавливается углеродом и окисью углерода. Восстановление сульфата цинка
углеродом протекает по реакции
ZnS04 + 4С = ZnS + 4СО.
Сульфат цинка может также реагировать с сульфидом по реакции
3ZnS04 + ZnS = 4ZnO + 4S02.
Известь разлагает сульфат цинка по реакции
ZnS04 + СаО == ZnO + CaS04.
Из приведенных реакций в условиях дестилляции наиболее существенной
является восстановление сульфата цинка углеродом.
Если диссоциация сульфата цинка не опережает реакцию его
восстановления, весь сернокислый цинк перейдет в сульфид. Так как из последнего
цинк практически не восстанавливается, то необходимо считать, что металл,
связанный с серой, останется при дестилляции в раймовке. Одна часть серы
связывает две части цинка. Отсюда каждый процент остаточной общей серы,
связанной с цинком в обожженном концентрате, обозначает потерю 2%
цинка. При среднем содержании цинка в огарке в 50°/0 каждый процент
серы в огарке уменьшает выход металла на 4%.
Диссоциация сернокислого цинка не уменьшает этих потерь, так как
S02, получаемый по реакции Ъп§О^ЪпО + §0%-\-г12Оъ при наличии СО

Глава V. Восстановление и дегталляция цинка
411
и С восстанавливается до паров серы. Последние, реагируя с парами цинка,
снова образуют сульфид. Отсюда делается понятным вред как сульфидной,
так и сульфатной серы в процессе дестилляции.
§ 4. Поведение соединений кадмия при дестилляции цинка
Окись кадмия восстанавливается водородом, окисью углерода и
углеродом.
Восстановление CdO водородом протекает по реакции
CdO + H,$Cd-fHsO.
Реакция имеет место, начиная с 282—300°. Фишбек и Шнейдт, изучая
кинетику реакции восстановления порошкообразного CdO водородом,
получили следующие данные при 352 и 410° (табл. 148).
Таблица 148
Восстановление CdO водородом
Минуты
Восстановлено
мия (%):
при 352° .
при 410° .
кад-
20
9.4
50
4.9
60
21.2
110
9.8
30.4
140
1
115
35.0
200
14 0
42.6
260
49.9
380
21.3
725
28.9
Восстановление CdO окисью углерода протекает по
реакции
CdO + CO^Cd + C02,
которая начинается при 300°. Фишбек и Шнейдт, изучая кинетику этой
реакции, получили следующие результаты:
Минуты 50 90 120 168 242 410 46·
Восстановлено
кадмия при 400° (%) 11.6 19.5 28.0 38.5 54.0 69.0 73.4
Восстановление CdO углеродом протекает по реакции
CdO + C=Cd + CO.
Температура начала реакции зависит от природы восстановителя и
составляет для древесного угля 767°, для кокса 815°.
Восстановление1 CdO в процессе дестилляции цинка происходит в
первые часы после загрузки свежей шихты в реторты. При повышении
температуры в реторте скорость реакции восстановления CdO заметно
возрастает.
Цинковые руды почти всегда содержат кадмий. В обожженном
концентрате кадмий находится преимущественно в виде окиси. Окись кадмия
восстанавливается легче, чем окись цинка. Так как кадмий кипит при 778°,
он более летуч, чем цинк. Кадмий удаляется из шихты в первые часы
дестилляции. Он накапливается в первых дорциях цинковой пуесьеры.
Часть кадмия конденсируется вместе с цинком. Цинк первого выгреба
всегда богаче кадмием, чем цинк последнего выгреба.

412
Часть третья. Металлургия цинка
§ 5. Поведение при дестилляции соединений сопутствующих металлов
а) Поведение соединений металлов, сопутствующих цинку в
концентратах. В обожженных концентратах помимо цинка и кадмия содержатся
различные соединения сопутствующих металлов: железа, меди, свинца
и др.
В условиях сильно восстановительной атмосферы, устанавливаемой
в реторте, при высоких температурах процесса дестилляции соединения
металлов будут восстанавливаться до низших окислов или до
металлического состояния. В зависимости от температуры кипения и упругости паров
металлов и их соединений они либо уносятся током газов в парообразном
состоянии, либо остаются в твердом или жидком состоянии в раймовке.
Из рассмотренных в металлургии свинца реакций восстановления (часть
II, гл. VII) видно, что в условиях ретортного процесса мышьяк, свинец и
сурьма, а также кадмий и некоторые редкие элементы, как индий, будут
возгоняться и конденсироваться вместе с цинком в жидкий металл или пус-
сьеру.
Восстановленное до металла железо в виде чугуна в жидком состоянии
собирается на нижней стенке реторты. При выгрузке раймовки из реторт
нередко выливается жидкий металл или выгребаются пластины застывшего
чугуна. Восстановленная медь растворяется в железе, образуя медистый
чугун. Последний способен также давать сплавы с цинком, обусловливая
тем самым некоторые потери металла.
Образование металлического железа не оказывает вредного действия на
процесс дестилляции. Железо способствует восстановлению цинка из
сернистого и сложных соединений последнего. Металлическое железо
пассивно в отношении стенок реторт.
Вредными соединениями являются закись и сульфид железа. В
присутствии кремнекислоты образуются силикаты закиси железа. При наличии
силикатных соединений свинца и других металлов образуются
легкоплавкие шлаки, разъедающе действующие на стенки реторт. Покрывая пленкой
частицы руды, жидкие шлаки изолируют их от действия
восстановительных газов. Количество остающегося в раймовке цинка вследствие
этого увеличивается. Аналогичное действие оказывают штейны, основой
которых является сульфид железа.
б) Влияние золы горючего восстановителя. Некоторое влияние на
процесс дестилляции и качество получаемой раймовки оказывает зола
восстановителя. В качестве последнего применяется антрацит и кокс. Зольность
антрацита нередко доходит до 15%. Зола содержит серу,
преимущественно в виде, пирита. С прибавляемым в количестве 40—50% веса
обожженных концентратов антрацитом в реторты вводится дополнительное
количество силикатов и окислов железа, кальция, алюминия и др. При сухой
перегонке угля в реторте часть серы пирита выделяется в элементарном
состоянии.
Соединяясь с цинком, сера образует сульфид, обусловливая тем самым
дополнительные потери металла.
Наличие извести несколько уменьшает вредное действие серы золы
горючего.
Окислы и сульфиды металлов, имеющиеся в золе, участвуя в
образовании шлаков и штейна, способствуют коррозии стенок реторт и
получению легкоплавкой раймовки.
Учитывая вредное влияние золы, необходимо применять малозольный
и малосернистый восстановитель.

Глава V. Восстановление и дестиляяция ііинка
413
§ 6. Влияние температуры на скорость процесса дестилляции цинка
Основным регулятором скорости процесса дестилляции является
температура: чем выше температура, тем быстрее и полнее протекают реакции
восстановления цинка, тем меньше цинка остается в раймовке, тем выше
извлечение металла.
Автором было изучено влияние температуры на выход металла на де-
■стилляционной печи, работавшей на нефтяном топливе. Печь —гхятирядная,
сдвоенная, на 360 реторт. Наиболее высокая температура получалась над
верхним рядом реторт (пятым). К нижним рядам температура снижалась,
достигая минимума над нижним рядом реторт. Все реторты были
загружены свежей шихтой без добавки оборотных материалов. Получение
цинка, конденсаторной пыли и пуссьеры при дестилляции в зависимости от
температуры в печи показано в табл. 149.
Таблица 149
Выход цинка при дестилляции в зависимости от температуры
Ряд реторт
Температура, °С
Выгреб
цинка
I .......
II
III
Всего (кг) . .
Выгреб
конденсаторной
пыли
I
II
III
Всего (кг) . .
Выгреб
пуссьер ы
I
II ....... .
Всего (кг) . .
1
та
288.2
117.1
35.5
440.8
111-6
78-3
100-2
290.1
10.5
2.9
13.4
2
127(1
225.0
157.4
40.1
422.5
112.6
61.5
125.8
299.9
15.6
4.8
20.4
3
133Q
251.1
187.0
42.4
480.5
110.5
77.2
111.9
299.6
25.0
8.6
33.6
4
; 1390
289.8
199.5
28.9
518.2
108.8
82.0
82.2
273.0
34.7
16.4
51.1
5
1450
343.2
136.2
7.5
486.9
127.5
90.6
82.0
300.1
49.6
6.4
56.0
Всего (нг)
1397.8
797-2
154-4
2288.9
571.0
389.6
502.1
1462.7
135.4
39.1
174.5
/О
59.5
33.9
6.6
100.0
39.04
26.63
34.33
100.0
77.60
22.40
100.0
Как видно из таблицы, выход металлического цинка и пуссьеры прямо
пропорционален температуре. Некоторое снижение выхода цинка в пятом
ряду реторт, находящемся в зоне наиболее высоких температур, можно

Ч(і".ть третья. Металлургия цинка
объяснить как трудностью обслуживания верхнего ряда, так и чересчур
быстрым протеканием реакции восстановления и неполной конденсацией
металла. При первом выгребе наибольшее количество цинка, пыли и пуесье-
ры получилось с верхнего, пятого, ряда реторт, находящихся в зоне печи
с температурой газов 1450°.
Так как конденсаторы в начале процесса еще недостаточно прогреты
при первом выгребе наблюдалось значительное образование
конденсаторной пыли. Наименьшее количество конденсаторной пыли получалось
при втором выгребе. К третьему выгребу, когда в газовой смеси
концентрация цинковых паров постепенно падает, можно было отметить
возрастание количества образуемой конденсаторной пыли. Количество последней
по отдельным рядам реторт, примерно, одинаково. Содержание цинка
в пыли составляло 75—80%.
Неравномерность распределения температуры по длине реторты также
оказывает влияние на полноту реакций восстановления. Наиболее высокая
температура нагрева наблюдается у заднего конца реторты,
расположенного у капитальной стены печи. В передней части реторты температура
более низкая вследствие охлаждения фасадной стены печи и излучения
через конденсатор.
О. Мюльхаузер, анализируя состав раймовки, взятой с разных мест
реторты по длине, получил следующие данные:
Расстояние от
устья реторты
(см)
Содержание
цинка в раймовке
(%)
0—5
51—61
5—10
42—48
10—20
20—40
14-31 3—8.0
40—65
2.9—6.2
65—90
90—115
115—125
2.2—4.7 2.4—5.0
2.2—4
Как видно из приведенных анализов, содержание цинка в раймовке
передней части реторт довольно высокое, нередко превышающее средний
процент цинка в шихте, поступающей на дестилляцию. Объясняется это
тем, что вследствие более низкой температуры, восстановление в передней
части реторты идет менее энергично. Кроме того, у устья реторты может
конденсироваться часть парообразного цинка в виде металлической пыли.
Раймовка из передней части реторт собирается отдельно и загружается
обратно в реторты.
Г и а в а VI
КОНДЕНСАЦИЯ ПАРОВ ЦИНКА
Конденсация паров металла — существенная операция в
пирометаллургии цинка. Превращение всего парообразного цинка, получаемого в
процессе дестилляции, в жидкий металл является основным требованием,
предъявляемым к конденсации. При периодическом способе получения цинка
в ретортах некоторая часть паров металла конденсируется, однако, не
в виде жидкого металла, а образует твердые частицы.
На практике в жидком виде получается лишь 65—70% всего металла.
30—35% цинка получается в виде пыли. В конденсаторах с этой пылью
остается 25—30% металла. Часть пыли выносится током газов из
конденсаторов и улавливается в аллонжах. В последних в виде пуссьѳры оседает
около 5% цинка.

Глава VI. Конденсация па/юв цинка
■Ш
§ 1. Теория конденсации
Конденсация цинка из паров происходит через образование отдельных
капель жидкости.
Общее изменение энергии системы при конденсации с образованием
отдельных капель выражается формулой
AU = — v*L 4- Fa = —- nr*rL + іт-.гга,
где ѵ = —- π/·3 — объем капли;
г — радиус капли;
F =4πτ·2 —поверхность капли;
γ — плотность жидкости;
L — удельная скрытая теплота;
σ — коэффициент поверхностного натяжения.
Начальная стадия роста капли до некоторой ее критической величины
сопровождается увеличением энергии конденсируемого вещества.
Критическое значение радиуса капли, при котором последняя находится в
состоянии неустойчивого равновесия с паром, определяется формулой
2σ
rL
или
ν 'J
При величине радиуса меньше г0 капля испарится. При величине
радиуса больше г0 капля будет расти самопроизвольно. Подобная равновесная
капля называется зародышем.
Работа образования равновесного зародыша, по Гиббсу, определяется
из формулы
АЕшах = 4πΓ02σ — - w03yL;
AJ?max = 4-τ-02σ (l — - r0L ■
·>
Подставив вместо — величину -^- , получаем
8 A£max = ίπτ·0*σ (1 - I r0L ■ -Ц = \ «-„'β = I Fa.
Из формулы следует, что если молекулы вещества, находящегося в
парообразном состоянии, образуют при температуре, лежащей ниже точки рогы,
каплю, размеры которой меньше размеров равновесного зародыша, капля
должна испариться. Дальнейшее укрупнение происходит лишь с теми
каплями, которые больше размеров зародыша. Чем меньше радиус капли, тем
выше упругость пара.
Зависимость упругости пара от радиуса кривизны поверхности
выражается приближенно уравнением Кельвина (Томсона)

416
Часть третья. Металлургия цинка
где R —газовая постоянная (8.31 эрг/град, моль);
Τ — температура, °С;
Рг — упругость пара над каплей радиуса г (мм рт. ст.);
Р„ —упругость пара над плоской поверхностью! /- = оо(мм рт. ст.)
σ—коэффициент поверхностного натяжения (дин/см) (эрг/сма);
Μ — молекулярный вес жидкости;
γ —плотность жидкости (г/см3);
г — радиус капли, см,
откуда
2яЛ
г = —-.
Л Г γ In —
Пар, упругость которого равна Ρ — (насыщенный по отношению к
жидкости с плоской поверхностью), будет ненасыщен к капле радиуса г. Капля
должна испариться. Упругость пара над бесконечно малой каплей
бесконечно велика. В табл. 150 приведены значения упругости пара над каплями
воды при 17° (γ =1 г/см3; а = 75 эрг/см2; Λί=18; Γ=300) и цинка при
677° (γ =6.3 г/см3; а == 760 эрг/см2; Λί=65.4; Г =950) в зависимости от
величины радиуса капли.
Таблица 150
Упругость пара над каплями воды и цинка
в зависимости от величины радиуса
г, см
io-s
10-5
10-'
мм рт. ст.
Η,Ο
1.01
1.10
2.0
β
1.02
1.21
7.25
Вероятность образования капли воды и цинка при различных степенях
пересыщения пара показана в табл. 151.
Таблица 151
Вероятность образования капель воды и цинка
Рг. Рея
Для Н20 ....
Для паров цин-
на при 677° . .
1.015
Ю-36-10*
10—4-10·
1-11
Ю-36· 10*
10-4-10*
о
10-88
10-910
5
10-15
10-165
10 100
! 0-7.1
10-80
Ю-21
Чем выше степень пересыщения пара, характеризуемая отношением
рт -
ρ , тем меньше времени капли будут находиться в равновесии с этим паром
и тем меньше будет работа образования равновесных зародышей.
Так как работа образования равновесной капли при конденсации на
поверхности твердого тела ниже, чем работа образования свободной капли,
конденсация паров цинка на стенках конденсатора должна итти быстрее
и начинаться при меньших пересыщениях, чем в свободном объеме.

Глава VI. Конден-ация ѵаров цинка
417
На выпуклой поверхности конденсация пдет легче, чем на плоской)
чем меньше радиус кривизны поверхности, тем лучше идет конденсация.
Чем лучше смачиваемость твердой поверхности конденсирующейся
жидкостью, тем легче идет конденсация.
§ 2. Технологический режим конденсации
Пары цинка, получаемые при восстановлении в ретортах,
конденсируются в жидкий металл в специальных приемниках, изготовляемых
из глины. Конденсатор приставляется к устью реторты впритык или
телескопически и примазывается к последней, чтобы предупредить засасывание
внутрь воздуха.
Пары цинка при дестилляции получаются в смеси с окисью углерода.
Парциальное давление паров цинка в газовой смеси в течение всего
процесса дестилляции при периодическом способе получения металла неодинаково.
Если принять все количество сконденсированного цинка за 100, то за
первые 6 часов дестилляции получается, примерно, 60, за вторые—30 и за
третьи 6 часов—10 % металла. Таким образом, концентрация паров
цинка в смеси будет все время падать при одновременном возрастании
парциального давления окиси углерода.
Если бы дестилляция шла равномерно во все время процесса, то, зная
концентрацию паров цинка в газовой смеси, можно было бы установить
необходимый температурный режим в конденсаторе, при котором пары при
выходе из реторты делаются насыщенными и начинают конденсироваться
в жидкий металл. При периоді-ческом способе пары цинка, получаемые в
различные периоды дестилляции, имеют разные парциальные давления.
Температуры начала конденсации или точки росы поэтому бывают
разные в различные периоды дестилляции.
Падение температуры газовой смеси в конденсаторе по оси последнего
более или менее равномерно в течение всего процесса дестилляции и
изменяется от 1200° у устья реторты до 500° у устья конденсатора.
Конденсация паров цинка из газовой смеси будет при этом происходить до тех пор,
пока парциальное давление остающихся паров цинка не будет равно
максимальной упругости паров цинка при данной температуре.
К. Майер1 вычислил упругости паров цинка в зависимости от
температуры (табл. 152).
Таблица 152
Упругость пара цинка в зависимости ох температуры
Температура, СС
Р, мм рт. ст.
419 | 450
0.1271
0.3314
500
1.293
550
4.447
600
13.61
650
32.47
700
75.15
Таблица 152 (окончание)
Температура, сс| 750
Р, мм рт. ст.
160.3
800
230.6
847
327
859*
369
862
380
878*
451
906**
760
1 Journ. Am. Chem. Soc, 48, 361, 1926.
* По Ричардсу.
** Heycock a. Lamplough, Рг. ch. Soc. 28, 3-4. 1912.
27 Металлургия тяжелых цветных металлов

•418
Часть третья. Металлургия цинка
В начале процесса дестилляции протекает преимущественно реакция
восстановления окиси цинка: ZnO+C=Zn (пары)+СО.
Газовая смесь в случае восстановления одной окиси цинка будет состоять
из двух молекул. Если давление газовой смеси равно атмосферному, то на
каждый из двух газов приходится 1/2 атмосферы. Начальная температура
конденсации паров цинка при давлении. 380 мм, как видно из приведенной
выше таблицы, соответствует 862°.
Газовая смесь, выходящая из реторты с температурой 1200°, является
ненасыщенной по отношению к парам цинка. При условии восстановления
чистой окиси цинка насыщение наступает лишь при 862°.
В действительности, цинковые концентраты состоят не только из окиси
цинка. Если принять, что цинковые концентраты содержат 70n/0 ZnO и
15% Fe203, то 1 кг Ζη соответствует 1.78 кг огарка. Кислорода в виде
ZnO будет 0.246 кг, а в виде Fe20'3—0.080 кг.
Допустив полное восстановление ZnO и Fe203 углеродом, находим,
что вес "образующейся СО равен 0.57 кг, что соответствует 0.45 м3 при
плотности С0=1.26. С другой стороны, 1.78 кг огарка содержат 1 кг цинка
или 0.34 м3 паров Ζη. Газовая смесь при входе в конденсатор будет состоять,
таким образом, из 0.45 м3 СО и 0.34 м3 Ζη. В процентах состав газовой смеси
будет тогда равен: 57% СО и 43% Ζη.
Если барометрическое давление принять за нормальное, то давление паров
цинка будет соответствовать: 760χ0.43=327 мм. При этих условиях
температура, при которой смесь насыщается парами цинка, соответствует 847°.
В обоих приведенных случаях (чистая окись цинка и смесь из 70% ZnO
и 15 % Fe203) конденсация цинковых паров теоретически может происходить,
лишь начиная с 862 и 847°.
По мере движения газов через конденсатор температура постепенно
понижается. Пары цинка переходят в жидкое состояние. В зависимости
от температуры в том или ином поперечном сечении конденсатора
устанавливается соответствующее парциальное давление несконденсированных
паров цинка.
Количество получаемого жидкого цинка резко колеблется в зависимости
от падения температуры в разных температурных интервалах. Это видно
из табл. 153.
Таблица 153
Влияние температурного интервала на конденсацию паров цинка
Интервал
температур, "С
Падение упругости
пара, мм рт. ст.
Разность упруго-
стей пара,
мм рт. ст. ...
Цинка на 1°,
мм рт. сг
Количество
цинка,
сконденсированного за
данный интервал
температуры (в %
от общего
количества цинка
в виде паров) . .
862—800
380—230
150
2.42
Ж*·-»
800-700
230—75
155
1.55
|| 100 = 40
700-600
75—13
62
0.620
И100=16
600-5Q0
13—1.5
11.5
0.115
11-5 ,„„ „^
ш 100 =3.5

Глава VI. Конденсация паров цинка
419
Таким образом, количество сконденсированного до 700° цинка
составляет 80% содержания его в газовой фазе. При понижении температуры в
конденсаторе от 700 до 500° количество получаемого жидкого цинка
значительно меньше.
У выхода из конденсатора температура газов составляет, примерно,
500°. Упругость пара цинка при 500° составляет, по Майеру, 1.3 мм рт.ст.
При падении температуры от 847°, при которой начинается
конденсация паров цинка, до 500°, когда газы оставляют конденсатор,
парциальное давление паров цинка уменьшается с 327 до 1.3 мм. Объем паров
цинка в газовой смеси, оставляющей конденсатор, составит
1.3 ^ 1.3 1
"60 — 1.3 758.7 ~~ 585
объема сопутствующей окиси углерода. Это количество цинка является
теоретически минимальным, которое оставляет конденсатор при 500°, не
переходя в жидкое состояние. По отношению ко всему количеству
восстановленного цинка это составляет:
(при содержании в огарке 70% ZnO).
В действительности, количество это значительно выше, достигая 2—3%
и более. Объясняется это тем, что из-за примитивного устройства
конденсаторов невозможно поддерживать в них точно определенный
температурный режим. Газы, оставляющие конденсатор с более высокой температурой,
уносят с собой большее количество паров цинка, которые затем
конденсируются в аллонжах в виде тонкой пыли (пуссьеры). Если температура в
устье конденсатора будет ниже 500°, остающиеся пары цинка будут
конденсироваться в виде пыли в самом конденсаторе. По данным Слайдера,
предельной смесью, из которой практически возможно получить цинк в виде
жидкого конденсата, является такая, в которой отношение Zn : СО=1: 150.
Ниже этого предела конденсация цинка происходит в виде пыли.
Как видно, температурный интервал для конденсации цинковых паров
определяется от 850 до 500° при парциальном давлении паров цинка,
поступающих в конденсатор, равном максимально 1/2 ат.
Следует заметить, что для избежания пылеобразования еще
недостаточно установить верхний и нижний температурные пределы конденсации.
Необходимо иметь также определенные температурные перепады по длине
конденсатора и избегать резкого и быстрого охлаждения газовой смеси.
Большое значение при конденсации цинка имеет скорость движения
газовой струи в конденсаторе.
Для успешной и полной конденсации цинковых паров необходимо
обеспечить газам определенную длительность пребывания в конденсаторе,
чтобы цинковые пары успели продиффундировать во время движения к
холодной поверхности конденсатора. Конденсация цинковых паров происходит
не во всем пространстве конденсатора, а прежде всего в более холодных его
частях. Стенки конденсатора, непрерывно излучающие тепло в атмосферу,
являются более холодными частями, и на их внутренней поверхности
будет преимущественно происходить конденсация. Жидкие частицы цинка
постепенно увеличиваются, образуя капли, которые стекают на дно
конденсатора. Наличие жидкой фазы облегчает дальнейшую конденсацию паров
цинка на стенках конденсатора.
27*

420
Часть третья. Металлургия цинка
Чтобы притти в контакт со стенкой конденсатора, пары цинка должны
продиффундировать в атмосфере окиси углерода. Эта диффузия требз^ет
определенного времени. Если пространство, через которое пары цинка
должны пройти, чтобы достигнуть стенок конденсатора, слишком велико, то
цинк будет конденсироваться в самой струе в виде мельчайших капелек.
Слияние этих капелек в газовой среде происходит весьма трудно
вследствие повышенной упругости пара, которой обладают маленькие жидкие
частицы по сравнению с крупными каплями.
§ 3. Образование конденсаторной пыли
Жидкие частицы цинка, взвешенные в окиси углерода, попадая в зону
конденсатора с более низкой температурой, затвердевают, не успевая
слиться в более крупные капли.
Если сконденсированные частички находятся в газовой среде в виде
тончайшей дисперсии, получается туман, уносимый газовым потоком из
конденсатора.
Большая часть рбразующихся твердых частичек цинка оседает в
конденсаторе в виде грубой пыли. Меньшая часть в виде тончайшей пыли вместе
с туманом выносится из конденсатора и улавливается в аллонжах, образуя
пуссьеру. Чем больше скорость движения газовой струи, тем больше
пылинок выносится из конденсатора в аллонжи. Следовательно, в
конденсаторе отношение объема к поверхности должно быть подобрано так, чтобы
пары цинка успели продиффундировать от центра до стенок. Чем больше
скорость движения газовой струи, тем длиннее должен быть путь, чтобы
пары цинка оставались заданное время в конденсаторе. Таким образом, при
больших скоростях движения газового потока необходимо делать более
длинные конденсаторы.
При недостаточной скорости газового потока и пребывании газов в
конденсаторе больше определенного времени может иметь место окисление
паров цинка окисью углерода и углекислотой по реакциям:
Zn + CO t- ZnO + С,
2СО$С02 + С,
Zn + C02$ZnO+CO.
Лемаршан, изучая реакцию окисления цинка окисью углерода, пришел
к заключению, что эта реакция протекает наиболее интенсивно в интервале
температур от 850 до 500°, что совпадает с температурным интервалом,
при котором практически происходит конденсация цинка.
ОТарра \ изучая условия окисления паров цинка углекислотой и окисью
углерода, установил, что чем выше температура, тем больше может быть
углекислоты в газовой смеси без окисляющего действия ее на пары цинка.
В табл. 154 даны результаты проведенных ОТарра опытов, показывающих
предельное содержание углекислоты при разных температурах.
Таблица 154
Предельное содержание СО: в газах при деетилляции цинка
Температура, °С
Содр.ржание С02 (%). .
850
7.0
800
6.6
750
6.1
700
650
5.6 -4.8
600
3.8
Bureau of Mines, 336, 1924.

Глача УI. Конденсация паров цинка
42]
Реакция Zn+C02=ZnO-f-CO экзотермична и, согласно закону Леша-
телье и Броуна, требует для равновесия при повышении температуры
увеличения концентрацип С02. Образование углекислоты в конденсаторе
может происходить за счет реакции: 2СО -> С02+С. По этой реакции
в равновесной смеси количество С02 возрастает с понижением
температуры (табл. 155).
Τ а 0 лица 15Г>
Содержащие С02 в газах по реакции 2СО -* СО»+С
Температура, °С
Содержание СО» (%)
И 00
0.25
111 00
0.75
900
3.25
850
7.0
800
13.5
Кривые равновесия реакций 2GO § С02+С и Zn+C0.2 $ ZnO+CO
при атмосферном давлении пересекаются при 850°. При этой температуре
в равновесной смеси содержится 7.0% С02. При более низких
температурах концентрация С02 в равновесии с твердым углеродом выше, чем
концентрация С02, которая может быть в равновесии с парами цинка.
Конечным результатом будет окисление цинка окисью углерода по
реакциям:
2СО$С02 + С
Zn + COs£ZnO+CO
Zn + CO^ZnO + C
При обычных условиях, в отсутствии катализаторов, скорость
реакции 2СО -*· C02-fС чрезвычайно мала. Окисление цинка окисью
углерода хотя теоретически возможно, но на практике при конденсации цинка
имеет небольшое значение.
Снайдер1 считает, что при нормальном протекании процесса дестил-
ляции в реторте, средняя скорость газа в конденсаторе не должна
превышать 5 см/сек. При температуре газового потока 850° температура
внутренней поверхности конденсатора должна составлять 725°.
Теплоотдача поверхности конденсатора равна 0.24 кал/см2-час. При
указанных условиях жидкого цинка получается 0.4 г/см2-час. При расчете
теплоотдачи поверхностью конденсатора необходимо исходить из состава
газовой смеси: 1 кг цинковых паров при конденсации выделяет 460 кал,
а 1 кг СО при охлаждении до температуры отходящих газов — 125 кал.
Чем больше цинковых паров будет конденсироваться на данном
отрезке пути в конденсаторе, тем больше при этом выделится тепла. В
зависимости от количества паров цинка в газовой смеси следует
рассчитывать поверхность и выбирать соответствующую форму конденсатора и
материал для его изготовления.
Скорость конденсации цинковых паров зависит от ряда факторов:
температуры, скорости движения газовой смеси, парциального давления
паров цинка, присутствия других газов и механических взвесей, формы'
и материала конденсатора, скорости охлаждения, коэффициента
теплопроводности конденсатора и др.
Конденсаторы, применяемые при ретортном способе производства
цинка, обычно нагреваются за счет тепла, излучаемого печью, устьем
реторты и горячими газами, выходящими из последней. В первые часы де-
1 Trans. Am. El. Soc, XIX, 317, 1911.

422
Часть третья. Металлургия цинка
стилляции, когда парциальное давление паров цинка высокое и прогрев
конденсатора происходит главным образом за счет горячих газов и тепла
от сжижения паров цинка, условия для конденсации наиболее
благоприятны. К концу процесса дестилляции, когда парциальное давление
паров цинка заметно падает при одновременном сильном нагреве
конденсатора за счет тепла, излучаемого нагретой фасадной стеной печи
и почти полностью открытым устьем раскаленной реторты, условия для
конденсации цинка в жидкий металл значительно ухудшаются.
Практически весь цинк в последней стадии процесса дестилляции
остается в конденсаторе в виде пыли.
§ 4. Образование цинковой пуссьеры
При дестилляционном способе получения цинка часть металла в
процессе конденсации получается в виде тонкой пыли голубоватого цвета
так называемой пуссьеры. Она собирается в металлических приемниках —
аллонжах, приставляемых к конденсаторам.
Образование цинковой пуссьеры зависит от ряда факторов.
Как было отмечено выше, некоторая часть цинковых паров остается
в газовой смеси при выходе из конденсатора. Чем выше температура
выходящей из устья конденсатора газовой смеси, тем больше парциальное
давление в ней остаточных паров цинка. Попадая в аллонж со значительно
более низкой температурой вследствие быстрого охлаждения
металлических стенок, пары цинка конденсируются в виде мельчайших пылевидных
частиц. Туман, который выносится из конденсатора в аллонж, также
оседает в последнем.
Микроскопический анализ пуссьеры показывает, что большая часть
частиц имеет ярко выраженный металлический блеск и сферическую форму.
Получение цинковой пуссьеры объясняется также образованием на
поверхности частиц цинка пленки из окиси цинка, обволакивающей
мельчайшие капельки металла. Вместе с остаточными парами цинка эти
частицы выносятся в аллонж. Прибавление поваренной соли в шихту,
загружаемую в реторту, помимо окрашивания пламени имеет также целью
разрушение этой пленки. При действии хлора на пленку из окиси цинка
образуется хлористый цинк с температурой кипения 732.4°. Улетучиваясь,
хлористый цинк обнажает металлическую поверхность отдельных капелек
цинка, что способствует их слиянию.
Образование пленки из окиси цинка может происходить за счет
углекислоты, имеющейся в газовой смеси, и по обратимой реакции ZnO+C£
^Zn+GO, которая при понижении температуры протекает справа налево.
Пары воды и воздух, попадающие в реторты вместе с шихтой,
способствуют окислению паров цинка и образованию пуссьеры в первые часы
дестилляции. Воздух, засасываемый в конденсатор, в особенности к концу
процесса дестилляции, когда давление газов падает, окисляет пары
цинка, усиливая пуссьерообразование.
Наличие S02 в газах также влияет на образование пуссьеры по реакции
2Zn-j-S02 = 2ZnO-f S.
Пары серы реагируют в свою очередь с цинковыми парами, образуя ZnS.
Смешивание паров цинка с азотом увеличивает количество образуемой
пуссьеры. Опыты с конденсацией паров цинка в атмосфере азота показали,

Глава VII. Реторт'л. Конден аторы. Аллонжа 423
что при этом в пуссьеру может перейти до 7.5% Zn. Это объясняется тем,
что азот, реагируя с цинком, образует твердое химическое соединение Zn3N,
(нитрид цинка).
Твердые частицы, взвешенные в газовой смеси, также могут явиться
причиной образования пуесьеры.
На качество и количество улавливаемой в процессе конденсации
пуесьеры оказывают влияние форма и размеры аллонж.
Глава VII
РЕТОРТЫ. КОНДЕНСАТОРЫ. АЛЛОНЖИ
§ 1. Реторты для дестилляции: цинка. Общие сведения
Восстановление и дестилляция цинка осуществляются в
керамиковых ретортах. Последние по условиям процесса должны обладать
высокой огнестойкостью. Точка плавления массы, применяемой для
изготовления реторт, не должна быть ниже 1700°. Реторты должны быть
газонепроницаемы, легко противостоять резким колебаниям температуры и
обладать достаточной механической прочностью. Состав массы для реторт
должен быть подобран таким образом, чтобы корродирующее действие
шлака и штейна, образующихся при дестилляции, было незначительно.
Стенки должны быть достаточно теплопроводны, чтобы свести до минимума
разницу температур в печи и реторте.
Несмотря на то, что глина является плохим проводником тепла, плохо
сопротивляется резким переменам температур и разъедается шлаками и
штейном, она до последнего времени является почти единственным
материалом, идущим на изготовление реторт.
Расход реторт составляет одну из главных статей в себестоимости
металла. Средняя продолжительность службы реторты редко превышает
25 дней. При емкости в 80—100 кг в одной реторте можно проплавить
лишь 1.25—1.75 τ шихты.
Чем больше продолжительность службы реторт, тем менее потери
цинка. Смена вышедших из строя реторт связана с потерей времени на процесс
дестилляции. Чем больше реторт приходится менять, тем больше потеря
тепла на излучение во время этой операции. Чем дольше длится смена
реторт, тем меньше остается времени непосредственно на процесс
дестилляции.
В стенках реторты содержится около 3% цинка. Проедание стенок
реторт жидкоплавкими штейнами и шлаками связано с потерей цинка
через образовавшиеся отверстия.
Хотя за последние годы благодаря механизации процессов и
применению высоких давлений при прессовании качество реторт значительно
улучшилось, однако до сих пор не найдено эффективных средств борьбы
с корродирующим действием шлаков.
Возможность замены глины и шамота, применяемых для изготовления
реторт, карборундом или другими, более стойкими материалами,
является предметом упорных поисков. Попытки применить магнезит для
изготовления реторт не увенчались успехом. Делались также многочисленные
попытки пропитывать стенки реторт защитной массой из кокса, графита,
магнезита, боксита, карборунда. Для этой же цели в состав ретортной
массы вводится до 3% окиси циркония.

424
Часть третья. Металлургия цинка
Наблюдая причины выхода из строя реторт, можно заметить, что
последние проедаются главным образом в нижнем своем основании, на
расстоянии Уз длины, считая от устья реторты. Образующийся жидкий шлак,
стекая по слегка наклонной нижней стенке в переднюю часть реторты,
скопляется в одном месте и, постепенно размывая стенку, пробивает,
наконец, отверстие. Жидкий шлак при этом стекает на нижележащую
реторту, омывает ее, образуя борозды на ее поверхности. Нередко жидкий
шлак при этом пробивает отверстие в верхней стенке нижележащей
реторты. Если реторта сделана из недостаточно огнестойкой массы и при
действии высокой температуры в печи она дает прогиб, то место прогиба
является очагом разъедания скопляющимся здесь жидкоплавким
шлаком и штейном.
Для защиты нижележащих реторт от разъедания капающим с верхней
реторты железистым шлаком иногда применяют защитные магнезитовые
пластинки, которые накладывают сверху на переднюю часть реторт.
Этот метод связан с некоторыми трудностями. Смена накладок вызывает
более длительные остановки печи во время текущего ремонта. Кроме того,
перекрывая верхнюю часть реторты, магнезитовые пластинки образуют
как бы дополнительный изоляционный слой. Применение накладок не
устраняет, конечно, основной причины разъедания нижней стенки реторты
изнутри.
Автором был испытан следующий способ защиты реторт от проедания
их шлаком. Учитывая, что реторты проедаются главным образом в нижнем
своем плоском основании, в стенку была введена прослойка из
более устойчивой массы, как кокс, графит, магнезит, доломит или другие
вещества. Образование этой прослойки можно осуществить при
прессовании реторты, для чего необходимо предварительно ввести инородную
массу в соответствующее место в балло*
Результаты испытания получились благоприятные. Большая часть
реторт простояла в печи в 1.5—2 раза дольше, чем обыкновенные реторты.
Интересны опыты по получению реторт с внутренней рифленой
поверхностью. При заполнении продольных канавок графитовой или коксовой
массой продолжительность службы реторты несколько увеличивается.
На заводе Амарилло (США)1 испытывались реторты из карборунда,
круглого сечения с внешним диаметром 220 мм. Длина реторты 1500 мм.
Толщина стенок 28 мм. Усадка составляла 30 мм на 1 пог. м. Вес реторты
после сушки равнялся 105.5 кг; после обжига —101.5 кг. Масса для
изготовления реторт состояла из 65% карборунда и 35% пластичной глины.
Тонко измельченная глина тщательно смешивалась с карборундом
следующего ситового анализа:
Меш 14—36 40—70 80 и больше
% . 50±5 25±5 20±5
Состав карборунда; 28.4% С (связанного); 0.2% С (свободного);
67.1% Si (связанного); 1.9% Si02; 0.8% Fe; 0.37% СаО и 1.2%A1,0,·
Ретортная масса, увлажненная.до10% Н20, дважды пропускалась
через глиномялку и выдерживалась 20 дней во влажном месте. Реторта
изготовлялась на гидравлическом прессе при давлении 1750 кг. Сушка реторт
применялась естественная в течение-30 дней. Обжиг длился 48 час.
Максимальная температура обжига 900°, Продолжительность службы, реторты,
изготовленной из смеси глины и карборунда, составляла в среднем 175 дней,
1 Е. I. В г u d β г 1 і η, Transact., 121, Ш6.

Глава VII. Рвтогтч. Конденсаторы. Аллонжи 425
§ 2. Характеристика реторт
Длина реторты определяется требованиями механической прочности
при нагревании до высоких температур и удобством ее обслуживания
при загрузке шихты и выгрузке ранмовки. Реторты располагаются в де-
стилляционной печи таким образом, чтобы они могли омываться горячими
газами со всех сторон. Опираясь лишь концами, реторта представляет
собой балку, свободно лежащую на двух опорах, равномерно
нагруженную, с небольшим уклоном сзади наперед. Чем Еыше температура
размягчения ретортной массы, тем большей длины она может быть сделана.
Длина может меняться также в зависимости от формы поперечного
сечения реторты.
При определении высоты поперечного сечения реторты необходимо
иметь в виду следующее обстоятельство. При дестилляции пары цинка и
окись углерода проходят через шихту в вертикальном направлении снизу
вверх и затем собираются в свободном пространстве между шихтой и
верхней стенкой реторты. При плотной шихте, когда сопротивление
прохождению газов велико, необходимо уменьшить высоту слоя шихты. При
пористой шихте высота может быть увеличена.
При установлении высоты реторты необходимо также считаться со
скоростью реакции восстановления углекислоты в окись углерода при
помощи твердого углерода. Получаемая по реакции ZnO+CO=Zn+COa
углекислота должна успеть прореагировать с раскаленным твердым
углеродом во время своего движения через шихту снизу вверх.
Фиг. 175. Реторты для восстановления и дестилляции цинка
/—круглые; 2 — эллипсоидальные; 3 — овальные; 4 — приаматические
Применяемые в цинковом производстве реторты (фиг. 175) по форме
делятся на: круглые (1), эллипсоидальные (2), овальные (<3),
призматические {4). Размеры круглых реторт приведены в табл. 156. Размеры
эллипсоидальных реторт приведены в табл. 157.

426
Часть третья. Металлургия цинка
Таблица 156
Размеры круглых реторт (мм)
Наружная длина
900—1500
Внутренний
диаметр
100—200
Толщина стенок
25—30
Толщина днища
12—50
Таблица 157
Размеры эллипсоидальных реторт (мч)
Наружная длина
1250—1Г.00
Большая ось
250—300
Малая ось
170—180
Толщина стенок
30
Преимуществом эллипсоидальных реторт является большая жесткость,
что дает возможность делать реторты длиннее и с более тонкими стенками,
Средний вес сухой реторты ~ 65 кг.
Наиболее широкое распространение нашли овальные реторты.
Основные размеры овальных реторт приведены в табл. 158.
Таблица 158
Размеры овальных реторт (мм)
Наружная
длина
1150—1700
Большая ось
250—325
Малая ось
150—175
Толщина
стенок
25—30
Толщина
днища
40—ео
Вес, кг
80
Призматические реторты имеют вид коробки со сводчатой верхней
поверхностью. Реторта нижней плоской поверхностью лежит на подставке,
имеющей небольшой уклон сзади наперед. Длина ее 1600—2000мм,
ширина 150—200 мм, высота 500—600 мм. Вес реторты 100 кг. Стенки реторты
по длине имеют в сечении форму трапеции.
Теплопроводность реторты определяется количеством тепла, которое
проходит в 1 сек. через 1 см3 ретортной массы при разности температур
в 1° между внешней и внутренней поверхностью стенки, и составляет
0.003—0.005 кал.
Газопроницаемость реторты определяется количеством газа,
выраженным в кубических сантиметрах, которое может пройти в 1 сек. через 1 см3
ретортной массы. В среднем удельная газопроницаемость для новой
реторты составляет 0.05 см3 газа. Поры реторты при работе быстро
зашлаковываются изнутри и покрываются тонким слоем глазури снаружи.
§ 3. Сырье для изготовления реторт
Качество реторты в основном зависит от качества исходных
материалов. Чем выше качество сырья, входящего в состав ретортной массы, и
чем тщательнее соблюдены все необходимые технологические условия
при изготовлении реторты, тем дольше срок службы последней и тем
меньше, следовательно, будут потери металла.

Глава VII. Реторты. Конден-аторы. Аллонжи
427
Керамиковая реторта делается из смеси жирной глины, тощей глины,
шамота и кокса.
Жирная глина является пластичной связующей частью массы.
Обожженная глина (шамот) или кварциты действуют как отощающий
материал. Мелко измельченный кокс также является отощающим
продуктом.
Пропорции, в которых берутся составные части ретортной
массы, зависят от их состава и от выбранного состава самой ретортной
массы.
Глина. Глпна, идущая на изготовление реторт, должна отличаться
высокой огнеупорностью. Она не должна плавиться при 32-м номере
(1710°) и размягчаться при 10—14-м номере (1300—1410°) конуса Зегера.
Глина состоит из огнеупорных составляющих: каолинита, кварца
и неогнеупорных, разложившихся полевошпатовых минералов. Границей
между высоко- и малоогнеупорным материалом принято считать
температуру в 1580°.
Ниже приведены температуры плавления отдельных составляющих
глины.
Каолинит Al203-2Si02-xH20 содержит: 46.3% Si02; 39.8% А1203;
13.9% Н2°; плавится при конусе 35 (1770°).
Кварц Si02 плавится при конусах 27—28 (1650—1710°).
Глинозем А1203 плавится при 2010°.
Глина тем огнеупорнее, чем больше отношение в ней А1203 к Si02.
Ниже приведены температуры плавления некоторых силикатов
алюминия (табл. 159).
Таблица 159
Температуры плавления силикатов алюминия
Формула силиката
алюминии
A)203SiO»
Al.,03-2SiO»
Al208-3SiO,
AL03-5"iO,
А1203-83Ю,
Al2O3-10SiO„
Температура, СС
18r0
1830
17S0
1750
1710
1190
Неогнеупорными составляющими глины являются основания: MgO,
CaO, FeO, Na20. В их присутствии огнеупорность массы уменьшается
вследствие образования сложных, более легкоплавких силикатов. При
избытке глинозема эти примеси менее вредны, так как алюминаты более
тугоплавки, чем силикаты. Окислов щелочных и щелочноземельных
металлов в глине не должно быть более 1.5%. Количество железа не должно
превышать 2%. Серы не должно быть вовсе. Вредное действие оказывают
органические соединения. Общее содержание примесей в глине для
реторт не должно быть выше 5%.
Большое значение для качества реторт имеет равномерный
физический и химический состав глины. Равномерная окраска глины является
показателем ее качества.
Помимо огнеупорности, глины надо различать по их пластичности и
способности давать усадку.

428
Часть тргтъя. Металлургия цинка
Тощая глина огнеупорна и непластична. Жирная глина менее
огнеупорна, пластична и дает большую усадку. Обожженная глина непластична
и не дает усадки. Тощую и жирную глину смешивают в таких пропорциях,
чтобы получить ровную усадку и плотную массу.
Ретортная масса состоит из 60—70% непластичного и 40—30%
пластичного материала. Пластичная глина обволакивает частицы
непластичной и связывает последние в компактную массу.
В табл. 160 приведены анализы глин, применяемых для изготовления
реторт.
Состав огнеупорных глин (%)
Таблица 160
Компоненты
Часовяр-
ская
(жирная),
Украина
SiO„ .
А1203
Fe203
CaO
MgO
Влажность .
Потери при

прокаливании . . . .
49.0 —53.7
37.15—34.0
1.0 — 1.5
0.43— 0.98
0.3 — 0.7
22—23
9.4 —10.45
Просянов-
ская
(то тая),
Украина
Оплетихпн-
ская,
Зап. Сибирь
Мусохра-
новская,
Зап. Сибирь
59.7 —64.4 143.4 —57.4
23.7 —27.9 31.58—Ѵ.З
0.54— 1.25 0.72— 3.2
0.7
10-
- 0.8
0.3
-15
7.7 —9.75
0.">7— 0.84
0.07— 0.37
10.7—14.8
54.9 —56.56
^7.96—29.68
1.46— 3.54
0.21— 0.52
0.13— 0.28
8.66—12.02
Шамот. Количество шамота, входящего в состав ретортной массы,
зависит от степени пластичности жирной глины. При обяшге глины на
шамот температура должна быть достаточно высокой при окислительной
атмосфере в печи, чтобы все органические вещества полностью выгорели.
Шамот должен быть твердым, чтобы при измельчении получились
многогранные с острыми краями зерна. В табл. 161 приведены составы шамота.
Таблица 161
Si02
59.0
72.0
АI203
34.0
26.9
Состав шамота (%)
Fe203
3.5
0.9
CaO
2.1
0.2
MgO
0.28
0.06
Потери
при
прокаливании
1.12
0.40
Кокс. Кокс увеличивает сопротивление ретортных стенок против
коррозии. Газопроницаемость стенок реторты при наличии кокса
уменьшается. Частицы кокса должны хорошо обволакиваться глиной для
предохранения его от выгорания. В противном случае на месте выгоревших
частиц кокса остаются поры, способствующие проникновению в толщу
стенок шлака и штейна и разъеданию реторты.
Кокс прибавляют до 10% веса массы.
Масса для реторт должна быть кислой при кислой шихте и основной
при основной шихте. Кислая ретортная масса обладает тем преимуществом,

Глава VII. Реторты. Конден'аторч. Аллонжи 429
что температуры размягчения и плавления ее находятся Слизко друг к
другу. Обладая большой огнестойксстью, реторты из кислой массы могут
делаться длиннее без опасения их прогиба при нагревании. Недостатком
кислой ретортной массы является малая устойчивость при резких
изменениях температуры.
Ниже приведены составы массы, применяемые для изготовления рр-
горт (табл. 162).
Таблица 162
Состав ретортной массы (%)
Страна
ссср .... |
f
США . . , . \
\
Германия . .
Жирна»
глина
24
Г5
46
40
36
30
40
25
Тощая
глина
38
20
—
—
—
ГО
10
25
Шамот
29
35
46
50
54
30
40
35
Кокс
9
10
8
10
10
10
10
15
Сумма
100
100
100
100
100
100
100
100
Ретортная масса имеет следзгющие показатели механической прочности
Бескомовая Коксовая
Сопротивление на разрыв, кг/см* 29.5 26.0
Стрела прогиба, мм 14.8 15.0
Присутствие кокса несколько ухудшает механические свойства
ретортной массы.
При составлении массы для изготовления реторт шамот после помола
должен быть крупнозернистым, а кварц и кокс мелкозернистыми.
Замена кокса кварцем в виде муки несколько улучшает свойства
реторты.
§ 4. Приготовление ретортной массы
Ретортная масса состоит из глины, шамота и кокса. Глина сушится
при температуре около 90°. При более высокой температуре сушки глина
теряет свою пластичность. Глина, шамот и кокс измельчаются до разной
величины зерен: шамот до 5 мм, глина до 2 мм, кокс до 1 мм.
Крупность и форма зерен отдельных составляющих оказывают влияние
на качество реторты. При более тонком измельчении и круглых зернах
механические свойства реторты понижаются: она легко лопается. При
больших размерах зерен увеличивается пористость стенок.
Остроконечной формы зерна улучшают механические свойства.
Измельченные исходные материалы дозир'уются в определенных
пропорциях и проходят сначала через сухое, а затем мокрое смешение. В
качестве аппарата для сухого смешения находят применение смесители
Рапса или сухие шнековые смесители.
В табл. 163 приведены ситовые анализы сухой ретортной смеси.
Сухая смесь поступает в глиномялку, где она смачивается водой и
тщательно перемешивается., При изготовлении реторт на гидравлическом
прессе в массе должно содержаться приблизительно 10% влаги.

430 Часть третья. Металлургия цинка
Таблица 163
Ситовые "анализы сухой ретортной смеси
Меш
8
10
20
30
40
Сумма.
60
80
100
100
Сумма.
Всего .
%
3.00
55.02
21.11
79.13
8.80
2.51
1.51
8.04
20.87
%
16.00
25-90
26-70
7.£0
75.€0
6.60
5.80
2.10
9.60
24.10
100.0 100.0
%
30.8
28.5
13.5
6.5
79.3
4.5
6.8
3.0
6.4
20.7
100.0
Полученную из глиномешалок ретортную массу складывают в темные
помещения, покрывают влажной мешковиной и выдерживают в таком
виде от 3 до 8 недель. Делается это для увеличения пластичности массы.
Такое вылеживание массы называют «гниением». Природа гниения точно
не установлена. Несомненно, что при вылеживании получается более
равномерное распределение влаги в массе. Улучшение пластичности
объясняется также присутствием коллоидов, которые коагулируют под
влиянием кислот, получаемых вследствие брожения органических веществ
глины. Есть предположение, что увеличение пластичности
объясняется действием бактерий. После гашения ретортная масса вторично
пропускается через глиномялку и затем поступает на пресс-балло, а оттуда в
ретортный пресс.
§ 5. Прессование реторт
Керамиковые реторты на современных цинковых заводах
изготовляются на гидравлических прессах под давлением от 150 до 300 ат. До введения
гидравлических прессов для изготовления реторт применялись
бормашины и винтовые прессы.
Изготовление р'еторт на гидравлических прессах происходит
следующим образом.
В специальном аппарате ретортная ■ масса предварительно прессуется
в болванки (балло). Вес балло на 15—20% превышает вес сырой реторты.
Балло должны иметь совершенно гладкую и ровную поверхность. Для
изготовления балло применяются непрерывно действующие
вертикальные винтовые прессы, работающие по принципу глиномялки-
На фиг. 176 приведен вертикальный разрез непрерывно действующего
пресса-балло. Пресс —конической формы. По оси конуса проходит
вертикальный вал с лопастями·. При вращении вала лопасти переминают
ретортную массу и передвигают ее вперед к отверстию цилиндрического мунд-

Глава VII. Реторты. Конден'аторы. Аллонокч 431
штука. Из пресса масса выходит в виде сплошного, плотного
цилиндрического вала. Последний поддерживается снизу при помощи круглой
тарелки, уравновешенной контргрузом. Делается это для
предупреждения обрывов и образования трещин, которые могут возникнуть
Фиг. 176. Пресс-балло
под действием собственного веса массы, выталкиваемой из мундштука.·
По мере движения массы, тарелка опускается вниз. Когда длина цилиндра
сделается равной заданной длине балло, последнее срезается при помощи
тонкой проволоки.
Пресс-балло потребляет 45 л. с. Производительность пресса 40—45·
балло в 1 час.

432
Чф'.тъ третья. Металлургия цинка
Полученные балло направляются в ретортный пресс. На фиг. 177
показан гидравлический ретортный пресс. Он состоит из крышки а и
матрицы Ь, которые могут отодвигаться в сторону при помощи рукоятки.
В цилиндре і помещается балло. Когда крышка и матрица плотно
Фиг. 177. Гидравлический ретортный пресс
закрывают пресс, пускают в ход насосы. Сплошной (с) и
кольцеобразный (d) поршни начинают подниматься кверху. Одновременно
обратный поршень е начинает двигаться книзу, увлекая за собой
траверсу / с прикрепленными к ней двумя штангами g и g,. Штанги

щщшу/#№<ш<№
Фиг. 178." Схема цепи аппаратов ретортного производства
/—огнеупорные материалы; Я — мельница; 3 — ковшевой влеватор; 4— грохот; ί —смеситель;
ί — глиномялка; τ — помещение для вылеживания массы; S — полочный транспортер; 9 — пресс-
Салло; 10 — ретортный прѳсо; // — реторта

434 Часть третья. Металлургия цинка
сверху связаны с крышкой. Этим самым обеспечивается плотное
прилегание крышки и матрицы к цилиндру. Так как обратный поршень имеет
большую поверхность, чем цилиндр і, то по мере увеличения давления
на крышку и матрицу одновременно возрастает прижимное усилие на
крышку. Как только балло упрется в крышку, поршень а с матрицей h входит
в балло. В то же время кольцевой поршень d начинает отжиматься книзу.
Движение матрицы h ограничивается специальным устройством к и
упором /. В тот момент, когда устройство к достигает упора I, давление
автоматически прекращается. Пружины т и т1 поднимают штанги g и g ;
давление на крышку ослабляется, и крышка может быть отодвинута в
сторону. После этого снова пускают насос, и кольцеобразный поршень
выжимает реторту вверх^ Реторта обрезается проволокой. Поршни приводят
в первоначальное положение, матрица очищается, и в цилиндр загружается
новое балло.
При прессовании ретортная масса уменьшается в "среднем на 14%
своего первоначального объема.
Общая схема цепи аппаратов по производству реторт приведена
на фиг. 178.
§ 6. Сушка и глазурование реторт
В реторте, полученной на гидравлическом прессе, содержится 7— 8°Д,
влаги (иногда выше). Для удаления влаги реторты подвергаются сушке.
Вода в массе реторты занимает определенный, объем, и ее удаление
вызывает усадку. Во избежание образования трещин и деформации реторты
удаление влаги должно происходить медленно и равномерно при
постепенно повышающейся температуре·.
Большое внимание должно уделяться сушке в первый период процесса.
Скорость сушки должна соответствовать скорости прохождения паров
воды через поры реторты. При резком повышении температуры пары воды
будут разрывать массу, образуя трещины. При неравномерной сушке
могут получаться искривления по длине реторты. Сушка производится
в сушильных камерах и бывает естественная и искусственная.
Естественная сушка. Сушило при естественной сушке представляет
собой камеру с решетчатым полом, обогреваемую паровыми трубами,
расположенными под полом. Реторты ставятся на пол устьем кверху на
определенном расстоянии друг от друга. Одна реторта занимает около
0.1 м2 площади пола. В камере вмещается 700 — 800 реторт. Камера
должна быть хорошо изолирована, чтобы температура в ней была
достаточно равномерной. Температура в камере постепенно повышается. Сушка
длится около трех месяцев. Первые 1.5 месяца реторты сушатся при
температуре 15—25°. Затем температура поднимается до 40°, при которой сушка
длится около месяца. К концу сушки температура достигает 60—70°.
Сушка внутренней части реторты происходит вследствие того, что
насыщенный паром воздух легче, чем сухой при той же температуре. Воздух
внизу реторты насыщается парами воды, поднимается кверху и
заменяется сухим воздухом. Для ускорения процесса сушки воздух из камер
удаляется при помощи вентилятора.,
Искусственная сушка. Естественная сушка реторт протекает медленно.
При большом расходе реторт, в среднем от 3 до 5 на 1 τ цинка, требуется
значительная сушильная площадь. Запас готовых реторт составляет,
примерно, 25% годовой потребности.
На некоторых цинковых заводах применяется искусственная сушка
реторт. Последняя заключается в том, что через сушильную камеру

Глава VII. Реторты. Конденсаторы. Аллонжи
435
циркулирует воздух, увлажненный до определенной степени, в зависимости
от температуры подогретого воздуха.
Сушильный аппарат состоит из вентилятора, увлажнителя,
распределительной коробки, конденсатора и калорифера.
Сушильная камера размерами 6 χ 14 м вмещает 550 реторт. Пол -~
решетчатый. Под решетчатым полом находится свободное пространство
высотой 600 мм. Деревянной перегородкой от потолка до решетчатого
пола камера делится пополам. Камеру заставляют ретортами, наглухо
закрывают и пускают в ход сушильный аппарат. Включают вентилятор
и нагнетают в камеру воздух в течение четырех часов без подогрева.
Через 4 часа пускают пар в калорифер, и воздух начинают подогревать,
поднимая его температуру примерно на 3° в сутки. Воздух из калорифера
проходит через увлажнитель и затем через перекидной клапан
распределительного устройства в камеру. В местах впуска и выхода воздуха
помещаются по два термометра. Один из них показывает температуру
нагретого воздуха, другой — температуру воздуха, насыщенного парами воды.
Отходящий из камеры воздух проходит через конденсатор, отдает часть
своей влаги, поступает снова в калорифер и затем повторяется тот же цикл.
Искусственная сушка реторт длится 25—30 дней.
Регулирование процесса сушки производится по показаниям
психрометра. Сближение показаний температур на термометрах сигнализирует
о приближении точки росы. Тщательное наблюдение за работой
конденсатора, увлажнителя и психрометра дает возможность получить
высушенные реторты при минимальном количестве брака, не превышающем 1—2%.
При применении искусственной сушки запас готовых реторт может быть
доведен до 1.5 месячного, т. е. сокращен, примерно, вдвое по сравнению
с естественной сушкой.
Глазурование реторт. Чтобы уменьшить газопроницаемость реторты,
ее покрывают слоем из легкоплавкой смеси, которая при обжиге образует
глазурь. Последняя предохраняет также кокс от выгорания Глазурь
наносится с наружной стороны реторты. Смесь для глазури изготовляется
из глины, стекла, соды, кварцита в следующих, примерно, весовых
пропорциях.
1 Глины . . 60 Кварцита ........ 30 Соды. . 10
2 » . . 60 Доменного шлака .... 40 » . . 20
3 * . . 40—50 Стеклянной пудры . . . 40—50 » . . 10—20
В смесь для глазури иногда прибавляют плавиковый шпат или
сернокислый цинк.
Слой глазури не должен превышать 1—2 мм.
§ 7. Обжиг реторт
Перед загрузкой в дестилляционную печь реторты подвергаются
обжигу до красного каления. Цель обжига — удалить остаточную влагу и
нагреть реторту перед загрузкой в дестилляционную печь. Обжиг
производится при температуре 900—1000° в течение 12—20 час.
О. Мюльхаузер, обжигая ретортную массу, нашел, что до 376
удаляются гигроскопическая вода и органические вещества; с 376 до 660°
удаляется химически связанная вода; начиная с 660 до 781° потери в весе
незначительны.
Печь для обжига реторт (фиг. 179) представляет выложенную
огнеупорным кирпичом камеру со сводом. В поду печи имеются каналы, между

436
Часть третья. Металлургия цинка
которыми ставятся реторты. Печи бывают двух видов: с прямой и
обращенной топкой. В первых топки расположены внизу, а газы поднимаются
кверху, омывая реторты снизу вверх. В печах с обращенной топкой газы
двигаются сверху вниз вдоль реторт и уводятся через подовые каналы в
боров; в этих печах получается более равномерный нагрев реторт.
О. Мюльхаузер исследовал работу обжиговой печи с боковой топкой
с отводом газов через подовые отверстия. Реторты были поставлены
вертикально.
Ниже даны температуры реторт в разные периоды обжига:
з реторты
368°
•474°
621°
712°
768°
Устье реторты
486°
666°
746°
791°
814°
Нагрев получается неравномерным. Устье реторты нагревается сильнее,
чем нижняя ее часть.
При обжиге ретортная масса претерпевает ряд изменений. Кварц
переходит в аллотропическую модификацию. Зерна кварца увеличиваются
в объеме и растрескиваются. Ретортная масса, как бы чиста ни была
глина, содержит некоторое количество
пирита, окислов железа, гипса,
известняка, органических веществ и т. д.
Изменения, которые претерпевают
эти вещества во время обжига, могут
служить причиной образования
пустот и трещин в стенках реторты.
Реторта после обжига
непосредственно поступает в дестилляци-
онную печь. Необходимо следить,
чтобы раскаленная реторта не остыла
до загрузки ее в печь.
В обожженной реторте 28%
объема занято порами. Удельный вес
реторты 1.92. В цинковой печи при
Фиг. 179. "Печь для обжига реторт температуре 1300° пористость рето-
г * рты уменьшается до 24.5%, а удель-
I - *>ти; * - ««ВД^ вдовые щелк; ^ вес делается рашшм 2.
§ 8. Конденсаторы и их изготовление
Для конденсации цинка при дестилляции применяются керамиковые
трубы конической формы либо цилиндрические с коническим концом.
Длина конденсатора колеблется от 0.5 до 0.9 м. Диаметр малого отверстия
или устья конденсатора равен 0.08—0.1 м. Диаметр широкого отверстия,
которым конденсатор приставляется к устью реторты, составляет 0.25—
0.3 м. Толщина стенок конденсатора 20 мм.
Размеры и форма конденсаторов (фиг. 180) зависят от температуры и
количества газов, выделяемых из реторты в единицу времени, от способа
выгреба цинка, практикуемого на заводе, от качества материалов для
их, изготовления. Чем больше емкость реторты, тем значительнее
должен быть объем конденсатора.

Глава VI1. Реторты. Конденсаторы. Аллоноки
437
На заводах, где цинк выгребается один раз в сутки, конденсаторы
делаются больших размеров со специальным колильником для жидкого
металла.
Диаметр малого отверстия у устья должен быть достаточным, чтобы
внутрь конденсатора мог войти гребок, при помощи которого выгребается
расплавленный цинк и удаляются настыли. Размеры и форма большого
отверстия конденсатора зависят от сечения реторты. Если конденсатор
Фиг. 180. Конденсаторы для цинка
вставляется телескопически в устье реторты, то диаметр широкого
отверстия делается меньше сечения реторты. Если конденсатор приставляется
к рѳтортѳ, он обычно закрывает 2/3 устья реторты, считая сверху. Этим
самым устраняется возможность лопадания из реторты в конденсатор
частиц шихты или жидкоплавких продуктов, образуемых в процессе дестил-
ляции.
Конденсаторы, находясь вне печи, могут не обладать теми же
огнеупорными свойствами, что и реторта. Их можно изготовлять из
второсортных глин и шамота, взятых, примерно, в равных пропорциях. Весьма часто
вместо шамота к массе для изготовления конденсаторов прибавляются
очищенные черепки реторт. Приготовление конденсаторной массы
происходит в обыкновенных глиномялках, после чего она поступает на
изготовление конденсаторов.
Конденсаторы изготовляются механическим путем на штамповальных
машинах или гидравлических прессах.
На фиг. 181 показана штамповальная машина для изготовления
конденсаторов. Аппарат состоит из пробойника /, двигающегося в вертикальном
направлении, и вращающегося в горизонтальной плоскости круглого
стола g, на котором расположены формы. При помощи шкива Ъ
приводится во вращение вал а, на котором насажено зубчатое колесо с,
находящееся в зацеплении с колесом d, закрепленным на валу е. На этом же валу
находятся коническая передача / и коленчатый вал г. Последний приводит
в движение пробойник /'. При помощи зубчатой передачи / придается
вращательное движение столу g. Для вращения пробойника вокруг
вертикальной оси служат коническая передача п, вал т и цепная передача к.
Движения пробойника и стола отрегулированы таким образом, что когда штамп
опускается вниз, под ним находится форма, заполненная конденсаторной

.438
Ча"ть третья. Металлургия цинка
hl г.

Глава VII. Реторты. Конденсатора. Аллонжи
439
Фиг. 182. Гидравлический пресс для изготовления конденсаторов

440
Часть третья. Металлургия цинка
массой. Последняя в виде небольших балло, получаемых при помощи
винтового пресса, загружается в пустые формы. Машина потребляет 10 л. с.
Стол делает один оборот в 1 мин. В то же время пробойник делает 8 ударов.
Производительность машины составляет, таким образом, 480
конденсаторов в 1 час.
Более часто для изготовления конденсаторов применяют гидравлические
прессы периодического действия (фиг. 182). Работа на прессе
происходит следующим образом.
В приемник пресса загружается балло из конденсаторной массы.
Крышка цилиндра закрывается и пускаются в действие гидравлические
насосы. Поршень с конической поверхностью прессует верхнюю часть,
конденсатора. Крышка после этого откидывается в сторону, и при действии
кольцеобразного поршня выдавливается цилиндрическая часть
конденсатора.
Сырые конденсаторы сушатся в течение нескольких дней, затем
смазываются изнутри известковым молоком для более легкого удаления
корки, образующейся на внутренней стенке при конденсации цинка, после
чего обжигаются при температуре 800—1000°. В обжиговой печи
конденсаторы размещаются в горизонтальном положении.
На некоторых заводах ограничиваются лишь сушкой конденсаторов
без последующего их обжига.
Для увеличения механической прочности и удлинения срока службы
конденсаторов на них иногда надеваются рубашки из жести.
§ 9. Аллонжи
Аллонж представляет собой железный сосуд, надеваемый на конец
конденсатора, представляя как бы продолжение последнего. В аллонжах
улавливается тонкая цинковая пыль, так называемая пуссьера.
На фиг. 183 показаны формы наиболее употребительных на практике-
аллонж.
1 Ζ 3
Фиг. 183. Аллонжи
Форма аллонжа влияет на процесс конденсации цинка. Подбор
соответствующей формы аллонжа может улучшить процесс конденсации,
устраняя или ослабляя влияние факторов, способствующих образованию
пуссьеры.
Наблюдения за цветом пламени и окисью цинка, которая поднимается
в виде пыли над отверстием в аллонже, показали, что наиболее
совершенно улавливание пуссьеры происходит в аллонжах типа 4. Худшие
условия конденсации цинковых паров при работе с аллопжами типа 1, 2, 3
можно частично объяснить тем, что выходящие на стыке аллонжа и конден-

Глава VIII. Цинходеппилляционные печи
441
сатора горящие газы перегревают конец последнего. Вследствие этого
упругость пара цинка в этой части конденсатора возрастает, и условия
для конденсации ухудшаются.
Аллонжи делаются из 1-мм листового железа.
Глава VIII
ЦИНКОДЕСТИЛЛЯЦИОННЫЕ ПЕЧИ
§ 1. Общие сведения
Дестилляционные печи, применяемые в металлургии цинка, по свое*
конфигурации имеют вид горизонтально расположенной прямоугольной
призмы. Две такие призмы по длине располагаются рядом, образуя как
бы два смежных коридора. Средняя общая грань носит название
капитальной стены. Две противоположные капитальной стене стороны печи
являются фасадами. Верхние и нижние грани призмы соответственно служат
сводом и подом печи.
Внутренняя ширина печи, или расстояние между капитальной стеной
и фасадом, определяется длиной реторты. Длина последней, в свою очередь,
определяется механическими требованиями, огнестойкостью и
возможностью удобно и до конца загружать реторту. Ширина печи, таким образом,
лимитируется длиной ретор'ты и редко превышает 2000 мм. Что касается
высоты и длины, то в этих направлениях размеры дестилляционной печи
могут колебаться в довольно широких пределах.
Основным металлургическим аппаратом для дестилляции цинка
является реторта. С этой точки зрения цинковую печь можно рассматривать
как механическое, не связанное друг с другом технологически, собрание
отдельных муфелей. Каждая реторта работает самостоятельно, как бы
в отдельном горне. В цинковой дестилляционной печи рабочие
пространства (горны) для обогрева каждой реторты объединены вместе, образуя
общее рабочее пространство.
Работа каждой реторты в отдельности зависит исключительно от
температуры в печи вокруг нее. Для реакций полного восстановления цинка
из его соединений температура в печи должна быть не ниже 1400° и не
выше 1500°. При температурах ниже 1400° возрастает количество цинка,
остающееся в раймовке. Температуры выше 1500° вредно отражаются
на службе реторт, вызывая преждевременный их износ вследствие
усиления корродирующего действия образующегося шлака.
Дестилляционные печи в термическом отношении должны
удовлетворять основному требованию технологического процесса: иметь по всему
рабочему пространству печи во всех точках одинаковую, равномерную и
достаточную для дестилляции температуру. Перепад температуры, как
это имеет место в отражательных или шахтных печах, в дестилляционных
печах недопустим.
Таким образом, принципиальная возможность проектировать дестил-
ляционную печь на любое количество реторт лимитируется сложностью·
и трудностью регулирования теплового режима с получением равномерной
и достаточной температуры для нагрева реторт во всех точках рабочего
пространства. Кроме системы обогрева, выбор длины и высоты печи в
некоторой степени зависит от устойчивости кладки и качества огнеупорного
кирпича.

442 Часть третья. Металлургия цинка
Реторты в печи располагаются горизонтальными рядами. Глухим
концом они опираются на карнизы в капитальной стене. Передними концами
реторты лежат в нишах фасадной стены. Реторты устанавливаются с
небольшим уклоном сзади наперед. Чем выше расположена реторта, тем
больше делается уклон. Угол наклона делается с таким расчетом, чтобы
рабочему было удобно загружать шихту и выгружать раймовку из
реторты.
До настоящего времени на большинстве цинковых дестилляционных
заводов загрузка и выгрузка реторт и выгреб цинка из конденсаторов
производится вручную.
Рабочие, выполняющие эти операции, находятся в лучших условиях,
если они могут обслуживать верхние ряды реторт, стоя на полу рабочей
площадки, не прибегая к недостаточно устойчивым громоздким
передвижным платформам.
Число рядов реторт изменяется от одного до трех, реже до шести,
а иногда до восьми рядов.
Количество реторт в каждом горизонтальном ряду колеблется от 30
до 100.
Число реторт в одном печном агрегате колеблется от 200 до 1000 штук
и больше.
Печи делаются сдвоенными. Этим достигается значительная экономия
тепла, так как общая поверхность печи уменьшается. Кроме того, средняя
капитальная стена служит аккумулятором тепла, что способствует
выравниванию температуры в печи.
В Европе распространены трехрядные печи с числом реторт, не
превышающим в среднем 200. В Америке нашли применение многорядные печи
с числом реторт, доходящим до 1000.
Жесткие термические требования, предъявляемые к цинковым деетил-
ляционным печам, необходимость иметь во всех точках рабочего
пространства одинаковую и равномерную температуру ставит исключительные
трудности перед конструкторами при проектировании цинкодестилляпиои-
ной печи.
Несмотря на значительную давность, которую насчитывает парѳ-
металлургйческий способ получения цинка, практика до сих пор ие
выработала стандартного типа цинковой дестилляционной печи.
Фактически каждый завод вырабатывает -свою конструкцию
дестилляционной печи, постепенно совершенствуемой и рационализируемой,
управление которой представляет порой большое искусство и в
зарубежных странах часто является секретом предприятия. По некоторым общим
признакам дестилляционные печи можно разбить на несколько систем.
Одним из наиболее существенных признаков является способ отопления
печи. По этому признаку печи делятся на следующие системы:
1) регенеративные печи, отапливаемые
генераторным газом. Печи этой системы наиболее распространены.
Расход топлива на этих печах сравнительно невысок и составляет 1100—
1000 кг и ниже на 1 τ концентратов;
2) рекуперативные печи. Расход топлива на этих печах
можно довести до 1000 кг на 1 τ концентратов. Рекуперативные печи
применяются редко;
3)печи, отапливаемые натуральным газом. Эти
печи встречаются в районах, где имеются источники натуральных газов;
4) печи, работающие на жидком топливе.
Попытки использовать пылевидное топливо для обогрева печей не дали
положительных результатов.

Глава VIII. Цинкодестилящионные печи. 443
§ 2. Конструкция и классификация дестилляцнонных печей
Цинковая дестилляционная печь состоит из:
1) камер для размещения реторт и сжигания топлива;
2) устройства для регенерации тепла отходящих газов и
газоотводов.
По высоте печь можно- разбить на две части: верхнюю и нижнюю.
Границей между ними служит под печи, Верхняя часть печи включает
пространство для размещения реторт и сжигания топлива. Эта часть печи
представляет камеру прямоугольного сечения, ограниченную: сверху
сводом, с торцов массивными стенами, снизу подом. Длинные стороны
ограничены: сзади общей для сдвоенной печи капитальной стеной,
спереди фасадными стенами с нишами, вмещающими по две реторты
каждая.
В верхней части печи располагаются реторты в несколько
горизонтальных рядов с небольшим уклоном сзади наперед. Задними своими концами
реторты покоятся на выступах в капитальной стене, называемых
карнизами.
Иногда вместо карнизов капитальная стена делается уступами-
Количество уступов соответствует числу рядов реторт в печи. При
устройстве капитальной стены уступами длина реторт каждого ряда уменьшается
сверху вниз. При капитальной стене с карнизами длина всех рядов ретор-р
в печи одинакова.
Ниши в фасадной стене внутрь печи составляются из шамотовых плит..
Продолжением шамотовых стенок ниши с наружной стороны печи являются
вертикальные двутавровые литые колонны (стойки), снабженные
приливами, которые служат опорами для горизонтальных чугунных плит.
В последних имеются отверстия для проваливания вниз раймовки и для
отвода пыли и газов. На чугунных плитах, так называемых полках,
располагаются конденсаторы.
Свод печи делается общим на обе стороны печи, либо отдельно на
каждую сторону. В первом случае свод упирается только на
фасадные стены печи. Для этой цели вдоль всей печи укладываются
чугунные подпятники, покоящиеся на стойках- Если свод делается отдельно
на каждую сторону печи, то капитальная стена также служит опорой
для сводов.
Под печи делается с небольшим уклоном к фасаду и торцевым стенам
для удобства удаления скопляющихся жидких шлаков и черепков
реторт.
Для крепления печи служат вертикальные балки, связанные над
сводом тягами, а внизу — забетонированные в фундамент печи. С целью
предупреждения коробления и выпучивания вертикальных балок
вследствие термической деформации кирпичной кладки по середине высоты
печи вдоль длинных сторон устанавливаются горизонтальные фермы.
Над печью располагаются колпаки и вытяжные трубы для отвода пыли и
газов. Под колпаками вдоль длинных сторон печи устанавливаются ширмы,
защищающие рабочих от действия высоких температур, газов и пыли.
Закрывая спереди вертикальные каналы, образуемые стойками и фасадом
печи, ширмы тем самым способствуют отсосу газов и пыли.
В нижней части печи, расположенной под рабочей площадкой,
помещаются воздушные и газовые регенераторы или рекуператоры, а также
каналы для генераторного газа, воздуха и отходящих газов.
Расположение регенераторов под печью встречается наиболее часто. В этом случае

444
Часть третья. Металлургия цинка
под печи является также сводом регенераторов. Для предупреждения
попадания жидкого шлака в регенератор под печи выкладывается из
крупных шамотовых плит. Иногда под печи и свод регенераторов делаются
отдельно и между ними оставляется воздушное пространство для
охлаждения. Подобное устройство устраняет возможность проникновения жидко-
плавких продуктов в регенераторы.
В нижней части печи под рабочей площадкой расположены приемные
бункеры или карманы для раймовки.
Наиболее широкое применение получили дестилляционные печи
работающие на генераторном газе с регенерацией тепла отходящих газов
Для подогрева воздуха и газа. Отопление цинковых печей генераторным
газом обеспечивает равномерный обогрев, благодаря возможности
создания большого количества очагов >горения. Предварительный нагрев
подаваемых в печь воздуха и газа в регенераторах способствует выравниванию
температуры по всему рабочему пространству печи и поддержанию ее на
необходимом для процесса уровне.
Ниже приведены описания дестилляционных печей, нашедших
применение в пирометаллургии цинка. Поскольку способ подачи нагретых газа
и воздуха в печь, пути движения горящих газов в рабочем пространстве
и методы регенерации тепла являются основными факторами, от которых
зависит равномерность теплового режима печей, нами при описании
последних разобраны те конструктивные особенности, которые связаны с
системой обогрева.
По основному направлению газов в рабочем пространстве
дестилляционные печи можно разбить на две категории:
1) печи с движением газов в поперечном (вертикальном) направлении;
2) печи с движением газов в продольном (горизонтальном)
направлении.
К дестилляционным печам с движением газов в поперечном
направлении можно отнести следующие:
а) печь Биркенганг — подача генераторного газа и воздуха через
отверстия в поду печи;
б) печь Дорр-Делятра —подача генераторного газа и воздуха через
отверстия в своде печи;
в) печь Сименса —подача генераторного газа и воздуха через
отверстия в капитальной стене, расположенные под нижним рядом
реторт;
г) печь Нѳвресер-Сименс — подача газа и воздуха через отверстия
в капитальной стене под три нижних ряда реторт;
д) печь на жидком топливе —нефтяные топки у торцов, под сводом
печи, над верхним рядом реторт.
Во всех этих печах горячие газы отводятся через аналогичные
отверстия во второй половине печи.
К дестилляционным печам с движением газов в продольном
направлении можно отнести следующие:
а) печь Хегелера — подача газа с торца печи; подача воздуха через
трубы, расположенные вдоль фасадной стены печи;
б) печь на натуральном газе — подача воздуха и газа по
трубопроводам через отверстия в фасадных стенах печи;
в) печь Оверпельт — подача воздуха и газа через два ряда отверстий
в капитальной стене, расположенных под верхним и нижним рядом per
торт;
г) печь Танье — подача воздуха через три ряда отверстий,
расположенных в нижней половине капитальной стены. Подача газа через отвер-

Глава VIII. ЦипкодестиАляциоішыс печи
445
стия, расположенные в капитальной стене под сводом печи, над
отверстиями для подачи воздуха;
д) печь Чижикова — нефтяные инвертные топки у торцов печи для
газификации жидкого топлива. Подача воздуха от вентилятора через
отверстия в капитальной стене.
§ 3. Печи е поперечным движением газов
а) Печь Биркенганг. На фиг. 184 и 185 показана печь, работающая на
генераторном газе, с поперечным движением газов. Тепло отходящих
Фиг. 184. Цинкодестилляционная пѳчь с поперечным движением газов и подачей
последних через отверстия под нижним рядом реторт (поперечный рачреэ)
газов регенерируется для подогрева воздуха и газа. Печь —сдвоенная,
трехрядная, на 120 реторт, по 60 штук с каждой стороны.
Регенераторы расположены под печью. Каждая сторона печи обслу*
живается парой регенераторов: одним воздушным и одним газовым.
Воздух и газ по каналам из регенераторов поступают в нижнюю часть
нечи и смешиваются под нижним рядом реторт. Горящие газы поднимаются
вверх, омывая реторты первой половины печи, переваливают под сводом
над капитальной средней стеной, опускаются вниз во второй половине
печи, омывая реторты сверху вниз, и через соответствующие каналы,
расположенные в нижнейчасти второй половины печи, отводятся во вторую
пару регенераторов.

■¥і?**а*і%і%ілі*і><«*і%і2а>а<*і4і<і%і%і»а%азі%і*і*.і*і*а%і*і2іга
ииАиинйнннАиннйнннйнынАи и ы еЬ и и и
■гі?а*а*а«а*і»і*і%а%і%і2а*а%іга%і»і9і?а*а2і*і*і<іл«і«аі*а%і2агі
WMlBf
Фиг. 185. Цинкодестилллционная печь с поперечным движением газов и подачей
последних через отверстия под нижним рядом реторт (продольный разрез)

Глава VIII. Цинкодестилляиионные печи
447
Для предохранения отверстий от засорения их шлаком и черепками
реторт в нижней части печи имеется шлаковая камера, очистка которой
производится через окна в торцевых стенках.
Недостатками печи являются невозможность регулировать подачу
газа и воздуха в отдельные части печи из-за недоступности отверстий,
через которые поступают газы из регенераторов, и быстрое забивание
этих отверстий.
Фиг. 186. Внутренний вид цинкодестилляционной печи
На фиг. 186 показан внутренний вид камеры горения аналогичной
четырехрядной печи. Видны реторты, установленные в четыре ряда,
карнизы капитальной стены, отверстия в поду печи, внутренняя часть ниш.
б) Печь Дорр-Делятра. Печь — сдвоенная, трехрядная, на 240 реторт
(фиг. 187,188, 189). Воздух и газ, подогретый теплом отходящих газов,
поступают в камеры сгорания через отверстия в своде печи. Регенераторы
расположены в одну линию с печью, являясь ее продолжением.
Регенераторов четыре: два воздушных и два газовых. Каждая половина печи
обслуживается одной парой регенераторов. Для подачи воздуха и газа
и отвода топочных газов над сводом каждой половины печи проходит
по два смежных канала, из которых внешний связан с газовым
регенератором, а внутренний с воздушным.

Фиг. 187. Печь
Дорр-Делятра
(поперечный
разрез)
Фиг. 188. Печь Дорр-Делятра (продольный разрез)
Фиг. 189. Печь Дорр-Делятра (горизонтальный разрез)

Глава VIII. Цинкодестилляционные печи 449
В своде имеются поперечные щелевидные отверстия, через которые
воздух и газ из каналов поступают в подсводовое пространство печи.
Смешиваясь у выхода из отверстий под сводом, горящие газы опускаются
вниз, обогревая реторты первой половины печи, проходят по каналам
в капитальной стене, расположенным под нижним рядом реторт, в другую
сторону, поднимаются там вверх, обогревая реторты второй половины
печи, и через аналогичные отверстия в своде отводятся во вторую пару
регенераторов.
Отверстия в своде доступны для регулирования, что дает возможность
подавать необходимое количество воздуха и газа в любую часть печи.
Регулярной очисткой пода от шлака через окна в фасадной стене
предупреждается забивание и зашлаковывание каналов в капитальной стене.
При соответствующем регулировании давления воздуха и газа в
регенераторах и тяги в дымоходах возможно всегда иметь печь заполненной
горящими газами. На практике одна половина печи, со стороны додачи газов,
работает под некоторым давлением, а другая половина, со стороны
отвода, под разрежением. Наиболее слабо омываются газами передние
концы нижнего ряда реторт.
Основное преимущество описанных печей Биркенганг и Дорр-Делят-
ра с подачей газов по всей площади пода или свода заключается в
относительно равномерном распределении горящих газов по всему сечению
рабочего пространства печи. В печи Дорр-Делятра имеется, кроме того,
возможность усиливать горение в передней части печи, компенсируя тем
самым потери тепла на излучение и теплопроводность через фасадные
стены.
в) Печь Сименса. Печь — трехрядная. Регенераторы помещаются под
печью. Воздух и газ, пройдя регенераторы, поступают через ряд отверстий
в капитальной стене под нижний ряд реторт. Топочные газы поднимаются
кверху, омывая реторты первой половины печи, переваливают на другую
сторону над недоходящей до свода капитальной стеной, опускаются вниз,
омывая реторты второй половины и через аналогичные отверстия в
капитальной стене под нижним рядом реторт уходят в регенераторы второй
половины печи.
К недостаткам печи Сименса можно отнести неравномерность нагрева
реторт. Наиболее высокая температура наблюдается под нижним рядом
реторт, у места выхода газов из отверстий в капитальной стене.
Минимальная температура устанавливается у нижнего ряда реторт второй половины
печи. Кроме того, отверстия легко забиваются черепками реторт и шлаком.
г) Печь Невресер-Симе'нс. Дальнейшее свое развитие печь Сименса
нашла в печи системы Невресер-Сименс. Эта печь показана на фиг. 190.
Печь имеет 26.5 м в длину, 4.2 м в ширину и 2.8 м в высоту, считая от
рабочей площадки до свода. Регенераторы расположены под,печью. Длина
регенераторов равна длине печи. Ширина регенераторов равна 4.9 м,
высота —6.3 м. Печь —пятирядная, сдвоенная, вмещает 800 реторт —
по 400 реторт с каждой стороны. Реторты двух нижних рядов имеют
размеры (внутренние): длина 1500мм, диаметр 205 мм, толщина днища 37 мм,
толщина стенок 50 мм. Реторты трех верхних рядов делаются следующих
размеров: длина 1760 мм, диаметр 205 мм, толщина днища 32 мм, толщина
стенок 50 мм. Суммарная емкость всех реторт 38.5 м3. Камера сгорания
занимает объем в 90 м3.
Внутренний газовый и внешний воздушный регенераторы имеют
одинаковые размеры: 3.6 м в высоту, 0.74 м в ширину, 26 м в длину. Насадка
регенераторов занимает 2.82 м в высоту, 0.74 м в ширину и 26 м в длину.
На каждую пару регенераторов приходится 107 м3 объема.
29 Металлургия тяжелых цветных металлов

450
Часть третьи. Металлургия пипка
Воздух и газ, пройдя через соответствующие регенераторы π нагреты»
до 800°, направляются в каналы в капитальной стене н через три ряда
отверстий, расположенных у двух нижних рядов реторт, поступают в
рабочее пространство печи.
Горящие газы, поднимаясь
вверх, омывают реторты,
переваливают под сводом на другую
сторону, опускаются вниз,
нагревая реторты второй половины
печи, затем через аналогичные
отверстия в капитальной стене
поступают в другую пару
регенераторов, проходят через насадку
и по газоходам отводятся в
дымовую трубу.
β печи Невресер-Сименс с
тремя рядами отверстий для подачи
газа и воздуха, благодаря
большому количеству очагов горения,
температура распределяется
достаточно равномерно.
В печи типа Сименса
смешивание газа и воздуха происходит в
самой печи. Подача нагретых газа
и воздуха из регенераторов
происходит по всей длине печи.
д) Печь на жидком топливе.
Печь — сдвоенная, пятирядная, на
320 реторт — по 160 с каждой
стороны. Отапливается парафиніі-
стым мазутом. Форкамеры для форсунок расположены у торцевых
стенок под сводами печи. Печь обслуживается восемью форсунками —
по 2 форсунки на каждый угол. Мазут подается при помощи сжатого
воздуха под давлением 1.5—2 ат.
Печь работает на естественной тяге. Необходимый для горения воздух
засасывается через отверстия в фасадных стенах. Отверстия расположены
над ретортами — по два отверстия над каждой ретортой. Таких отверстий
имеется с каждой стороны около 340. Диаметр отверстия 10—15 мм.
Мазут, попадая в печь, газифицируется в рабочем пространстве под сводом
над верхним рядом реторт. Газы опускаются вниз между ретортами,
встречая по пути струйки воздуха, засасываемого через отверстия в
фасадной стене. Горящие газы омывают реторты сверху вниз и отводятся
через отверстия, расположенные в фасадных стенах в нижней части печи.
Тепло отходящих газов используется под котлами.
Недостатком печи является неравномерный нагрев реторт по высоте.
Перепад температур между верхним и нижним рядом реторт достигает
200°. Вследствие слабого перемешивания воздуха и газа использование
горючег® неполное.
Фиг. 190. Цинкодестилляционная печь
о поперечным движением газов и
подачей последних через отверстия в
капитальной стене (поперечный разре.ч)
§ 4. Печи е продольным движением газов
а) Печь Хегелера. Печь — едвоенная, шестирядная, на 912 реторт.
Отапливается печь генераторным газом, который поступает в печь через
отверстия в одной из торцевых стен. Газ двигается вдоль печи, омывая

Глава V1IT. Циіікогітті.і.ілциошіые прча
451
реторты в горизонтальном направлении. Воздух для горения газа подается
от вентилятора через ряд трубок, расположенных вдоль фасадной стены
печи. Для этой цели над сводом вдоль всей печи проходит воздухопровод
диаметром 0.9 м, от которого отходят
вертикальные 150-мм патрубки с трубками.
Через последние воздух поступает в печь.
Патрубки расположены на расстоянии 1250 мм
друг от друга. Количество подаваемого в печь
воздуха регулируется в каждом патрубке.
Сжиганием определенного количества газа
по пути его движения возможно
регулировать температуру в отдельных частях печи.
Наиболее высокая температура
устанавливается у места поступления газа.
Минимальная температура бывает у выходного
отверстия печи. Отходящие газы используются
под паровыми котлами.
б) Печь, отапливаемая натуральным
газом. Печь, работающая на натуральном газе,
показана на фиг. 191 и 192. Печь —
сдвоенная, пятирядная, на 680 реторт. Подача
газа осуществляется следующим образом.
Чугунные стойки фасада печи делаются
полыми. Газ подводится по трубе диаметром
100 мм. Труба тянется вдоль всей печи над
фасадной стеной. Патрубки диаметром 25 мм
спускаются вниз вдоль чугунных стоек.
Каждый патрубок снабжен двумя отростками
диаметром 12 мм. Отростки пропускаются
через отверстия в пуетотеЬой стойке в печь.
Воздух, необходимый для горения, нагнетается вентилятором в
трубопровод диаметром 0.6 м, проложенный над печью. Из трубопровода
воздух попадает в полые стойки, откуда через три трубки направляется в
печь. Таким образом, в каждой стойке имеется три воздушных и два
газовых сопла. Газ подается под давлением 18 см, воздух о см
Фиг. 191. Цинкодестилляцион-
ная печь, отапливаемая
натуральным газом (поперечный разрез)
Фиг. 192. Цинкодестилляционная печь, отапливаемая натуральным
газом (вид спереди)

452
Часть третья. Металлургия цинка
сз о>
со
Ри
*3
3
Я
Л
R
о
«
о
с
в
I

Глава VIII. Цанкодести.іляционные печи 453
водяного столба. Подача воздуха и газа регулируется специальными
задвижками. Горение происходит по всей длине печи. Топочные газы
отводятся через отверстия в одной из торцевых стен и направляются под
паровые котлы.
в) Печь Оверпельта. Печь имеет 17.8 м в длину, 5.38м в ширину,
2.5 м от рабочей площадки до свода и 4.15 м от рабочей площадки до
Разрез по 1-1
Фиг. 195. Печь Танье [горизонтальный разрез)
фундамента. Печь вмещает 264 реторты, по 132 с каждой стороны.
Реторты расположены в три горизонтальных ряда.
Под печью расположены два воздушных и два газовых регенератора.
Газовый и воздушный регенераторы располагаются по диагонали, занимая
противоположные углы. Капитальная полая стена, расположенная между
регенераторами, имеет камеру, в которую через ряд отверстий поступают
газ и воздух. В камере газ и воздух смешиваются. Горящие газы
поднимаются в камере капитальной стены кверху и через
два ряда отверстий поступают в рабочее
пространство в обе стороны первой половины печи. Один ряд
отверстий расположен под нижним рядом, второй
ряд под верхним рядом реторт. Горящие газы
двигаются вдоль печи, заполняя все пространство
между ретортами, и через аналогичные отверстия в
капитальной стене другой половины отводятся во вторую
пару регенераторов.
г) Печь Танье. Печь—сдвоенная, четырехрядная,
на 320 реторт (фиг. 193, 194, 195, 196). Двѳ пары
регенераторов расположены под печью. Воздух из
регенератора, нагретый до 800°, поднимается вверх
по вертикальным каналам в капитальной стене и
Фиг. 196. Перегородка через три ряда отверстий, расположенных между
в печи Танье нижними тремя рядами реторт, поступает в рабочее
пространство печи. Газ из регенератора, нагретый до 600—700°, по
вертикальному газоходу, расположенному у торцевой стены, направляется
в горизонтальный канал в капитальной стене, откуда через отверстия
в последней поступает в подсводовое пространство печи.
Печь по длине разбита тремя перегородками на 4 камеры.
Воздух и газ, поступившие в печь через отверстия в капитальной стене
в первой камере, смешиваются и поднимаются кверху, переваливают через
Простенок „А"
1
I I
1
π
π
I 1
1
η
η
I I
I
ΓΙ
ΓΙ
I I
1
7Ύ

454
Часть третьи. Мета.і.іурги.ч цинка
первую перегородку, опускаются вниз во второй камере и под
средней перегородкой проходят в третью камеру. При прохожденпи газов
через вторую камеру в нее поступает дополнительное количество
нагретого воздуха и газа через отверстия в капитальной стене.
В третьей камере газы поднимаются кверху, переваливают через
третью перегородку и опускаются в четвертой камере вниз, уходя через
аналогичные отверстия в капитальной стене в другую пару
регенераторов.
При такой системе подачи газа и воздуха и движения горящих газов
при соответствующем регулировании сечения каналов и отверстий имеется
Ч60О
ВоздухогіроВодяіцая
'mpyffa от Вентилятора
Фігг. 197. Цинкодестилляционная печь на жидком тошпше (поперечный разрез)
возможность получить довольно равномерную температуру во всех
точках рабочего пространства печи.
д) Печь Чижикова на жидком топливе. Печь Чижикова на жидком
топливе показана на фиг. 197. Печь —сдвоенная, пятирядная, на 400
реторт. Она снабжена четырьмя инвертными топками — по одной топке
на каждом углу печи. Фактически каждый угол печи работает
самостоятельно. Получается блок из четырех печей. Топки, в которых разбрызги-

Глава IX. Практика работы при деыпилляции цинка
4d->
вается при помощи форсунок нефть, служат одновременно газифнкацион-
ными камерами. Газы из топки двигаются затем вдоль печи, омывая
реторты в горизонтальном направлении.
Воздух, необходимый для горения, подается вентилятором в
центральный трубопровод, проходящий над печью. При помощи патрубков
воздух направляется в вертикальные каналы в капитальной стене, откуда
по горизонтальным отверстиям поступает в печь. Подача воздуха в печь
регулируется при помощи задвижек у каждого патрубка. Горение
происходит по всему пути движения газов. Отходящие газы используются под
паровыми котлами.
Г .ι и в а IX
ПРАКТИКА РАБОТЫ ПРИ ДЕСТИЛЛЯЦИИ ЦИНКА
§ 1. Шихта и ее приготовление
а) Физические свойства и газопроницаемость шихты. Шихта,
загружаемая в реторты дестилляционной печи, состоит из увлажненной смеси
•обожяданных концентратов и угля-восстановителя.
Физические и химические свойства составляющих шихты,
поступающих на дестилляцию, должны отвечать двум основным требованиям:
быстрому и полному восстановлению цинка из окислов при минимально
возможной температуре и получению сухих, неспекающихся, легко
выгружаемых из реторты остатков (раймовки). Восстановление окиси цинка
протекает преимущественно при помощи окиси углерода. Образующаяся
при этом углекислота тут же снова восстанавливается раскаленным
углеродом до окиси. Для создания благоприятных условий по взаимодействию
между газами и твердыми частицами шихты необходимо, чтобы последняя
была однородна по своему составу, проницаема для газов и обладала
достаточно большой реакционной поверхностью.
При смешивании обожженных цинковых концентратов с мелким
антрацитовым штыбом отдельные частицы руды могут прилипать к
более крупным зернам угля-восстановителя. Увлажнение шихты
способствует прилипанию, а следовательно, лучшему контакту
между рудой и углем. Количество воды составляет около 10% веса руды.
Испаряясь в начале дестилляции, пары воды оставляют поры, облегчая
тем самым прохождение газов и паров цинка через шихту. Добиться
полной однородности шихты при различной величине зерен концентрата и
восстановителя и разных удельных весах их представляется
затруднительным: сухой концентрат отслаивается и собирается в виде отдельных
скоплений в самой шихте или на нижней стенке реторты.
Обжиг со спеканием устраняет эти недостатки. Получаемые после
агломерации пористые, губчатой структуры, зерна руды являются наиболее
доступными для действия окиси углерода. При дроблении агломерата на
соответствующих валках отдельным зернам придается остроугольная
шероховатая форма, чем предупреждается расслаивание шихты. Состав
последней получается при этом более однородным.
Газопроницаемость руды является важным фактором в процессе
дестилляции. Величина зерен обожженной цинковой обманки не должна
превышать 3 —4 мм.

456
Часть третья. Металлургия цинка
Крупные зерна агломерата восстанавливаются труднее, чем мелкие.
Объясняется это тем, что в процессе дестилляции наблюдается оплавление
больших кусков агломерата. Поры при этом зашлаковываются с
поверхности, и внутренние части обожженного продукта остаются вне действия,
осстановительных газов.
Опыты, проведенные на Беловском заводе по изучению влияния
крупности агломерата на степень извлечения металла, дали следующие
результаты (табл. 164).
Таблица J 64
Влияние размера зерен агломерата
на извлечение цинка
Величина зерна, мм
Неклассифицированный
агломерат
-10
—10;+3
—3
—10;+2
о
Извлечение цинка
%
69.72
60.2
76.04
75.03
68.49
70.10
Как видно из таблицы, наиболее высокое извлечение металла
получается при величине зерен агломерата от 3 до 10 мм.
Крупные зерна содержат больше серы, что видно из анализа
отдельных фракций измельченного агломерата (табл. 165).
Таблица 163
Содержание серы в агломерате
Величина
зерна, мм
> 12
12—7
7 — 3
3 —0.75
0.75— 0.54
< 0.54
Выход фрік-
дни, % S, %
25.40
15.31
16.82
20.38
4.73
17.36
4.05
2.04
1.87
1.16
1.70
1.68
б) Химические свойства шихты и раймовки. Одним из требований,,
предъявляемых к шихте, является получение сухой, неспекшейся
раймовки. В значительной мере это зависит от химического состава руды.
Обожженный или агломерированный цинковый концентрат, содержащий более-
50% Zn в виде окиси, является сам по себе тугоплавким продуктом.
Наличие железа до 15% и свинца до 3% не сказывается в начальной стадии'
процесса дестилляции на плавкости шихты. По мере восстановления окиси
цинка и дестилляции последнего шихта постепенно обогащается
содержанием железа. Последнее в обожженной руде находится
преимущественно в виде окиси. Восстанавливаясь в процессе дестилляции до
закиси, железо соединяется с кремнекислотой, образуя силикаты.
Присутствие в шихте окиси и силикатов свинца понижает темпе-·
ратуру плавления сложных силикатов. Легкоплавкая раймовка.

Глава IX. Практика работы при дестилляции цинка 457
действует энергично на стенки реторт, разъедая последние. Кроме
того, жидкоплавкие продукты, покрывая пленкой и ошлаковывая
отдельные частицы шихты, затрудняют взаимодействие между восстановителем
и окисью цинка. Наличие сульфидов железа является причиной
образования штейнов, действие которых аналогично шлакам. Ввиду этого
необходимо стремиться к минимальному содержанию железа в шихте.
Однако цинковые руды почти всегда ассоциированы с железом. При
флотационном обогащении сульфидных цинковых руд часть железа остается в
концентратах. Содержание его в последних колеблется в довольно
широких пределах. Для нормального хода процесса дестилляции количество
железа в концентрате не должно превышать 7—10%. При большем
его содержании коррозия и проедание реторт происходят весьма
интенсивно, и приходится .принимать специальные меры для увеличения
тугоплавкости раймовки.
Степень вредного действия железа определяется наличием ряда
других факторов. Для образования силикатов обязательно присутствие крем-
некислоты. Легкоплавкость образующихся силикатов зависит от
соотношения основных и кислотных окислов. В зависимости от температуры
одно и то же количество железа может оказывать разное влияние
на ход процесса и на свойства раймовки. Чем легче восстанавливается
руда, тем ниже может быть температура в печи и тем больше при прочих
равных условиях может находиться железа в шихте.
Скорость, с которой высшие окислы железа восстанавливаются при
дестилляции до металлического железа, также является фактором,
позволяющим регулировать содержание железа в шихте. Чем больше железа
успевает восстановиться до металла, тем меньше образуется шлаков.
Наиболее эффективное действие по борьбе с корродирующим действием
железистых шлаков и штейнов оказывает разрыхление шихты
избыточным количеством угля-восстановителя.
в) Горючее-восстановитель. В качестве восстановителя применяется
антрацитовый штыб, который всегда содержит некоторое количество золы.
После выгорания углерода зола топлива при высокой температуре может
расплавиться. Отсюда понятно, что восстановитель должен быть по
возможности малозольным. Количество восстановителя, прибавляемого в
шихту, составляет 35—50%, а при сильно железистой шихте доходит
до 60% веса концентрата.
Основной реакцией при дестилляции является восстановление окиси
цинка углеродом
ZnO + C = Zn + CO.
По этой реакции на одну часть цинка требуется 0.184 части углерода.
Железо, которое в рудѳ находится в виде окиси, взаимодействует с
углеродом по реакциям:
Fe203 + C = 2FeO + CO,
Fe203 + 3C = 2Fe + ЗСО.
По первой реакции на одну часть железа требуется 0.11, по второй —0.33
части углерода.
Восстановление свинца идет по реакции
РЬО + С = РЬ + СО.
По этой реакции на одну часть свинца требуется 0.05 части углерода.

458
Часть третьи. Металлургия цинка
Если задаться средним составом обожженного концентрата в 50% Zn,
15% Fe и 3% РЬ, то теоретически необходимое количество углерода для
полного восстановления окислов цинка, железа и свинца до металлов
составит:
для Zn 50-0.184= 9.20% веса концентрата
» Ff . .... 15-0.33 = 4.95% » »
» РЬ 3-0.05 = 0.15% » »
В и іто 14.30%
В действительности, извлечение цинка составляет примерно 90%;
восстановление железа частично идет до закиси, частично до металла.
Если допустить, что половина железа восстанавливается до закиси, а
половина до металла, то на восстановление железа потребуется углерода:
на восстановление Fe..03 до FeO 7.5-0.11=0.825
» » Fe"„03 » Fe \ ·.-.-.. . 7.5-0.33=2.475
В с ее о 3.3 части углерода
Всего на восстановление 100 частей руды потребуется углерода:
для Zn ί).20-0.9=8.28
» Fe 3.30
» Pb · · 0.15
Всего 11.73 части углерода
При содержании углерода в восстановителе, равном 80%, необходимо
угля от веса обожженного концентрата:
П.73-10О ,, ?
На практике количество прибавляемого восстановителя в 3—4 раза
больше теоретически необходимого. Такой избыток углерода
прибавляется для увеличения поверхности контакта между частицами угля и
концентрата, для обеспечения реакции восстановления С02 до СО твердым
углеродом и для повышения тугоплавкости раймовки.
' В угле-восстановителе содержится некоторое количество
летучих веществ. Н-аличие углеводородов в антрацитовом штыбе полезно,
так как, разлагаясь в реторте, они образуют сажу, которая оседает в
мельчайших порах шихты, способствуя восстановлению окиси цинка. С этой
целью иногда к шихте прибавляют небольшое количество нефти.
К антрацитовому штыбу полезно примешивать коксовую мелочь,
особенно в тех случаях, когда стремятся иметь более высокую темпе-
ратурз^ в реторте. Применение коксовой мелочи ограничивается более
высокой стоимостью ее по сравнению с антрацитовым штыбом и тем, что
кокс не образует углеродистой сажи. Кроме того, кокс медленно сгорает
и не дает достаточного количества СО. Этим замедляется получение
необходимого давления для вытеснения цинковых паров и для
предупреждения засоса воздуха и углекислоты через устье и сквозь поры реторты
из топочного пространства печи.
Опыты, проведенные Г. Штейнгардтом на Беловском цинковом
заводе, по установлению оптимального соотношения между антрацитовым
штыбом и коксом показали, что по мере увеличения количества кокса
повышается образование конденсаторной пыли при одновременном
уменьшении пуесьеры. Объясняется это колебанием начальной температуры в

Г.иіеа IX. Практика работы при дести.ищии цинка 459
конденсаторе, которая зависит от содержания летучих веществ в горючем-
восстановителе. Количество кокса не должно превышать 50% веса
восстановителя. Для хорошего смешения величина зерен восстановителя
не должна быть больше 6 мм и менее 1 мм.
Изучение влияния размеров зерен восстановителя на процесс дестил-
ляции показало, что физические свойства горючего имеют большое
значение при дестилляции цинка. Опыты' с тремя сортами восстановителя:
і) непросеянным штыбом, содержащим зерна, начиная от 1 мм до кусков
величиной в орех, 2) верхним отсевом с величиной зерен более 5 мм и
3) нижним отсевом с величиной зерен менее 5 мм показали, что применение
более мелкой фракции штыба оказывает благоприятное действие как на
выход цинка, так и на расход реторт. Выход металлического цинка при
работе с мелким отсевом на 3.07% больше выхода цинка при работе с
непросеянным штыбом и на 6.23% больше, чем при работе на штыбе,
крупность зерна которого больше 5 мм1.
Благоприятные результаты, полученные при мелкозернистом
восстановителе, можно объяснить большей однородностью шихты; общая
поверхность соприкосновения получается больше, и процесс восстановления
идет интенсивнее. При мелком штыбе заметно уменьшается корродирующее
действие раймовки на стенки реторт. Расход реторт на единицу цинка
уменьшается. При этом можно держать более высокую температуру в
печи, интенсифицируя тем самым процесс дестилляции. При мелком
штыбе легче сохранить раймовку сухой.
К шихте для дестилляции могут также примешиваться оборотные
продукты: богатая раймовка из передней части реторт, конденсаторная пыль,
черепки конденсаторов с высоким содержанием цинка и др. К шихте
прибавляется и некоторое количество хлористого или углекислого натрия для
окрашивания пламени.
г) Приготовление шихты. Все составляющие шихты для удобства
дозировки хранятся в бункерах шихтарника, в котором устанавливаются
шихтосмесительные аппараты. Шихтарники на цинковых заводах состоят
из ряда металлических четырехугольных бункеров, из которых 2/3
предназначаются для хранения агломерата и оборотных материалов, а Ѵ3
для угля-восстановителя.
Шихтосмесительные аппараты располагаются по середине шихтарника.
По краям последнего устанавливаются измельчительная аппаратура и
грохота. Прогрохоченные материалы при помощи ковшевых элеваторов
и шнеков или транспортерных лент распределяются по соответствующим
бункерам. Последние снизу снабжены затворами. Под бункерами
двигаются электрокары с вагонеткой. Подъезжая под бункер, вагонетка
заполняется материалом, который отвозится к приемнику ковшевого элеватора.
Последним шихтуемые материалы доставляются к загрузочной воронке
шихтосмесителя.
Аппараты для смешивания шихты применяются двух типов: Рапса и
Немеса. Наиболее употребителен шихтосмеситель Рапса.
Смеситель Рапса. Периодически действующий смеситель Рапса (фиг.
198) состоит из вращающегося вокруг горизонтальной оси конического
барабана с укрепленными с внутренней стороны лопастями. Смеситель
имеет вращение в одну и другую сторону. Загрузка и выгрузка материала
производятся через два отверстия в малом днище смесителя. Шихта
загружается порциями. При объеме смесителя в 15 м3 в один прием загру-
1 Д. Чижиков. Вестник металлопромышленности, № 12, 1927..

460 Часть третья. Металлургия цинка
жается 4—5 τ обожженной руды и 50% антрацитного штыба. Засыпка
производится при вращении барабана. Когда последний заполнится, ему
дают вращаться 3—5 мин. в том же направлении, затем дают аппарату
обратное вращение. Сшихтованный материал через нижнее отверстие в
днище высыпается в приемный бункер ковшевого элеватора, который
перегружает шихту на транспортер, доставляющий ее в цинковый цех.
Процесс з.асыпки и перемешивания одной порции длится 20—25 мин.
Полезный объем смесителяі 5 м3; мощность моторов 10—12 л. с. Число
оборотов в минуту 5.
Смеситель Немеса. Особенность этого смесителя состоит в том, что
выгрузка сшихтованного материала производится со стороны широкого
днища при отодвигании последнего. Благодаря этому вращение
смесителя происходит лишь в одном направлении.
Для лучшего перемешивания шихта не должна сильно увлажняться.
Поэтому количество влаги в шихте, выходящей из смесителя, не
превышает 4—5%. Остальное количество воды прибавляется к шихте
непосредственно перед загрузкой ее в реторты.
Для доставки сшихтованного материала в дестилляционный цех
применяются вращающиеся трубы или транспортерные ленты.
§ 2. Обслуживание дестилляционных лечей
а) Загрузка и выгрузка реторт. Работа у дестилляционной печи
сводится к следующим четырем основным операциям: 1) выгрузке раймовки
из реторт, 2) загрузке свежей шихты в реторты, 3) смене вышедших из
строя реторт и 4) выгребу цинка из конденсатора. Все эти операции с
трудом поддаются механизации из-за небольших размеров реторт и
конденсаторов. На большинстве дестилляционных заводов все операции по
обслуживанию печи производятся вручную. Работа — физически тяжелая,
протекает в условиях высоких температур и выделения значительного
количества газов и пыли. От обслуживающего персонала требуются
большой навык и сноровка.

Глава IX. Практика работы при де.чпилляции цинка 461
Цинковая печь работает периодически. Один раз в сутки из реторт
выгружают остатки от дестилляции, так называемую раймовку, и загружают
свежую шихту. Процесс загрузки и выгрузки называется маневром. При
маневре производится также смена вышедших из строя реторт.
Цинк выгребается из конденсаторов периодически. Число выгребов
колеблется от одного до пяти. Последний выгреб цинка происходит
перед началом выгрузки раймовки и совпадает во времени с началом
маневра.
Маневр на заводах стремятся провести в максимально короткий срок.
Чем быстрее заканчиваются операции выгрузки и загрузки и смена
вышедших из строя реторт, тем больше времени остается непосредственно на
восстановление и дестилляцию, тем, следовательно, полнее протекает
процесс и выше процент извлечения металла. В среднем маневр длится
4—5 час. Непосредственно операции выгрузки и загрузки длятся 2.5—
3 часа. Количество подлежащих смене реторт и текущий ремонт печи
определяют большую или меньшую общую продолжительность маневра.
б) Маневр. Существуют два способа проведения маневра. По первому
способу за отдельным рабочим закрепляется определенное количество
реторт, на которых им производятся все операции: последний выгреб
цинка, выгрузка раймовки, загрузка свежей шихты, очистка и установка
конденсатора и т. д. В среднем на одного рабочего приходится 20—25
реторт.
Операции при маневре производятся в следующей последовательности:
после выгреба цинка из конденсаторов последние осторожно снимаются и
очищаются от осевшей на внутренней поверхности в виде рыхлой корки
металлической пыли. Очистку необходимо проводить при горячем
состоянии конденсатора. Остывшая и затвердевшая корка сбивается с трудом.
После снятия конденсаторов печевыѳ рабочие длинными круглыми
скребками выгребают раймовку из реторт. Раймовка проваливается через
отверстия между печью и рабочей площадкой в специальные карманы,
расположенные в подвальном этаже. Выгрузка производится по
горизонтальным рядам реторт сверху вниз. После выгрузки раймовки реторты
тщательно очищаются от приставшего к стенкам шлака. Это необходимо
делать потому, что шлак, расплавившись при следующей операции, может
интенсивно разъедать стенки реторт. Кроме того, остающийся слой шлака
на внутренней поверхности реторты уменьшает ее теплопроводность.
Когда реторта очищена от шлака, проверяют, нет ли в ней трещин, или
проеденных шлаком отверстий. Узнается это по следующим признакам.
Трещины в раскаленной реторте имеют темную окраску. Кроме того, в
местах, где имеются сквозные трещины, у внешних стенок реторты в печи
видны голубые язычки горящих паров цинка. Образовавшиеся
отверстия узнаются при помощи железного крючка, которым рабочий
проводит по внутренней поверхности реторты. Весьма эффективным для
проверки целости реторт оказывается следующий способ. В печи
создается положительное давление при избытке генераторного газа. Внутри
реторты при этом на местах, где имеются сквозные трещины и отверстия,
образуются небольшие факелы горящего газа.
После, удаления раймовки приступают к загрузке в целые реторты
свежей шихты. Загрузка, так же как и выгрузка, производится по
горизонтальным рядам, но в обратном направлении: снизу вверх. При помощи
совка рабочий забрасывает увлажненную шихту в реторту, в то
время как его подручный утрамбовывает ее специальным инструментом.
После заполнения реторты шихту протыкают под верхней стенкой
длинным железным прутом. Делается это для того, чтобы предупредить вы-

462
Чагціь третьи. ЛIшпа.і.іургля ііитіч
бросы шихты из реторты. Пары воды и газы, образующиеся в реторте, при
ртсутствии хода в утрамбованной шихте с силой выбрасывают последнюю
наружу. После загрузки шихты к ретортам приставляются конденсаторы
которые примазываются влажной смесью из ігггыба и глины. Затем
приступают к смене вышедших из строя реторт. При помощи длинного лома устье
реторты обивается -по окружности, после чего последняя вытаскивается
из печи..Новая обожженная реторта в нагретом до 800° состоянии
подносится к дестилляциошшй печи, ставится задним концом на полку и при
помощи длинной газовой трубы вдвигается в печь. Задним своим концом
реторта ставится на карниз капитальной стены. Передним концом реторта
опирается на нижнюю полку ниши в фасадной стене печи. Щели между
устьем реторты и стенками ниши заделываются огнеупорной глиной,
которая во влажном виде прижигается накаленной докрасна трамбовкой.
Загрузка шихтой новых реторт производится после того, как они
достаточно прогреются.
При описанном способе обслуживания печей маневр на всех печах
начинается одновременно. Это создаст большие неудобства и тесноту в цехе.
У печей лежит заранее заготовленная шихта. Каждый печевой рабочий
должен быть снабжен полным комплектом инструмента, ассортимент
которого довольно разнообразен (фиг. 199). Печелые должны проделать
все операции по обслуживанию
печи: выгрести цинк, снять и
очистить конденсаторы, выгрузить
раймовку и очистить реторту,
загрузить свежую шихту, приставить
конденсаторы. Кроме, того, они
должны участвовать в ремонте
печи и смене реторт. Так как
производительность реторты зависит в
значительной мере от качества
обслуживания, делаются понятными
те высокие требования, которые
предъявляются к квалификации
печовых рабочих.
Неудобством является также
то обстоятельство, что все печи
должны быть снабжены
необходимыми защитными устройствами
для предохранения рабочих от
действия высоких температур и
пыли. Устройство всевозможных
ширм, двигающихся в
вертикальном направлении по фасаду печи,
сильно усложняет работу и
обходится довольно дорого. Все эти
неудобства в значительной мере
устраняются при поточно м способе обслуживания дестилляционных печей.
Поточная система заключается в следующем. Бригада рабочих,
состоящая из нескольких человек, двигается вдоль печей. Первый
рабочий выгребает цинк из конденсаторов. Второй рабочий,
двигающийся вслед за первым, снимает конденсаторы, относит их в.
сторону и тут же тщательно очищает от приставшей к внутренним стенкам
корци. Третий рабочий, защищенный вертикальной массивной ширмой,
двигающейся на роликах но рельсам вдоль фронта печи, сквозь круглый
Фиг. 199. Инструментарий по оСолужива-
ііию цинкодестилляциоиной печи

Глава IX. Практика раооты при дестилляции, цинка 463
небольшие отверстия в ширме просовывает вглубь реторты
двухдюймовую трубу, через которую под напором подается вода. Конец трубы
заделан, и в нем пробиты отверстия диаметром 2—3 мм, через которые вода
поступает в реторты. Труба вдвигается через раймовку до дна реторты.
При быстром испарении попадающей в реторту через трубу воды рай-
мовка парами последней выбрасывается наружу и ударяется о ширму.
Чтобы раймовка не рассыпалась по сторонам, ширма снабжена
загнутыми внутрь краями. По ширине ширма охватывает 2—4 вертикальных ряда
реторт. Верхний конец ширмы подходит под колпак вытяжного
устройства печи. Нижним концом ширма граничит с краем отверстия в рабочей
площадке у печи, через которое раймовка проваливается в расположенные
внизу карманы.
Выгрузка раймовки при помощи паров воды возможна лишь в том
случае, если остатки от дестилляции получаются не спекшимися, в сыпучем
состоянии. Если раймовка получается в тестообразном или полужидком
виде, этот способ выгрузки неприменим.
Четвертый рабочий, двигаясь вслед, зачищает остатки раймовки и
исследует целость реторты. Для удобства работы рабочий защищен
вертикальной ширмой, двигающейся подобно первой на роликах по тем же
рельсам. В ширме имеются отверстия, соответствующие сечению реторт.
Отверстия снабжены дверками.
Пятый рабочий загружает реторты свежей шихтой. В отличие от
первой системы, при которой загрузка производится последовательно по
горизонтальным рядам, при поточной системе загрузка производится по
вертикальным рядам реторт. Рабочий-загрузчик также снабжается
специальной ширмой, передвигаемой тем же способом, что и предыдущие.
Шихта к печи доставляется на электрокаре, на которой установлен бункер,
снабженный лотком. Рабочий набирает шихту с лотка при помощи совка.
Электрокара двигается вслед за рабочим-завалыциком. При такой системе
загрузки нет необходимости в предварительной развозке шихты по печам.
Достаточно иметь в цехе запасные бункеры с готовым материалом, откуда
последний по мере необходимости электрокарами подвозится к печи.
Шестой рабочий очищает полки, приставляет и примазывает
конденсаторы, подметает и забрасывает обратно в бункер электрокары
рассыпанный материал.
Отдельная "бригада из трех рабочих занята удалением из печи
вышедших из строя реторт и заменой их новыми.
Поточная система имеет ряд преимуществ:
1) создаются более спокойные и гигиеничные условия для работы;
2) число печевых рабочих, умеющих выгружать реторту и загружать
ее свежей шихтой, доводится до минимума. При первой системе
тщательность очистки и загрузки реторт зависит от большого числа рабочих.
При неодинаковой или недостаточной квалификации рабочих выход
цинка и производительность печи резко падают.
3) уменьшается количество необходимого инструментария и защитных
устройств;
4) возможно частично механизировать отдельные операдии при
маневре;
5) облегчается наблюдение и контроль за работой каждой дестилля-
ционной печи, так как маневр производится последовательно, а не сразу
по всем печам, как это практикуется на заводах, работающих по первой
системе.
в) Выгреб цинка. Выгреб цинка производится вручную.
Механизировать этот процесс трудно. Выгреб цинка из конденсаторов произ-

464
Часть третья. Металлургия цинка
водится следующим образом. После снятия аллонжа рабочий подводит
ложку, снабженную широким носом (фиг. 200), под устье
конденсатора и при помощи круглого гребка выгребает цинк, который струей
сливается в ковш. Когда ковш наполнится, его относят к изложницам,
находящимся сбоку печи.
Лопаточкой снимается конденсаторная пыль
плавающая на поверхности
жидкого цинка, и последний отливается
Фиг. 200. Ложка для выгреба цинка из в форму. Емкость ручного ковша
конденсаторов 20—25 кг металла.
Попытки механизировать процесс
выгреба сводятся, главным образом, к транспортированию ковша. При
этом появляется возможность повысить емкость последнего до 100 кг.
Передвижение ковша производится на специальной тележке,
двигающейся по рельсам вдоль печи. На тележке установлена вертикальная
балка с консолью, к которой на тали подвешивается ковш. Последний
при помощи ручной лебедки может передвигаться в вертикальном
направлении. Когда ковш заполняется жидким цинком, к нему
подкатывают тележку с установленными на ней самоопрокидывающимися
изложницами. Отлитый в изложницы металл отвозится на тележке в
сторону. После остывания чушки вываливаются из изложниц.
Вместо передвижных тележек с изложницами иногда предпочитают
транспортировать ковш с металлом к излояшицам. Для этого ковш
подвешивается на тали к рельсу, прикрепленному к колонкам,
установленным на тележке. По мере необходимости тележка подводится к
подвесному рельсу, который является как бы продолжением рельса, на
котором подвешен ковш. По рельсу ковш транспортируется к месту
расположения изложниц.
Выгреб цинка производится одновременно на всех печах (1-я система),
либо последовательно (2-я система).
После окончания выгреба устье конденсатора на 3/4 замазывается
влажным штыбом и на конденсатор снова надевается аллонж.
§ 3. Механизация загрузки и выгрузки реторт
Вопросу механизации отдельных операций при обслуживании дестил-
ляционной печи уделялось много внимания. В свое время было
предложено и испробовано много оригинально сконструированных аппаратов
для механической загрузки и выгрузки реторт. Однако ни один из них не
нашел широкого применения в цинковой промышленности. Объясняется
это малой емкостью реторты, громоздкостью и сложностью аппаратов,
быстрым разрушением отдельных железных деталей последних,
высокой стоимостью механизмов и значительными расходами при их эксплоа-
тации.
Ниже приведено описание аппаратов для механической загрузки и
выгрузки.
а) Аппарат Дорр-Делятра для механической загрузки реторт (фиг. 201)
состоит из бункера, в который загружаются сшихтованные материалы,
барабана с загрузочной трубой и колесом с лопатками. Бункер подвешен
к мостовому крану и может перемещаться в вертикальном направлении.
Кран в свою очередь передвигается вдоль печи, подводя загрузочную
трубу к устью реторты. Загрузочным аппаратом можно обслужить любую
цинковую печь. Одна реторта загружается в 12 сек.
Х^Г

Фиг. 201а. Аппарат Дорра для механической загрузки шихты в реторты
(поперечный раэрев)
Фиг. 2016. Аппарат Дорра для механической
вагрувки шихты в реторты (общий вид)

466
Часть третья. Металлургия цинка
б) Аппарат Зегера для загрузки реторт показан на фиг. 202. Он состоит
из каретки А, поддерживающей каретку В, бункера, С с шихтой и
загрузочных труб D. К каретке А прикреплена платформа, на которой
помещается рабочий, управляющий мотором. Мотор приводит в действие
каретки А, В и шнеки S в трубах D, установленных на каретке В. Последняя
может передвигаться по рельсам Е. Рельсы прокладываются на каретке А
под углом соответственно наклону реторт в печи.
Фиг. 202. Аппарат Зегера для механической загрузки шихты ц реторты
Машина подводится к ретортам Μ при помощи каретки В. Концы труб
вводятся в реторты и приводятся в действие шнеки S. Одновременно труб»
продвигаются постепенно в глубь реторт. Последние заполняются при этом
на половину своей высоты. Для полной загрузки реторты каретку В
приводят в обратное движение. Трубы D вытягиваются из реторт, и при
продолжающейся работе шнеков заканчивается загрузка верхней половины
реторт.
Примененный для загрузки печи на 240 реторт аппарат Зегера дал
следующие результаты х: загрузка 120 реторт (одной половины печи)
потребовала 20 мин.; загрузка одной реторты длилась, таким образом,.
10 сек. Аппарат Зегера не нашел применения в промышленности из-за
громоздкости и трудности обслуживания.
в) Загрузочный аппарат Спенсера—устроен по принципу
пескоструйного насоса. Вагонетка с бункером двигается по рельсам вдоль цинковой
лечи. Системой транспортеров шихта из бункера передается к
загрузочной головке чугунного кожуха, в котором помещается вращающийся,
стальной чашевидный диск. Через соответствующую трубу шихта
выбрасывается в реторту. Диск имеет тангенциальную скорость 1800 м/мин.
Он изготовляется из марганцевой стали и заменяется после загрузки'
650—700 реторт. Загрузка реторт происходит по горизонтальным рядам.
Загрузка одной реторты длится 15 сек.
г) Система механической загрузки, предложенная Тедом. Способ Теда,
состоит в смешении шихты с цементирующим материалом и формовки
брикетов. Загрузка брикетов в реторты производится легко и быстро. Тед
сделал- опыты со смесью из 100 частей обожженной цинковой обманки,.
1 Eng. a. Mill. Journ., June, 1930.

Глава IX. Практика работы при дестилляции цинка 467
42 частей восстановителя и 5 частей глины. Смесь смачивалась водой, π
из нее изготовлялись брикеты требуемых размеров.
д) Аппараты для механической выгрузки реторт. Многочисленные
попытки механизировать выгрузку раимовки до последнего времени не
увенчались успехом. Из отдельных аппаратов, испытанных для этой
цели, следует отметить аппарат Зегера. Он состоит (фиг. 203) из каретки»
к которой прикреплены шнеки. Последние имеют одинаковый уклон с
Фиг. 203. Аппарат Зегера для механической выгрузки раимовки из реторт
ретортами печи. Шнеки вводятся в устья реторт. Каретке придают
движение вперед. Одновременно начинают вращаться шнеки в направлении,
необходимом для выгрузки раимовки. Каретка продвигается вперед до
тех пор, пока шнеки не дойдут до дна реторт. Затем каретке дают
обратный ход. Выгрузка одной реторты длится 15 сек.
Механическая выгрузка раимовки при помощи аппарата Зегера не
нашла применения в промышленности. Объясняется это быстрой
изнашиваемостью железных частей, соприкасающихся с раймовкой. Кроме того,
из-за частого несовпадения осей шнеков и реторт происходит
повреждение последних.
В последнее время находит широкое применение выгрузка раимовки
при помощи сжатого воздуха, паров воды или просто воды, которые по
трубе вводятся в раскаленные реторты. Сухая раймовка при этом
выбрасывается с силой наружу.
§ 4. Защитные устройства у печей
Высокая температура у печей, образование большого количества пыли
и газов — все это диктует необходимость принятия особых мер для
облегчения работы обслуживающего персонала. Для создания гигиенических
условий труда необходимо предусмотреть хорошую вентиляцию и
защитные устройства у печи. Значительное количество тепла,
выделяемого печью, создает сильный ток воздуха кверху. Устройство колпаков
и вытяжных труб над печью и ширм вдоль фасадной стены способствует
быстрому удалению газов и пыли из цеха. Ширмы предохраняют также
рабочих от действия высоких температур при работе по выгрузке и
загрузке реторт.
В зависимости от способа обслуживания печи ширмы передвигаются
в вертикальном или горизонтальном направлении.
На фиг. 204 показан щит, подвешенный на тросах и
передвигаемый в вертикальном направлении. Он позволяет держать открытым

468
Часть третья. Металлургия цинка
лишь один · ряд реторт, на котором производится работа; полностью
отделять рабочего от других рядов; иметь отверстие на любой
высоте и быстро перемещать это отверстие по рядам реторт. Щит состоит из
неподвижного экрана, составленного из отдельных щитков а (в
описываемом примере их имеется шесть). Щитки составлены из трех слоев
листового железа. Между первым и вторым листом помещается толстый
слой асбеста. Между вторым и третьим листом оставляется воздушная
прослойка р. Третий лист снабжен рядом отверстий. Слой воздуха и асбе-
Фиг. 204, Щиты, передвигаемые в вертикальном
направлении (поперечный разрез)
ста делают щитки практически непроницаемыми для тепла. Концы щитков
•а скользят по вертикальным желобам, составленным из швеллерных
балок. Нижний щиток с соединен с кулисами Ъ и служит поддержкой для
вышерасположенных щитков, концы которых могут скользить в кулисах.
Цепи d, перекинутые через блоки е, прикреплены с одной стороны к
кулисам, а с другой — к каретке. Последняя посредством двух цепей связана
с гидравлическим прессом. Перемещение поршня гидравлического пресса
вызывает соответствующее леремещение каретки в том или ином
направлении.. Экран, состоящий из щитков а — с, при этом поднимается или
опускается.
Над подвижным щитом находится неподвижный экран I, за который
первый может заходить полностью. Внутренние поверхности обоих
экранов, подвижного и неподвижного, образуют, когда первый опущен вниз,

Глава IX. Практика работай при дестиляяции цинка 469
канал, который соединяется с отсасывающей установкой.
Получаемый при этом сильный ток воздуха смягчает действие жара,
выделяемого ретортами і в той части печи, которая остается открытой для
работы.
Раздвижка щитков осуществляется при помощи стальных шпонок,
которые вставляются в отверстия, устроенные в кулисах и в концах
щитков а, или имеющиеся в щитках и арматуре печи к.
На фиг. 205 показан экран, вращающийся по горизонтальной оси. Он
состоит из ряда щитков, расположенных друг над другом. Рама 1 подве-
1
Фаг. 205а. Вращающиеся
(откидные) щитки (вид спереди)
Фиг. 2056.
Вращающиеся
(откидные) щитки (поперечный
paspes)
шена на тросах 2 и 3 с контргрузом 4. К стойкам рамы прикреплены щитки
таким образом, что они могут вращаться вокруг горизонтальной оси.
Ширина щитка соответствует высоте ряда реторт.Когда все щитки опущены,
нижние края каждого щитка покоятся на верхнем крае щитка,
расположенного непосредственно под ним. Нижний щиток опирается на цоколь
лечи 5. В таком положении весь фасад печи закрыт. Когда верхний щиток
6 поднят таким образом, что он упирается в стенку отсасывающего канала
8, верхний ряд реторт открыт. Если поднять щиток 7 к щитку 6, делается
доступным следующий ряд реторт и т. д. Щитки удерживаются в
требуемом положении при помощи шпилек, которые вставляются в раму 1. Дым
и пыль отсасываются по каналу 8.
Подняв раму и, следовательно, все щитки, можно открыть весь фасад
пѳчи.

470
Часть третья. Металлургия цинка
ЦннЕОдестилляционные иечи н
Показатели

Единица

измерения
Бедово

Амарилло
Бляк-
велл

Генриетта
Эвоц-
маут
Размеры j
печ
длина
ширина
высота .
Род топлива ....
Число рядов реторт
Количество реторт .
Форма реторт . . .
Размеры реторт:
длина (внутр.) ....
сечение .......
толщина стенок . . .
емкость
Срок службы реторт . .
То же, конденсаторов .
Расход термического
топлива на 1 τ агломерата
Расход восстановителя на
1 τ агломерата . . . .
Расход поваренной соли
от веса агломерата . .
Извлечение цинка .
Состав агломерата:
Ζη
РЬ
Fe
S
мм
мм2
мм
л
сутки
Род топлива для
восстановления
газ
%
%
%
Генерат.
Эллипс.
1770
295x170
25
15—20
1.2—1.3
0.40
0.5—0.6
85—87
60
2
9—10
1—1.5

Антрацит +
кокс
Натур.
4
400
Кругл.
1460
d=222
0.35
87—ί 0
63—04
7—8

Антрацит
+ Ю%
камен.
угля
Натур.
4
400
Эллипс.
1320
30
до 40
0.32
1.0
88—ί 0
68
1.0
Натур.
800
Кругл.
1420
<ί = 226
20
0.4
1.0
70
1.5
1.5—2.0
Кокс +
камен.
уголь
Генерат.
4
384
Эллипс.
1652
2 80x203
36—40
1.2
0.37
Sit—93
0.25

Антрацит

Глава IX. Практика работы, при дестилляции цинка 471
Таблица 166
показатели их работы
о д
Ист-
Сен—
Луис
_„
—
Генерат.
6
960
Кругл.
1650
d=215
25.4
35—40
—
1.0
1
0.35
1.5—2.0
90
68
1.12
1.50
1.0
Кокс
Берцелиус
Печь А
7.4
5.9
7.7
Генерат.
3
108
Эллипс.
1800
210x385
—
82
20
5.5
—
0.4
—
89
54
—
—
""
Печь Б
14.54
6.40
8.7
Генерат.
3
216
Эллипс.
IS00
21υχ385
—
82
20
5.5
—
0.4
—
88—89
54
—
—
—
—""
Норяенгак
Печь А
10.8
6.0
2.6 + 4.2
Генерат.
3
144
Эллипс.
1780
240 X 350
—
73
18—30
8.5
—
0.3
—
90—90.5
45—55
—
—
—
Печь Б
8.1
5.4
2.6+4.2
Генерат.
3
120
Эллипс.
1780
240x350
—
73
18—30
8.5
—
0.3
_
90—9 0.5
45—55
—
—
—
Гамбург
8.70
5.0 8.0
3.4+4.0
Генерат.
4
160
Эллипс.
1800
240х 325
—
60
12—35
8.0
—
0.36—0.4
—
88
53—55
—
~~
—
Гогенлоэ
21.0
5.4 7.4
2.6 + 6.8
Генерат.
3
288
Эллипс.
1830
210x356
—
65.5
24—25
12.5
Гидото
Бюкен-
ганг
і
8.9 j —
6.5
3.5 + 4.5
Генерат.
3
144
Эллипс.
1870
150x310
—
79.2
30
13.5
- j -
0.46--0.51
—
87—89
47—50
—
—
—
0.48
—
86.6
40
—
—
—
і"
—
—
Генер.
3
240
Эллипс.
1800
160x395
—
—
40—50
—
1-15
0-4
—
—
—
—
—

Фиг. 206. Схема цепи аппаратов
дестилляциоиного способа
производства цинка
I — склад концентратов;
II — склад генераторного угля;
III — сернокислотное производство;
IY — склад антрацита.
/ — склад концентратов; 2 — грейферный
кран; 3 — автоматические весы; 4 —
бункер; 6,6 — смеситель шихты системы
Рапса; в —приемные бункеры спекательной
машины; 7 — бункер для оборотного
крупного материала; 8,8 — увлажнители; 9—9—
маятниковые питатели; 10 , 10 —аашига-
тели; 11— ведущэе колесо спекательной
машины; 12 — эксгаустер для топочных газов;
13 ~ эксгаустер для сврніісгых гавов;
14 — эксгаустер для оборачиваемых газов;
75 —валки; 16 — грохот; 17, 18, IВ~
трапспортеры; 20,20— бункеры; 21, 22—
бункеры; 23 — загрузочная машина; 24 —
дестилляционная печь; 25 — бункеры для
раймовки; 26 — подвесная дорога; 27 —
ватержакет; 28, 29 — вагрузка шихты;
30 ~ газоход: 31 — транспортер
генераторного угля; 32 — бункер; 33 — генератор;
34 — газоход; 35— вевіилятор; 36,37 —
смолоотделители. 38 — циклоны;
39— котрели
гі
у
w
s
IS
т*"і
го
V
го
..У

Глава X. Продукты, получаемые при, дестилляции цинка 473
Щиток состоит из двух листов, снизу склепанных, а сверху
соединенных третьим листом. К последнему прикреплены шипы, вокруг которых
вращаются щитки.
Листы снабжены отверстиями, расположенными в шахматном порядке.
Циркуляция воздуха в пространстве между ними способствует их
охлаждению.
Описанные выше щиты, хотя несколько громоздки, хорошо
защищают рабочих от действия высоких температур, дыма и пыли.
На некоторых заводах применяются упрощенные защитные устройства
у печей в виде двух ширм, подвешенных параллельно. При
соответствующей передвижке ширм можно открывать или закрывать любой ряд
реторт.
При поточной системе обслуживания печи ширмы, установленные
вертикально, передвигаются вдоль печей в продольном направлении.
§ 5. Технические показатели процесса дестиляяции
В табл. 166 приведены основные размеры и технические показатели
работы цинкодестилляционных печей. Как видно из данных таблицы,
наиболее частое применение находят 3- и 4-рядные печи с числом реторт
от 120 до 288 для трехрядных и от 160 до 400 для четырехрядных. Реторты
делаются эллиптического сечения размерами 150—295 X 170—395 мм.
Для больших печей с числом реторт 800—960, устанавливаемых в шесть
рядов, реторты делаются круглого сечения диаметром 215—229 мм. Длина
реторт колеблется от 1300 до 1870 мм. Продолжительность службы реторты
достигает 30—35 суток.
Расход топлива составляет 1.15—1.3 τ на 1 τ агломерата.
Расход горючего восстановителя колеблется в пределах 30—50%
веса цинкового агломерата.
Извлечение цинка составляет 87—90%.
На фиг. 206 приведена схема цепи аппаратов при дестилляционном
способе получения цинка.
Глава X
ПРОДУКТЫ, ПОЛУЧАЕМЫЕ ПРИ ДЕСТИЛЛЯЦИИ ЦИНКА,
И СПОСОБЫ ИХ ПЕРЕРАБОТКИ
В процессе дестилляции, помимо сырого цинка, получается ряд
полупродуктов и отходов, в которых остается часть неизвлеченного
металла. К этим продуктам относятся: цинковая пуссьера из аллонжей;
пыль из конденсаторов; раймовка; конденсаторный и ретортный
бой; глина-замазка, пропитанная цинком; конденсаторные газы, несущие
пыль, и др.
Из перечисленных продуктов в сырой цинк и пуссьеру переходит 85 —
88% металла. В отходах производства: раймовке, конденсаторном и
ретортном бое и глине-замазке, остается до 13% металла, содержавшегося в
концентратах. Потери цинка с газами составляют около 3%.
Ниже дана характеристика получаемых при дестилляции продуктов
и описаны способы их дальнейшей переработки.

474
Часть третья. Металлургия цинка
§ 1. Сырой цинк
Извлечение металла в сырой цинк при дестилляции составляет 82—
84% содержания его в концентратах- Сырой цинк, получаемый при
дестилляции, содержит 1.5—2% примесей, в основном свинец, кадмий,
железо. Цинк, выгребаемый в различные периоды дестилляции из
конденсаторов, расположенных в разных местах цинкодестилляционной печи,
неоднороден по своему составу.
В зависимости от температуры в ретортах содержание примесей в цинке
колеблется в значительных пределах. Для получения металла
однородного состава жидкий цинк после выгреба его из конденсаторов сливается
в уравнительный котел. При выдерживании металла в котлах при
определенной температуре в результате ликвации цинк освобождается
от части растворенных в нем свинца и железа.
Цинк, получаемый дѳстилляционным способом, находит ограниченное
применение в промышленности из-за наличия в нем примесей.
Для дальнейшего его использования цинк подвергают рафинированию
методом ректификации, описание которого приведено в главе XII.
§ 2. Цинковая пуссьера
В цинковую пуссьеру, собираемую в аллонжах, переходит 3—5%
металла. В табл. 167 приведены анализы пуссьер, получаемых при де-
Таблица 167
Состав цинковой пуссьеры (%)
Завод
«Электро-
Цинк»

Константиновна
Белово
Ζα
до /
От 78.2
до 83.1
От 84.05
до 90.12
РЬ
1.5
2.0
1.5
1.8
0.95
1.47
Cd
0.87
1.72
2.1
2.3
0.7
1.07
As
Следы
0.02
| 0.02
Fe
0.3
0.6
0.36
0.9
0.34
0.85
SiOo
0.67
1.60
А1>03
1θ.17
s
Следы
0.08
Следы
Cl
1.2
2.5
0.39
0.44
С
}'■'
2.0
3.0
Оо
| 2.6
8.0
10.0
«тилляции цинка. Как видно из данных табл. 167, цинковая пуссьера
содержит кадмий, количество которого колеблется от 0.7 до 2.3%.
Пуссьера первых выгребов богаче содержанием кадмия, чем последних. В
пуссьере содержатся также свинец, железо, углерод. Хлор в пуссьере
присутствует в виде хлоридов металлов. Количество кислорода зависит от
степени окисления пуссьеры. В пуссьере, извлеченной из охлажденного
Лез доступа воздуха аллонжа, количество кислорода незначительно.
Пуссьера является исходным продуктом для получения кадмия.
Переработка пуссьеры производится гидроэлектрометаллургическим
цутем. После растворения пыли в серйой кислоте кадмий осаждается из
растворов электролитическим путем. Получаемый при выщелачивании
раствор сернокислого цинка либо упаривается до купороса, либо
направляется на электролитическое осаждение цинка.

Глава X. Продукты, получаемые при дестилляции цинка
475
§ 3. Конденсаторная пыль
Конденсаторная пыль выгребается вместе с жидким цинком в ковш,
■откуда она снимается железной лопаткой. Конденсаторной пыли
получается 10—12 кг в сутки с реторты. Состав конденсаторной пыли
следующий (%):
2п(общ.) 2п(мет.) pb Cu S Fe CaO MgO SiO, Crt CI
00.7 15.6 2.55 0.2 0.84 1.83 0.42 0.11 3.23 0.18 1.41
Конденсаторная пыль является оборотным продуктом и возвращается
на повторную дестилляцию. Так как она восстанавливается легче, чем
обожженный концентрат, ее загружают в реторты, расположенные в
менее обогреваемых частях печи.
§ 4. Раймовка
Раймовка или остатки из реторт цинкодестилляционной печи имеет
сложный состав.
Таблица 168
Состав раимовки (%)
Концентраты
Лениногорские .
Зыряновские . .
Калатинские . .
Мизурские . . .
Тетюхинские . .
Zn
16.54
18.52
12.93
10.80
15.50
Pb
9.08
15.60
1.05
2.60
1.85
Си
3.00
3.80
4.13
3.60
Fe
13.56
16.57
23.81
20.66
14.50
С
20.0
20.74
18.81
19.10
19.00
SiOj
20.36
18.31
12.00
22.00
13.00
CaO
2.80
0.15
1.32
1.72
2.00
В табл. 168 приведены анализы раймовок, полученных от переработки
цинковых концентратов различных обогатительных фабрик. Как видно
изданных анализов, содержание цинка в раймовке колеблется от 7 до 18%,
свинца — от 1 до 15.6%, меди от 0.9 до 4.13%.
Цинк, свинец и медь находятся в раймовке в виде металлов и
химических соединений: сульфидов, силикатов, ферритов.
Раимовки получается в среднем около 60% веса обожженных
концентратов.
Если раймовка богата свинцом и медью, ее можно после
предварительной агломерации плавить в шахтной печи на веркблей и медный
штейн.
Часто свинцовистую раймовку подвергают предварительному
механическому обогащению. При грохочении отсеиваются спекшиеся куски
раимовки, чугуна, глины и др. При последующем мокром обогащении на
отсадочных машинах и столах Вильфлея получается продукт,
обогащенный свинцом.
Недостатком мокрого способа обогащения раимовки является низкий
выход металла в концентрат. Объясняется это тем, что плотность
силикатных и ферритных соединений свинца незначительно разнится от плотности
других составляющих раимовки. Частицы антрацитового штыба,
спекшиеся с частицами руды, выравнивают удельные веса, что снижает извлечение

476
Часть третья. Металлургия цинка
металлов в концентраты. В хвостах от мокрого обогащения теряется
30—40% свинца.
Магнитным или электромагнитным обогащением раймовки также не
удается полностью отделить частицы штыба и пустой породы.
Наиболее совершенным способом извлечения цинка и свинца из раіі-
мовки является вельцевание. Способ основан на том, что при нагревании-
смеси руды и угля до температуры 1200° окислы цинка и свинца
восстанавливаются. Металлы улетучиваются и тут же снова окисляются. Летучие
окислы металлов улавливаются в мешочных фильтрах. Процесс
происходит при непрерывном перекатывании шихты, во вращающихся трубчатых
печах. Раймовка является по своим свойствам весьма подходящим
материалом для вельцевания. Она сыпуча и содержит углерод, необходимый для
процесса восстановления.
Если в остатках от вельцевания (так называемом клинкере) содержится
медь, их направляют на медеплавильный завод (подробное описание
способов, применяемых в металлургии для переработки раймовки и
других отходов металлургического производства, см. часть VI, главу I).
§ б. Ретортный бой
В ретортном бое содержится от 3 до 7% цинка. Цинк неравномерно
распределяется в стенках реторты. В передней части стенок цинка
больше, чем в задней. В белых ретортных черепках цинка больше, чем
в темных. Объясняется это тем, что в белых черепках кокс выгорел и
ретортная масса в этих местах делается более пористой и газопроницаемой.
Ручной отборкой черепков можно получить отсортированный материал
с содержанием 12—15% цинка.
Содержание цинка в ретортном бое зависит от продолжительности
службы и состава ретортной массы. Чем больше продолжительность
службы реторты, тем выше содержание в ней цинка. Окись цинка, реагируя
с глиноземом ретортной массы, образует цинковую шпинель.
Голубоватый цвет, характерный для излома вышедших из строя реторт,
объясняется присутствием цинковой шпинели. Чем еышѳ содержание глинозема
в ретортах, тем больше цинка поглощается последними. Присутствие
кокса в ретортной массе, а также ошлакование внутренней поверхности
реторты уменьшают потери цинка вместе с вышедшими из строя
ретортами. Замечено, что в первые дни работы реторты поглощается
большая часть цинка. Этим объясняется то обстоятельство, что чем менее
продолжительность службы, тем выше потери металла с вышедшими
из строя ретортами.
Извлечение цинка из ретортного боя производится вельцеванием
вместе с раймовкой.
Очищенные от шлака черепки реторт используются в качестве шамота
при изготовлении конденсаторов и огнеупорного кирпича.
§ 6. Конденсаторный бой
В процессе конденсации на внутренней поверхности глиняных
конденсаторов образуется твердая корка из цинка и его окиси. В среднем на
стенки конденсатора в сутки оседает в виде твердой корки 0.5—1 кг цинка.
Часть этого цинка легко отстает от поверхности черепков и может быть
возвращена обратно на дестилляцию. Часть корки плотно прирастает
к стенкам конденсаторов. Для извлечения цинка последние нуждаются
в специальной переработке.

Глава XI. Непрерывная дестилляция цинка
477
Черепки конденсаторов после механической очистки от
приставшей к внутренней поверхности корки содержат в среднем 10—15%
цинка.
Мокрым обогащением на столах Вильфлея можно получить
концентраты, содержащие 60—75% Zn, при степени извлечения металла в
«0-70%.
В хвостах после обогащения остается 4—6% цинка. Хвосты для
дополнительного извлечения из них цинка перерабатываются затем вместе
с раймовкои в вельцпечах.
При гидрометаллургической обработке измельченных черепков
конденсаторов 15%-ным раствором серной кислоты извлекается около 90%
металла.
В кеках после выщелачивания остается 2—3% Zn.
Хвосты или кеки, полученные после переработки конденсаторного боя,
могут быть использованы для изготовления огнеупорного кирпича.
Глава XI
НЕПРЕРЫВНАЯ ДЕСТИЛЛЯЦИЯ ЦИНКА
§ 1. Способы непрерывной дестилляции
Тяжелый физический труд по обслуживанию цинкодестилляционной
печи, трудности механизации работы на последней, периодичность
процесса и небольшая производительность реторты, — все это стимулирует
поиски новых технических путей по дестилляции цинка из руд.
Все исследования, проделанные в этом направлении, связаны с
стремлением установить непрерывный способ дестилляции с применением
аппаратов большой производительности и максимально возможной
механизацией всех операций. Сохраняя основные принципы дестилляции цинка,
делались многочисленные попытки сконструировать непрерывно
действующий, герметизированный, с механической загрузкой и выгрузкой аппарат,
яа котором имелась бы возможность в один прием получать металлический
цинк.
В аппаратурном отношении все предлагаемые способы непрерывного
получения цинка разбиваются на две группы: с косвенным и прямым
нагревом шихты.
К первой группе аппаратов с косвенным нагревом можно отнестиі
1) вертикальную реторту с внешним обогревом и движением шихты
сверху вниз под действием силы тяжести;
2) горизонтально расположенный муфель с передвижением материала
при помощи пластинчатого транспортера, представляющего нижнюю
стенку муфеля;
3) вращающийся горизонтальный барабан с загрузкой предварительно
нагретого до соответствующей температуры материала.
Во всех перечисленных аппаратах раймовка выгружается в твердом
состоянии.
Ко второй группе аппаратов относятся:
1) электропечи, в которых нагрев шихты осуществляется
электрическим током;
2) печи, в которых тепло, необходимое для процесса, получается от
сжигадаия топлива, загружаемого в печь вместе с шихтой.

478
Часть третья. Металлургия цинка
Отличительной особенностью непрерывной дестилляции цинка в
шахтных или электрических печах является полное ошлакованпе пустой
породы и получение раймовки в жидком виде.
На всех аппаратах, применяемых при непрерывной дестилляции цинка,
имеется возможность утилизировать окись углерода, выделяющуюся в
процессе восстановления. После конденсации цинковых паров и очистки
газов от пыли окись углерода может быть использована в качестве
горючего.
Из перечисленных выше аппаратов промышленное развитие получили
вертикально действующие реторты и электропечи с прямым нагревом,
шихты.
§ 2. Дестилляция цинка в вертикальных ретортах
При сохранении принципов, которые легли в основу дестилляции
цинка в горизонтальных ретортах с обогревом их извне, чтобы сделать
процесс непрерывным, естественно напрашивалась мысль поставить ту же
реторту в вертикальное положение. Шихта, поступая сверху, под влиянием;
собственной тяжести будет перемещаться вниз. Выгружая раймовку снизу
и загружая свежую шихту сверху, можно таким образом осуществить,
непрерывный процесс дестилляции и механизировать операции загрузки
и выгрузки.
При дестилляции цинка в обычных ретортах, нагрев которых
осуществляется извне, процесс восстановления идет от периферии к центру шихты.
Частицы руды, находящиеся вблизи стенок, восстанавливаются в первую
очередь. По мере прогревания шихты начинается восстановление цинка
в частях, расположенных ближе к центральной части реторты. Для
доведения до конца восстановительного процесса в центральной части реторты,
приходится тепло передавать через слой материала, обогащенного пустой
породой. Перегрев этого слоя способствует ошлакованию и разъеданию
стенок реторты.
При дестилляции цинка в вертикальных ретортах корродирующее
действие шихты проявляется значительно слабее, так как на стенки может
действовать лишь периферийная часть шихты. Жидкие продукты,
которые образуются в самой шихте, стекают через последнюю вниз и
застывают в более холодных, нижних частях реторты.
Основное неудобство, связанное с перегревом шихты у стенок
вертикальной реторты, заключается в том, что раймовка в этих местах спекает
■ся и выгрузка ее затрудняется. Для устранения этих трудностей и
создания лучших условий для выгрузки раймовки шихту предварительно
брикетируют. Брикеты остаются сухими до конца процесса дестилляции.
Брикеты составляются из смеси огарка и восстановителя..
В качестве связующих веществ к шихте прибавляется смола или пек.
Шихта пропускается через смеситель, после чего масса поступает в
брикетный пресс с давлением 160 кг/см2. Брикеты имеют
сферическую или цилиндрическую форму. Размер брикетов зависит от сечения
реторты. Если диаметр реторты равен 300 мм, диаметр брикетов не
должен быть менее 25 мм. При сушке и прокаливании брикетов при 700°
происходит их упрочнение за счет смолистых веществ. Для
экономии тепла брикеты после прокаливания в горячем состоянии загружа--
ются в реторты.
Благодаря своей компактности брикеты лучше и скорее проводят теплог
в связи с чем избегается перегрев шихты у стенок реторты. Пористость
брикетов и самой шихты способствует равномерному распределению газов.

Глава XI. Непрерывная дестилляция цинка
479
Пористость шихты можно увеличить при помощи крупных кусков
кокса, загружаемых вместе с шихтой.
Вихревое движение газов вследствие разницы температур по вертикали
и горизонтали способствует ускорению реакции восстановления и
выравниванию температур по всему сечению реторты.
Для ускорения реакции восстановления в нижнюю часть реторты,
где в шихте остается мало цинка, рекомендуется подавать небольшое
количество влажного воздуха. Для этого достаточно иметь разрежение в 2 мм
вод. столба у нижней, разгрузочной части реторты.
Пары воды из поступающего снизу влажного воздуха разлагаются по
реакции H20-fC=H2-fCO. Восстановление цинка и скорость газов
при этом возрастают.
Количество подаваемого влажного воздуха должно быть
ограниченным, чтобы не вызвать затруднений при конденсации.
Материалом для изготовления вертикальных реторт служат
огнеупорная глина, карборунд или глинозем.
Если температура в реторте не превышает 1150°, материалом для
реторты могут служить также жаростойкие феррохромоникелевые
сплавы.
Нагрев реторт производится топочными газами или при помощи тел
сопротивления при электронагреве.
В промышленном масштабе нашли применение карборундовые
вертикальные реторты системы завода Пальмертон (США) и керамиковая
реторта Ройтцгейма и Реми (Германия).
а) Вертикальная карборундовая реторта завода Пальмертон и способ
работы. Дестилляция цинка в вертикальных карборундовых ретортах за
последние годы начала интенсивно
внедряться в промышленность.
Впервые установка вертикальных реторт
была пущена в эксплоатацию в 1929 г.
на заводе Пальмертон.
Установка состояла
первоначально из 16 реторт. В 1936 г. были
построены еще 12 реторт. До начала
второй мировой войны находились в дей,
ствии 76 реторт, из них 52 в США-
16 в Англии и 8 в Германии.
1) Конструкция реторты.
Находящаяся в эксплоатации с 1929 г.
установка на заводе Пальмертон
оборудована непрерывно действующими
вертикальными ретортами
прямоугольного сечения (фиг. 207,208,209).
Реторты составлены из
карборундовых плит. Высота
обогреваемой части реторты 7.5 м. Размеры
внутреннего сечения реторты: длина
1800 мм, ширина 300 мм. Плиты
длинных сторон реторты вставлены в пазы,
устроенные у концов торцевых
стенок. Пустое пространство в
глубине паза обеспечивает свободное
передвижение стенок реторты при Фиг. 207. Вертикальная реторта (гори-
колебаниях температуры в печи. зонтальный разрез)

480
Часть третья. Металлургия ииика
Для создания герметичности зазоры в пазах забиваются смесью из
молотого карбида кремния и графита.
Реторта с обоих концов имеет уширения. Верхнее уширение сделано
из огнеупорного кирпича и заполнено свежими брикетами до начала их
Фиг. 208. Выгрузочное устройство вертикальной реторты
восстановления. Нижняя уширенная часть реторты погружена в сосуд
с водой, образующий жидкий затвор. Нижний конец реторты и сосуд для
воды сделаны из листового железа.
На фиг. 210 показан схематический разрез вертикальной реторты с
электронагревом.
Процесс в вертикальной реторте разбивается на три операции:
1) приготовление брикетов, 2) восстановление и дестилляция, 3)
конденсация.
На фиг. 211 приведена схема непрерывной дестилляции цинка
в вертикальных ретортах.
2) Приготовление брикетов. Обожженные цинковые концентраты
смешиваются с углеродистым восстановителем, состоящим из смеси
коксующегося угля и антрацита. К шихте добавляется некоторое количество
связующего вещества: раствор сульфата цинка, смола, патока и др., для
сохранения формы сырых брикетов при транспортировании и
последующем коксовании. Шихта тщательно перемешивается, увлажняется и
уплотняется на валках, после чего поступает в брикетный пресс.
Высушенные брикеты подвергаются коксованию в специальной печи,
представляющей вертикальную шахту прямоугольного сечения.
Длинные стороны шахты снабжены отверстиями таким образом, что горячие
газы могут проходить через камеру в горизонтальном направлении,
обогревая брикеты, двигающиеся в вертикальном направлении вниз.
Таким образом нагревание осуществляется непосредственным прямым
воздействием горячих газов на брикеты. Температура газов при входе
в печь колеблется от 750 до 900°. При оставлении коксовальной печи
температура газов снижается до 300—700°. Более низкие температуры
отходящих газов относятся к случаю, когда коксованию подвергаются высу-

Глава XI. Непрерывная дестилляция цинка
481
шенные предварительно брикеты. Благодаря прямому нагреву
коксование брикетов заканчивается быстро.
Коксовальная печь работает непрерывно. Сырые брикеты загружаются
сверху и выгружаются снизу. Для отделения мелочи по пути скатывания
прококсованных брикетов из печи в вагонетки устанавливается решетка
(гризли). Мелочь возвращается обратно
на брикетирование. Брикеты,
накаленные докрасна, загружаются в реторту.
Получение хороших брикетов
требует тщательного контроля за
перемешиванием, сушкой и коксованием.
Большое влияние на качество брикетов
оказывают степень измельчения и
форма отдельных зерен руды и
восстановителя. На прочность брикета
влияет в значительной степени качество
коксующегося угля, применяемого в
качестве восстановителя.
Отходящие из коксовальной печи
газы, содержащие летучие
углеводороды, используются под паровыми
котлами.
3) Восстановление и дестилляция.
Загрузка брикетов в реторту
производится порциями через определенные
промежутки времени по мере
опускания столба материалов при
непрерывно осуществляемой выгрузке остатков
от дестилляции.
Нагрев реторты производится с
длинных сторон. Газ и воздух подаются
в камеры сжигания таким образом,
чтобы обеспечить равномерный обогрев
всей стенки реторты.
Для усиления восходящего потока газов и паров цинка в нижнюю
часть реторты подается некоторое количество воздуха или отходящих
газов. Этим самым предупреждается возможность конденсации паров
цинка в нижней, более холодной части реторты. Окисляющего действия
кислорода воздуха или углекислоты на пары цинка опасаться при этом
не приходится, так как кислород связывается углеродом, а углекислота
восстанавливается раскаленным углеродом до окиси.
Отработанные брикеты попадают из реторты в чашу,
заполненную водой. Брикеты не должны разрушаться в процессе
восстановления при прохождении через реторту. Они сохраняют при
выгрузке свою первоначальную форму и размеры.
В нижней уширенной части реторты брикетные остатки охлаждаются
настолько, что при попадании их в воду парообразование
незначительно и оно не оказывает вредного действия на- процесс
дестилляции.
Из чаши брикетные остатки удаляются при помощи шнека.
В остатках брикетов после дестилляции содержатся свинец, медь,
драгоценные металлы и избыток углерода кокса.
4) Конденсация паров цинка, получаемых при дестилляции в
вертикальных ретортах, благодаря постоянству состава и температуры и непре-
31 Металлургия тяжелых цветных металлов
Фиг.
209. Конденсатор непрерывно
действующей реторты

482
Часть третья. Металлургия цинка
рывному движению потока газов может проводиться в наиболее
благоприятных условиях.
Конденсатор состоит из двух частей, отличающихся между собой
различными температурными режимами. Первая часть конденсатора
представляет собой наклонный газоход, примыкающий верхним концом к
отверстию в верхней части
реторты. Вторая часть конденсатора
состоит из камеры и зумпфа для
жидкого металла. В камере
происходит конденсация
остаточных паров цинка. В наклонной
части конденсатора благодаря
интенсивному охлаждению
происходит быстрая конденсация
большей части паров цинка.
В камере для избежания
образования цинковой пуссьеры
охлаждение происходит
медленно. Внутри конденсатора
помещаются карборундовые
перегородки таким образом, что
движению газового потока
придается зигзагообразный и
турбулентный характер. Благодаря
усиленному излучению тепла,
плиты способствуют
охлаждению конденсатора.
Отводимые из конденсатора
газы проходят через мокрый
скруббер, в котором
улавливаются остатки цинка,
увлеченные газами. Промытые газы,
состоящие из окиси углерода,
используются как топливо для
подогрева печи. Сжиганием
конденсаторных газов экономится
около 20% необходимого для
обогрева реторты тепла.
Жидкий металл по мере его накопления выпускается из зумпфа в котел.
Время от времени выгребаются пуссьера из конденсатора и шлам из
скруббера.
5) Технические показатели. Дестилляция цинка в вертикальных
ретортах отличается высоким коэффициентом извлечения металла, низким
удельным расходом топлива и большой производительностью.
Потери цинка не превышают 8%, главным образом с раймовкой.
Оборотных материалов получается не более 8% веса цинка в виде пуссьеры'
и шлама, в которые переходит около 8% цинка, загружаемого с шихтой
в реторту.
Длительность службы карборундовой реторты колеблется от 3
до 5 лет.
Производительность реторты зависит от размеров последней,
температуры нагрева и свойств шихты. В среднем с одного квадратного метра
поверхности нагретых. До 1300° длинных стенок реторты получается
до 90 кг металлического цинка в сутки.
12 ю з ? a
Фиг. 210. Схематический разрез
вертикальной реторты с электронагревом:
1 — степки реторты; 2 — камера нагрева; 3 —
огнеупорная кладка; 4 — кожух; 5— тепа нагрева; 6 —
трубы для тел нагрева; 1 — нижняя
конденсационная камера; 8, 9— кирпичная кладка; 1 о
—верхняя конденсационная камера; 11 — отверстие
для выпуска металла; 12 — отверстие для
отвода газов; 13 — загрузочное отверстие

Глава XI. Непрерывная дестилляция цинка
483
Обожженная руда Уголь-восстановитель Связующее вещество
I
Раймовка
γ Ψ ψ
Смешивание
ι
I
Уплотнение
шихты
I
γ
Брикетирование
I
Сушка брикетов
і
Коксование брикетов
1
Загрузка в реторту
Дестилляция
1
Пары цинка и СО
1
Ψ
Конденсация
і \ 1
Ψ 1 Ψ
Ι ι I
Υ Υ Υ
Цинк Пуссьера Газы
ι
Ι
Υ
Скруббер
ι ι
Ι Ι
Шлам СО -*■ на обогрев реторты
Фиг. 211. Технологическая схема непрерывной дестилляции цинка
в вертикальной реторте
б) Вертикальная керамиковая реторта Ройтцгейма и Реми.
Керамиковая реторта (фиг. 212) покоится на железной подставке. Сечение
реторты колеблется от 50 χ 500 до 100 χ 600 мм. Размеры длинной стороны
реторты ограничиваются прочностью кладки. При длине больше 600 мм
происходит выпучивание стенки. Размеры короткой стороны зависят от
теплопроводности стенок и самой шихты. Для шихты, состоящей из
мелкозернистого материала с малой теплопроводностью, ширина не должна
быть более 50—60 мм. Для крупных зерен руды ширина реторты может
доходить до 100 мм.
Реторты собираются из отдельных плотно укладываемых кирпичей.
Три реторты ставятся рядом, имея две общих стенки. Смежные стенки

484
Часть третья. Металлургия цинка
Фиг. 212.
Вертикальная реторта Ройтцгейма
и Реми
снабжены отверстиями, через которые пары цинка проходят из
третьей и второй реторты в первую, расположенную у фасадной стены
печи. К первой реторте приставлен конденсатор, общий для трех реторт.
В печи устанавливаются
15 рядов строенных подобным
образом реторт.Печь
сдвоенная. Всего в печи
помещается 90 реторт — по 45 реторт
с каждой стороны.
Загрузка шихты
производится сверху. Между
рабочей площадкой и верхним
уровнем реторт оставляется
свободное пространство,
связанное газоходом с
эксгаустером для отсасывания пыли,
паров воды и газов. Шихта,
нагретая в верхней части
печи, опускается в зону высоких
температур, где происходят
восстановление и дестилля-
ция цинка, после чего она
попадает в нижний холодный
конец реторты.
Для охлаждения раймов-
кп служат железные или
бронзовые трубы,
являющиеся продолжением реторты. Концы труб опущены в сосуд с водой
образуя жидкий затвор. Раймовка из сосѵда выгребается по мере
надобности. С печи в 90 реторт получается в сутки от 4 до 6 τ сырого
цинка.
Длительность службы реторты зависит от состава шихты и температуры
нагрева. В среднем реторта работает 5—6 мес. Так как менять или
ремонтировать вышедшую из строя реторту находу не представляется
возможным, ее заполняют песком и оставляют до тех пор, пока количество
вышедших из строя реторт не достигнет 25% общего количества их
в печи. Тогда печь останавливают, охлаждают и реторты сменяют. С этой
точки зрения удобнее работать на вертикальных ретортах с
индивидуальным обогревом. Хотя при конструкции цечи с одной ретортой общая
поверхность стенок и вместе с этим потери тепла на излучение и
теплопроводность увеличиваются, тем не менее такое мероприятие в производстве себя
оправдывает.
в) Вертикальная вращающаяся реторта. Заслуживает внимания
конструкция вертикальной реторты с вращающимися стенками или
вращающимся сердечником. Шихта, загруженная в реторту, при вращении
остается неподвижной. Вращение имеет целью предотвратить зависание
шихты.
Скорость вращения 1.5—3 об/мин. Реторты непрерывного действия.
Нагрев внешний, через стенки в" неподвижной реторте или по середине
при вращающихся стенках. Высота реторты 8 м. Диаметр (внешний) 2 м.
Iолщина карборундовых стенок 100 мм. Ширина шихтового кольца 100—
150 мм.
В табл. 169 приведены сравнительные данные производительности
рѳторт.

Глава XI. Непрерывная дестилляция цинка
485
Таблица 169
Производительность реторт
Реторта
Горизонтальная
Пальмертон (вертикальная)
Ройтцгейм и Реми
(вертикальная)
Вращающаяся (вертикаль-
Цинкл
в сутки,
кг
15-25
690-1000
180—220
1200
Цинка с 1 ы'
поверхности
нагрева в сутки,
кг
15
62 - 90
3G
27
Возможность использования индуцированных токов для
непосредственного нагрева шихты, минуя стенки реторт, может явиться
прогрессом в пирометаллургии цинка. Опыты, проведенные автором в этом
направлении, дали обнадеживающие результаты.
§ 3. Электротермический способ получения цинка
а) Особенности процесса. Наиболее полное решение
вопроса.непрерывной дестилляции цинка с прямым нагревом шихты получается при
электротермическом способе. Электропечь является наиболее
совершенным аппаратом в пирометаллургии цинка для процесса непрерывной
ДИСТИЛЛЯЦИИ.
Электропечь можно рассматривать как непрерывно действующую
небольшой высоты вертикальную реторту с тем отличием, что нагрев шихты
производится не через стенки реторты, а осуществляется непосредственно
прямым нагревом электротоком. Сама шихта при этом служит телом
сопротивления.
Расход электроэнергии составляет примерно 4—5 квт-ч/кг цинка.
Так как 1 квт-ч равен 860 кал, то расход тепла составляет 3440 — 4300
кал, что в 4—5 раз меньше, чем при дестилляции цинка в
горизонтальных ретортах, в которых на 1 кг цинка расходуется 15 000—20 000 кал.
Отсутствие камер сгорания и топочных газов в значительной мере
сокращает необходимый рабочий объем электропечи.Электроцечь той же
производительности, что и ретортная дестилляционная печь, занимает в
несколько раз меньше места. Потери тепла на излучение доводятся до
минимума вследствие уменьшения общей поверхности и низкой температуры
наружных стенок печи.
Отсутствие топочных газов, уходящих из генераторов дестилляцион-
ной печи в трубу с температурой 400—500°, также является источником
экономии тепла.
После конденсации паров цинка и очистки газов от пыли получается
почти чистая окись углерода, которая, подобно тому, как это имеет
место, при дестилляции цинка в вертикальных ретортах, может быть
использована как горючее, что дает дополнительную экономию
топлива.
Расход угля-восстановителя при электротермическом процессе не может
быть выше теоретически необходимого. Избыток углерода при наличии

486
Часть третья. Металлургия цинка
определенного количества связанного кислорода в шихте останется
неиспользованным.
Основным отличием электротермического способа получения цинка из
обожженных концентратов является полное ошлакование пустой породы,
которая в виде жидкого шлака выпускается через специальное отверстие
в печи.
Возможность получения высоких температур в электропечи позволяет
работать на шлаках любого состава. Это делает излишним
прибавление флюсов для получения жидкоплавких шлаков.
Электротермия представляет особый интерес при переработке
полиметаллических продуктов. При наличии меди в руде можно вести
плавку с получением медного штейнн. При сильно восстановительном процессе
и высоком содержании в шихте окислов железа часть последних может
восстановиться до металла с образованием чугуна.
Таким образом, в электропечи имеется возможность перерабатывать
не только чисто цинковые концентраты, но и богатые полиметаллические
комплексные руды и коллективные концентраты. Обжиг намертво с
одновременной агломерацией коллективных свинцово-цинковых или медно-
цинковых концентратов и последующая восстановительная плавка
агломерата в электропечи с получением раздельно в одном аппарате одним
процессом всех ценных составляющих руды в виде металлов: чугуна
(медистого при наличии меди), черновой меди, свинца, цинка и чистой
окиси углерода,—несомненные преимущества электротермического способа
переработки комплексных руд или концентратов.
Преимущество электротермического способа заключается также и в
том, что загрузка и выгрузка при непрерывной работе аппарата могут быть
полностью механизированы.
Возможность полной герметизации печи исключает опасность засоса
воздуха через щели и неплотности и окисления паров цинка. Вследствие
герметичности всей системы потери цинка на улетучивание доводятся до
минимума.
Обслуживание и работа у электропечей более гигиеничны и менее
вредны для здоровья, чем старый дестилляционный способ.
Недостатком дестилляции цинка в электропечах является присутствие
значительного количества С02 в отходящих газах. Регулирование
процесса в электропечи таким образом, чтобы сгорание углерода происходило
лишь с образованием окиси углерода, а не углекислоты, затруднительно.
Невысокий сравнительно столб плавильных материалов и отсутствие
избытка углерода не обеспечивают полноты реакции между углекислотой и
твердым углеродом с образованием окиси углерода. Углекислота, остающаяся
в смеси с парами цинка, окисляет последний в процессе конденсации.
Количество образующейся при конденсации пуссьеры велико.
Если техника восстановления и дестилляции цинка в электропечах в
достаточной степени разработана и имеется много оригинальных
конструкций электропечей, в которых процесс доходит до конца с
удовлетворительным извлечением металлов, то вопрос конденсации паров цинка с
получением жидкого металла до настоящего времени не решен еще окончательно
в положительном смысле.
Количество цинка, которое конденсируется в виде пыли, колеблется
в широких пределах. В среднем в пыль переходит около половины всего
парообразного цинка.
Имеется много предложений, и испытан ряд конструкций для
восстановления СОа и ZnOflo того, как поток газов доходит до конденсаторов.
Наиболее эффективным оказался способ, при котором газы до поступления

Глава XI. Непрерывная деетилляция цинка 487
их в конденсатор проходят через раскаленный угольный фильтр.
Углекислота и окись цинка при этом восстанавливаются до окиси углерода и
паров цинка. Таким образом, дополнительный коксовый фильтр как бы
компенсирует недостатки самой печи. Реакция C02-fC=2CO выносится за
пределы печи.
В современной практике цинк в виде жидкого металла в электропечах
получается в две операции. При восстановлении руды часть цинка
получается в виде пуссьеры. Последняя подвергается вторичной де-
стилляции, при которой цинк получается в жидком виде.
Стремление получить весь металл в жидком виде в один прием пока не увенчалось
успехом. Однако упорные поиски в этом направлении и результаты,
полученные в отдельных случаях, позволяют надеяться, что все трудности,
связанные с восстановлением, дестилляцией и конденсацией цинка
электротермическим способом, будут преодолены, и этот метод найдет широкое
применение в металлургии цинка, главным образом при переработке
комплексных полиметаллических руд и концентратов.
б) Электротермия цинка с получением жидких шлаков и конструкция
электропечей. В электротермии цинка были испытаны и нашли
распространение преимущественно печи сопротивления с прямым нагревом
шихты и получением жидких шлаков.
Печь сопротивления состоит из невысокой шахты, в под которой
заложен угольный электрод. Другой электрод вводится через свод печи.
Шихта, состоящая из смеси обожженного цинкового концентрата и мелко
дробленого угля, служит телом сопротивления. При нагревании шихты окись
цинка восстанавливается и цинк в виде паров улетучивается
вместе с образовавшимися газами. Одновременно с цинком могут
восстанавливаться и другие окислы металлов. Свинец в виде веркблея собирается
под слоем шихты. В свинце аккумулируются благородные металлы. Часть
свинца может также улетучиваться и сконденсироваться вместе с цинком.
Пустая порода ошлаковывается. Если в обожженном концентрате имелось
некоторое количество серы, медь и железо образуют штейн, в который
могут перейти сульфиды других металлов.
Для полноты восстановления цинка и минимального его перехода в
шлак последний по своему составу должен быть сильно известковистым и
содержать мало железа. Состав шлака примерно следующий! 25—35%СаО;
10—15% FeO; 40—50 Si02. Температура плавления шлака 1100—1200°.
В шлаках содержится около 1% Zn; 0.2% Си и 0.1% РЬ.
При конденсации паров в жидкий металл цинк получается в
значительной мере в виде металлической пыли. Объясняется это главным образом
наличием большого количества С02 в газах. Другой причиной может
являться неравномерный нагрев вследствие образования вольтовых дуг между
отдельными частицами шихты. Перегретая газовая смесь, попадая в
конденсатор с более низкой температурой и резко охлаждаясь, образует пусь-
сьѳру.
Для устранения этого шихту до загрузки ее в печь нагревают до
800—1000°. Это способствует более равномерному тепловому режиму
печи. Предварительный нагрев имеет еще и то значение, что при этом
удаляются из шихты газы, ухудшающие конденсацию, как водяные пары,
воздух, углекислота из карбонатов и т. д.
На процесс конденсации оказывают влияние размеры и форма
конденсатора, температура, парциальное давление паров цинка и скорость
движения газов. Средняя температура, при которой цинковые пары вступают
в конденсатор, должна быть не ниже 850°. Поверхность для конденсации
делжна браться из расчета 0.5 г цинка на 1 см2 в 1 час.

488
Часть третья. Металлургия цинка
Ниже приведено описание электропечей сопротивления для дестил-
ляции цинка с прямым нагревом шихты.
Электропечь Джонсона (фиг. 213) представляет камеру
прямоугольного сечения с заделанным в поду электродом 1. Два верхних
Фиг. 213. Электропечь Джонсона (продольный разрез)
электрода 2 проходят через свод печи. Загрузка шихты производится из
бункера через отверстие между электродами в середине свода печи.
Жидкие металл и штейн выпускаются через шпуровое отверстие 3, а шлак —
через отверстие 4. Пары цинка и газы отводятся по газоходу 5, через
коксовый фильтр 6 в конденсатор 7.
Электропечь Чьерри показана на фиг. 214. В камере а,
на поду которой насыпан зернистый графит Ъ, связанный с электродами,
Фиг. 214. Электропечь Чьерри (вертикальный разрез)
подведенными с противоположных сторон печи, загружается шихта d.
Камера сверху закрыта крышкой с. Конденсаторы, установленные с двух
сторон печи, находятся на одном уровне с зернистым графитом. Пары цинка
и газы уходят из печи в конденсатор, просасываясь через графит.
Конденсаторы заполняются на три четверти коксом. Пройдя через слой графита
и коксовый фильтр, лары цинка сжижаются в передней части
конденсатора.
Электропечь Снайдѳра представляет собой шахту с
горном. Горн помещается в железном кожухе, футерованном огнеупорным
кирпичом. Шахта печи составлена из кессонов, охлаждаемых водой.
Печь имеет три вертикальных электрода. Вокруг внешней части электро-

Глава XI. Непрерывная дестилляция цинка
489
дов приделаны воронки, в которые насыпается измельченный кокс.
Последний предохраняет электроды от окисления. Шихта, загружаемая
сверху через свод, располагается между стенками печи и электродами.
Электропечь Гипроцветмета (по проекту автора>
представляет собой однофазную, стационарную печь с проводящим
подом и вертикальным угольным электродом, проходящим через центр свода
(фиг. 215). Диаметр электрода 250 мм. Печь герметизирована. Загрузка
Фиг. 215. Электропечь Гипроцветмета (по проекту автора)
производится через два отверстия в своде печи. Для герметичности
загрузочный аппарат снабжен двумя затворами. Загрузка производится
таким образом, что все пространство печи между стенками и электродом
заполнено шихтой. Для выпуска жидких продуктов плавки: металла,
штейна и шлака, имеются четыре отверстия, расположенные попарно
друг под другом.
Температура в печи регулируется как мощностью дуги, так и
толщиной слоя шихты. Рабочее напряжение колеблется от 50 до 100 в.

490
Часть третья. Металлургия цинка
Газы и пары оставляют печь через два отверстия двумя параллельными
потоками. Путь газовой смеси следующий. После выхода из печи газы
поступают в песочный затвор, позволяющий быстро выключать или включать
каждую из параллельных цепей, не прекращая работы печи. Песочный
затвор является также пылевой камерой, в которой оседает механически
увлеченная грубая пыль. После песочного затвора газы проходят через
угольный фильтр для восстановления С02 и ZnO. Фильтр подогревается
при помощи электрического тока. Из фильтра газы попадают в
конденсатор. Последний выложен из огнеупорного материала и имеет вид
усеченной четырехугольной пирамиды. Заложенные в кладке печи тела нагрева
и охлаждаемые водой трубки позволяют регулировать температуру
конденсатора в широких пределах.
Газы после конденсации проходят через охладитель из листового
железа, просасываются затем через мешочный фильтр и при помощи
эксгаустера направляются в газгольдер для окиси углерода.
в) Электротермия цинка без расплавления шихты. По способу Фультона
шихта предварительно брикетируется в форму цилиндров размерами в
диаметре 20 см ив высоту 50 см. Брикеты помещаются между
электродами и действуют как тела сопротивления. При нагревании до
температуры восстановления брикеты не меняют своей формы и не оплавляются.
Брикеты изготовляются из 100 частей руды, 60—85 частей кокса и 18—
25 частей смолы.
В печи (фиг. 216) помещаются 12 колонок, составленных из брикетов —
по три брикета в каждой колонке. Общий вес одной загрузки 1500 кг.
Фиг. 216. Электропечь Фультона для дестилляции цинка из брикетов:
а — продольный разрез; б — план
Печь имеет две платформы, действующие поочередно. Платформа
•перекрывается железным колпаком, футерованным изнутри
огнеупорным кирпичом. Колпак, перемещаемый при помощи тали, сообщается
•с футерованным железным цилиндром, в кртором конденсируется дестил-

Глава XI. Непрерывная дестилляция цинка
491
лируемый цинк. Когда шихта перекрыта колпаком, через брикеты
пропускают ток, нагревающий их до температуры восстановления и
дестилляции цинка. Через 8 час. операция заканчивается. Колпак, накаленный
докрасна, поднимается, переносится талью ко второй платформе, на
которую также загружаются 12 столбиков из брикетов. Колпак
опускается и покрывает собой свежую шихту. Использованные брикеты
снимаются с· платформы. Работа идет попеременно: то на одной, то на другой
платформе. Расход энергии составлял около 1500 квт-ч на 1 τ руды.
Если руда содержит мало пустой породы, углеродистые остатки после
дестилляции цинка снова используются в качестве восстановителя для
новой шихты. Таким образом, достигается высокая концентрация
благородных металлов в остатках от дестилляции.
а
Фиг. 217. Электропечь сопротивления шахтного типа
(Сент-Джозеф Лед):
а— вертикальный разрез, б — поперечный разрез
Шахтная электрическая печь сопротивления
завода Джозефтаун (США). Η а заводе Джозефтаун (шт.
Пенсильвания, США) находятся в эксплоатации электропечи сопротивления
шахтного типа непрерывного действия с конденсацией цинка в вакуум-

492
Часть третья. Металлургия цинка
конденсаторах специального устройства (фиг. 217) Ч Печь
представляет собой шахту внутренним диаметром 2440 мм, высотой до 12 м.
Печь состоит из отдельных колец высотой 2 м, располагаемых на
самостоятельных опорах для удобства ремонта и замены частей. Для внутренней
футеровки печи служит шамотовый и частично карборундовый кирпич.
Сверху шахта печи закрыта вращающимся диском, который служит
питателем. Герметичность достигается устройством песочного затвора.
Нижним основанием шахты служит вогнутый вращающийся стол, посредством
которого производится выгрузка из печи остатков дестилляции. Телом
сопротивления в печи является столб шихты, состоящей из смеси -
агломерированных обожженных концентратов и кокса, измельченных
до необходимых размеров. Ток подводится при помощи графитовых
электродов, расположенных на расстоянии 7.9м друг от друга по высоте
печи. Нижняя группа электродов располагается у основания печи.
Электроды применяются квадратного сечения длиной 1830 мм. Электроды
вдвинуты в печь на расстояние 280 мм для верхнего ряда и 200 мм для
нижнего, под углом 30° к горизонтали. Газообразные продукты реакций
отводятся через несколько отверстий, расположенных на 3 м ниже
верхнего ряда электродов, в кольцевой газопровод и дальше в конденсационную
систему. В качестве вакуум-конденсатора служит труба с внутренним
диаметром 815 мм, длиной 9,4 м.С обоих концов трубчатого конденсатора
имеются два стояка: при помощи одного стояка конденсатор
приключается к кольцевому газосборнику; стояк с другог.о конца печи связан
с вакуумной системой 2.
Наружный кожух конденсатора сделан из 16-мм волнистого железа,
футерованного изнутри карборундовым кирпичом толщиной 51 мм.
Между кожухом и кладкой проложен слой слюды. В середине конденсатора
имеется отверстие, через которое жидкий металл поступает в
цилиндрический приемник с леткой, располагаемой на 150 мм ниже уровня металла.
Шихта, загружаемая в печь, состоит из смеси агломерата и кокса в
отношении 2 j 1 по весу и 1 : 1 по объему. Гранулометрический состав-
шихты характеризуется следующим ситовым анализом:
Размеры частиц, мм % кокса % агломерата
-19; +9-5 "6 56 '
- 9.5; + 6.3 19 39
- 6.3; 5 5
Всего .. . 100 100
Значительный избыток кокса против теоретически необходимого
обеспечивает стабильность электросопротивления шихты, необходимый состав
газовой фазы и сыпучее состояние шихты.
Шихта дисковым вращающимся питателем загружается по периферии
шахты. Более крупные частицы шихты, в частности кусочки кокса,
скатываются к центру печи, что обеспечивает большую электропроводность
шихты по оси шахты. Распределение температур в шахте печи
соответствует распределению плотности тока. Зона наивысших температур
находится в центральной части печи (1300—1400°). В основной толще
температура составляет 1200°.
Электрическая мощность поддерживается в пределах 500 квт на
каждую электродную цепь. Рабочее напряжение варьирует в пре-
1G. W e a t о n, St. Joseph. Lead Co. Eleotrothermic Zinc Smelting Process. Trans.
Α.. J. Μ. Ε., 121, 1936.
2 G. We at on, H. Najarian, С Long. Production of Eleotrothermic
Zinc at Josephtown Smelter. Trans. A. J. Μ. Ε., 159, 1944.

Глава XI. Непрерывная дестилляция цинка
493
делах 260—160 в. Рабочий ампераж на каждую электродную цепь
составляет 1800-2700 а.
Газообразные продукты просасываются через слой жидкого цинка.
Пары цинка при этом конденсируются.
При пуске печи первоначальный' вакуум поддерживается на уровне
150—200 мм рт. ст. Ко времени первого выпуска вакуум
увеличивается до 200—300мм рт. ст. В дальнейшем, время выпуска устанавливается
по величине вакуума. При выпуске металла вакуум падает и по мере
накопления металла снова растет.
Производительность конденсатора зависит от скорости отвода тепла
с его поверхности. Удлинение трубы конденсатора для увеличения общей
поверхности охлаждения ограничивается возможностью создания
вакуума не более 460 мм рт. ст., что соответствует столбу расплавленного
цинка высотой 900 мм.
Расход электроэнергии составляет 3600 квт-чнаі τ цинка, причем на
электропечь приходится 80% этого количества.
Расход электродов составляет 1.0—2.5 кг на 1 τ цинка.
Огнеупоров расходуется около 27 кг на 1 τ цинка.
Извлечение цинка составляет 90%.
Длительность кампании печи колеблется от 86 до 100 суток.
г) Разложение цинковой обманки железом в электропечи. Кот и Пьеррон
использовали электропечь для разложения цинковой обманки при помощи
железа по уравнению ZnS-f-Fe=Zn-j-FeS. Этот способ имеет то
преимущество, что пары цинка не
смешаны с другими газами,
затрудняющими конденсацию
и·способствующими образованию
пуссьеры.
Печь показана на фиг. 218.
Аппарат, мощностью в400квт,
является одновременно дуговой
печью и.печью сопротивления.
Шахта А имеет цилиндрическую
форму. Внутренний диаметр
1.20 м, внешний 2.25 м,
глубина 1.10 м. Шахта служит
полюсом, к которому ток
подводится по медным шинам. Шахта
закрывается сводом,
изолированным от стенок. Другим
полюсом служит электрод В
диаметром 0.5 м и длиной 2.25 м.
Электрод может передвигаться
в вертикальном направлении. Ток к нему подводится по железному
кольцу, соединенному с медными шинами. Загрузка шихты производится
через два отверстия в своде. Шихта состоит из цинковой обманки и
металлического железа.
Шлаки и сернистое железо удаляются через выпускное отверстие с.
Пары цинка отводятся по каналу d. Цинк конденсируется в камере С.
Несконденсированные пары проходят через камеру D, заполненную
кусками кокса, накаленного докрасна. Цинк, не сконденсированный в
камерах С и D, оседает в виде пуссьеры в циклоне g. Жидкий цинк из камер
С ѵі D выпускается через отверстие Е. Через дверку F удаляется
загрязненный кокс. Цинковая пыль из циклона g попадает в аппарат Н, подогре-
Фиг. 21S. Электропечь Пьеррон и Кот
для разложения цинковой обманки
при помощи железа

494
Часть третья. Металлургия цинка
ваемыйдо 450°, в котором она плавится вместе с небольшим количеством
флюсов. В камерах С и D получается до 75% цинка в жидком состоянии.
Производительность печи составляет 3.2 τ цинковой обманки в сутки.
Расход электроэнергии 2700 квт-ч на 1 τ руды. Расход электродов 12 кг
на 1 τ руды. Потери цинка 11%. Извлечение 89%.
§ 4. Шахтная плавка цинка на кислородном дутье
Восстановление окиси цинка в шахтной печи не представляет
особых трудностей. Сложность шахтного способа получения цинка
связана с последующей конденсацией паров металла. В условиях
нормальной шахтной плавки цинк невозможно получить в жидком
видена поду печи под слоем шлака. Цинк получается в виде паров. Так как
необходимое для процесса тепло получается прямым сжиганием топлива
пары цинка сильно разубожены газами. Учитывая легкую окисляемость
паров цинка кислородом воздуха, углекислотой и парами воды, процесс
необходимо вести таким образом, чтобы газовая смесь содержала лишь
окись углерода.
При работе на низкой сыпи и высокой температуре на колошнике
обеспечение этого требования по отношению к составу газовой смеси довольно·
затруднительно. В отходящих из печи газах всегда остается некоторое
количество свободного кислорода и углекислоты, что отрицательно влияет
на процесс конденсации цинка в жидкий металл.
При прямом восстановлении цинка из обожженных концентратов в
шахтной печи на обыкновенном дутье концентрация паров получается настолько-
низкой, что весь цинк конденсируется в виде пуссьеры. Парциальное
давление паров цинка в газовой смеси составляет примерно 100 мм рт. столба.
Сконденсировать пары цинка в жидкий металл в самой печи можно за
счет повышения давления. Если допустить, что газовая смесь нагрета до
760^2 2
1000°, то для сжижения цинка потребуется —ώ—- = 16.7 абсолютной ат-
100
мосфѳры (конденсация паров цинка при 1000° может проходить при 2.2
абсолютной атмосферы давления). Практически осуществить процесс
конденсации при столь высоких давлениях затруднительно.
По реакции восстановления окиси цинка углеродом ZnO-(-C=Zn-)-CO·
мы получаем два молекулярных объема, и парциальное давление паров
цинка составляет у2ат.Таккак реакция восстановления окиси цинка эндо-
термична, а необходимое количество тепла для протекания реакции
составляет 55 600 кал, то приходится дополнительно сжигать примерно 2 мол.
углерода для поддержания реакции
ZnO + ЗС -Н02' + 3.81vN2 = Ζη + 3GO> 3.81 Ν,.
Газовая смесь, получаемая в результате этой реакции, имеет следующий
состав
Ζη (пары) . . . 12.8% (объемных)
СО 38.4% »
Na ............ 48.8% »
Учитывая потери тепла с отходящими газами, шлаком и на излучение,
расход топлива будет значительно выше. Ориентировочно можно
предположить, что на 1 мол. ΖήΟ будет расходоваться 5 мол. углерода по
реакции
ZnO + 5С + 202 + 7.62 N2 = 5СО + 7.62 Ν2 + Ζη,

Глава XII. Рафинирование цинка
495
Газовая смесь будет иметь тогда следующий состав:
Zn (пары) 7.3% (объемных)
СО . . . . . 36.7% »
Ng 56.0% »
Парциальное давление паров цинка составит 55. 5 мм рт. ст. Температура
начала конденсации при этих условиях равна 697°.
Для увеличения парциального давления паров цинка в газовой смеси
заслуживает внимания плавка на дутье, обогащенном кислородом, либо»
даже на чистом кислороде. В последнем случае газовая смесь будет состоять
из 83.4% (объемных) СО и 16.6% (объемных) Zn (пары). Конденсация
паров цинка из такой смеси начинается при 766°.
Как видно из приведенных расчетов, при восстановительной плавке
в шахтной пѳчи на кислородном дутье теоретически возможно получить
газовую смесь, в которой концентрация паров цинка достаточна для
нормальной конденсации. Проведенные опыты вполне это
подтвердили х.
Опыты проводились в небольшой шахтной печи высотой от оси фурм до
колошника 1400 мм. Горн печи имел следующие размеры: ширина 125 мм,
длина 250 мм, глубина 125 мм. Кислород подавался в цечь через шесть
фурменных отверстий, расположенных по три с двух противоположных
сторон. Диаметр фурм 10 мм.
Агломерат загружался через верх печи. Состав агломерата был-
следующий: 66.6% ZnO; 14.3% Fe203; 3.5% А1203; 1-03% СаО;
0.3% MgO; 3.12% Si02; 1.15% S и 1.90% PbO. Топливом служил
древесный уголь.
В результате проведенных опытов выяснилось, что при плавке на
кислородном дутье с горячим колошником можно .довести содержание СО в-
газах до 95% и выше; окись цинка восстанавливается быстро и полностью,
а железо частью шлакуется, частью получается в виде металла. В шлаке
частично растворяется окись цинка. Прибавление извести способствует
, более полному извлечению цинка.
Глава XII
РАФИНИРОВАНИЕ ЦИНКА
§ 1. Состав сырого цинка
В сыром цинке, получаемом методом дестилляции, содержится
некоторое количество примесей, главным образом" свинец, кадмий, железо. В'
незначительных количествах встречаются в цинке мышьяк, сурьма, сера,,
медь и др.
Качество дестилляционного цинка зависит от состава исходной руды,,
температуры процесса, скорости дестилляции, времени выгреба и др.
Чем больше содержится свинца и кадмия в концентратах, тем выше их
содержание в цинке.
Наличие железа объясняется попаданием частиц шихты из реторты
в конденсатор и растворением восстановленного железа в жидком цинке.
1,Д. Чижиков и Ф. Лоскутов. Непосредственное получение цинка,
в шахтной печи с кислородным дутьем. Минцветметзолото, 1935.

496
Часть третья. Металлургия цинка
Применение железных гребков и ложек при выгребе цинка из
конденсаторов также является причиной загрязнения металла железом. Если
устранить механическое попадание железа в металл, возможно получить
маложелезистый цинк даже при содержании 12—15% Fe в обожженном
концентрате.
Кадмий почти всегда имеется в цинковых рудах. Так как кадмий
восстанавливается и улетучивается при более низких температурах, чем цинк,
он концентрируется в первых фракциях металла.
Весьма важным фактором, определяющим чистоту металла, является
температура. Чем выше температура процесса, тем больше примесей
переходит в цинк.
Скорость движения газов также влияет на качество металла.
При большой скорости движения газов вместе с последними
механически увлекаются тончайшие частицы шихты, в которых могут находиться
металлические пылинки восстановленного железа и свинца. Растворяясь
в жидком цинке, они загрязняют последний.
Содержание примесей в цинке в разные периоды возгонки различное.
Анализы цинка трех выгребов с 6-часовыми интервалами показывают
следующее содержание примесей (табл. 170).
Таблица 170
Состав цинка ло выгребам (%)
Zn
вшрег:
ι Ι 2
от 98.0
до 98.5
97.0
97.8
РЬ
выгреЛ
3 ! 1
I
96.0
96.6
1.35
2.12
2
1.90
Я.17
3
2.01
3.45
Fe
выгреб
1
0.06
0.124
О
0.12
0.26
з·
0.25
0.38
Cd
выгреб
1
0.11
0.18
О
0.07
0.12
Из приведенных анализов видно, что к концу процесса дестилляции
цинк ебогащается свинцом и обедняется кадмием. Повышенное
содержание железа в цинке третьего выгреба объясняется тем, что в частицах
шихты в это время содержится наибольшее количество восстановленного
железа. Устройство порога в широкой, задней, части конденсатора для
предупреждения попадания частиц шихты из реторты дает возможность
получить цинк с минимальным содеря?анием железа.
При работе с концентратами, содержащими мало свинца и кадмия, и
осторожном выгребе жидкого металла из конденсатора деревянными
гребками можно получить дестилляционный цинк довольно высокого качества.
Брикетирование руды способствует снижению содержания примесей
в цинке, что можно объяснить фильтрующим действием брикетов.
Для удаления примесей сырой цинк подвергается рафинированию.
Рафинирование цинка производится методами ликвации и редистилляции.
§ 2. Рафинирование цинка ликвацией
а) Сущность процесса. Для удаления свинца, железа и некоторых
других примесей цинк расплавляется в отражательной печи при
восстановительной атмосфере, после чего жидкому металлу дают некоторое время
отстояться при низкой температуре. Механические примеси с меньшим,
■чем цинк, удельным весом всплывают на поверхность расплавленной ван-

Глава XII. Рафинирование цинка
497
ны и вместе с окисью цинка образуют шлаковый слой или дроссы. Примеси
с большим удельным весом опускаются вниз и собираются на дне ванны.
Если после достаточно длительного отстаивания удалить с поверхности
ванны образовавшиеся дроссы и осторожно вычерпнуть или выпустить
верхний слой металла, то последний будет в значительной степени очищен
от примесей свинца и железа.
Огневое рафинирование цинка ликвацией находит объяснение при
рассмотрении диаграмм состояния систем цинка с другими металлами (часть
II, глава XIX).
Как видно из диаграмм плавкости систем цинка со свинцом, железом
и кадмием, при ликвации сырого цинка должны получаться три слоя:
1) нижний, представляющий жидкий сплав свинца с цинком; 2) средний,
состоящий из сплава цинка с железом, который в виде тестообразной
массы собирается над свинцовым сплавом, и 3) верхний — из
рафинированного цинка.
б) Практика рафинирования ликвацией. Рафинирование цинка
способом ликвации производится в отражательных печах с наклонным подом
(фиг. 219), отапливаемых нефтью или углем, емкостью до 150 т. Цинк за-
Фиг. 219. Печь для ликвации цині;а:
а — продольный разрез; б — горизонтальный разрез; в, г —
поперечные разрезы
гружается через рабочие окна, расположенные ближе к топке, либо через
отверстие в своде печи. Выпуск жидкого цинка производится через сифон.
Вертикальная перегородка с отверстием по середине, установленная в
конце печи, удерживает нижней своей частью слой свинца и твердого
цинка, а также нижние слои цинка, а.верхней частью препятствует попаданию
дроссов в сифон и проникновению воздуха в печь.
32 металлургия тяжелых цветных металлов

498
Часть третья. Металлургия цинка
Работа производится следующим образом. Печь загружается
чушковым цинком. После расплавления ванна отстаивается. Через 1—2 дня
вычерпывают а/а ванны и печь снова догружают цинком до постоянного
уровня.
Процесс ликвации производится при температурах, близких к точке
плавления цинка. Атмосфера в печи должна быть восстановительная для
уменьшения окисления цинка при его расплавлении.
Удаление свинцового сплава из ванны производится при помощи
железного цилиндра. Нижний зазубренный конец цилиндра
погружается до дна ванны, у наиболее глубокой ее части. После удаления из
цилиндра цинка приступают к вычерпыванию свинцового сплава,
который постепенно поступает из печи в цилиндр.
Свинцовый сплав имеет, примерно, следующий состав (%):
№ п/п Pb Zn Fe Cd
1 94.38 5.5 0.006 0.03
2 93.28 6.7 — —
3 92.84 6.6 0.012 —
Эти сплавы используются при обессеребрении свинца по способу Пар-
кеса.
Сплав твердого цинка извлекается из ванны при помощи
перфорированных лопат в виде тестообразной массы. Содержание железа в твердом
цинке составляет 5 —6%. Твердый цинк подвергается вторичной
дестилляции. Он может быть также использован в процессе паркессиро-
вания.
Дроссы с содержанием 70—80% Zn, образующиеся на поверхности
ванны, время от времени, по мере их накопления, удаляются из печи и
перерабатываются вюесте с рудной шихтой в дѳстилляционных печах.
Расход топлива при рафинировании составляет 8—10% веса металла.
Ниже приведен примерный баланс металла при рафинировании сырого
цинка (%):
Переходит металла в рафинированный цинк 91.5
» дроссы . « ,. 3.5
» твердый цинк 2.0
» свинцовый сплав 1.5
Потери ..........,,..· 1.5
Итого. . 100.0
После рафинирования металл имеет следующий состав (%)'·
До рафинирования. . .
После рафинирования .
РЬ
1.80—1.25
1.04—0.83
Fe
0-119—0.10
0.038—0.028
Zn
98.08—98.65
98.92—99.1
Оптимальная температура отстаивания 450°. Продолжительность
отстаивания колеблется от 12 до 36 час. в зависимости от степени загрязнения
цинка.
3. Редистилляция цинка
Для получения высокосортного цинка применяется метод редистил-
ляции, или вторичной возгонки. Очистка цинка от примесей методом реди-
стилляции основана на разнице температур кипения цинка, железа,
свинца и кадмия.

Глава XII. Рафинирование цинка
499
Температура кипения цинка — 906°, железа — 2450°, свинца —1525°,
кадмия — 778°. Упругость паров свинца при температуре кипения цинка
составляет 0.41 мм рт. ст. Таким образом, при температуре 906° цинк
будет кипеть и интенсивно испаряться. Вместе с парами цинка будут
улетучиваться также пары кадмия, температура кипения которого ниже
•температуры кипения цинка. Может также улетучиваться свинец в
количестве, определяемом .упругостью пара при данной температуре.
Наличие вакуума ускоряет процесс редистилляции. Температуры
кипения металлов при этом снижаются. При уменьшении давления до 50 мм
температуры кипения понижаются для кадмия до 590°, для цинка до 729°
и для свинца до 1390°.
а) Непрерывная редистилляция цинка в ректификационных колоннах.
1) Сущность процесса ректификации. В последнее
время широкое применение нашел ректификационный способ
рафинирования цинка в карборундовых тарельчатых колоннах непрерывного
действия. Процесс протекает в две стадии. В первой стадии удаляются примеси
с температурами кипения выше, чем у цинка, как, например, свинец,
железо, олово, медь и др. Эти примеси вместе с частью жидкого цинка
стекают в нияшюю часть аппарата. Пары цинка, а также пары металлов,
температуры кипения которых ниже, чем у цинка, удаляются из аппарата
сверху и конденсируются в жидкий сплав. При повторной фракционной
редистилляции полученного конденсата цинк отделяется от лѳгкокипящих
примесей. Чистый цинк при этом стекает в нижнюю часть аппарата.
Кадмий вместе с небольшой частью цинка в виде паров удаляется из аппарата
сверху и конденсируется в виде металлической пыли.
Теоретические основы ректификации и методика расчета колонн в
достаточной степени изучены применительно к фракционной перегонке
органических жидкостей. Особенностью ректификации металлов является
высокие температуры нагрева и трудность достижения тесного контакта
между паром и жидкостью на тарелках колонны из-за высокого удельного
веса разгоняемой смеси, исключающего возможность осуществления бар-
ботажа.
Расчет процесса ректификации цинка может быть произведен на
основе двух бинарных изобар кипения:, цинк —кадмий и свинец—цинк.
Температуры кипения сплавов цинк — кадмий и цинк — свинец
изучались Лейтгебелем, а также Д. Чижиковым и Н. Севрюковым1.
В табл. 171 приведены сравнительные данные упругостей паров цинка
кадмия различных авторов при температурах 600, 650 и 700°.
Таблица 171
Упругость паров цинка и кадмия
Металл
Цинк....
Кадмий . . .
Упругость пара, мм рт. ст.
Данные
Д. Чижпкова и Н. Севрюкова
(1941)
Майера (1926), ван-Лимита (Ί920),
Ричардса (1919)
температура,"С
600
16.0
63.0
650 | 700 | 600
36.0
146.0
73.0
230.0
9.3—14.7
47.9—82.8
650
24.6— 32.5
115 — 175
700
57.5— 75.8
229.6—321.4
' * Известия АН СССР, ОТН №, 9, 1941.

500
Часть третья. Металлургия цинка
Парциальные упругости паров цинка и кадмия над сплавамп
различного состава при температурах 600, 650, 700° показаны на
графиках фиг. 220.
Кривые суммарной упругости пара получены сложением
соответствующих ординат кривых парциальной упругости.
Из графиков видно, что парциальная упругость пара кадмия над
сплавами, содержащими 20—30% Zn и 80—70% Cd, при всех температурах
I
О 10 20 30 М SO SO 70 80 90 W0
—*~ АтомнЬіе % цинка В сплаве
100 90 80 70 SO SO k 30 20 10 0
-*г-АтомнЬіе % кадмия в спладе
300
250
200
Ш %150
1
50
701
ГС
*■·
Ци»
£у_
Н^.
"■*с
^
^
>
V
k
\r
'{
\
20 30 КО SO β0 70 80 90"
, -~* АрюмнЫе^ % цинка в спладе
100 90 80 70 SO SO «0 30 20 Iff 0
-^-Атомно/е % кадмия в c/?j?afe
О 10 20 30 00 50 60 70 80 90~ 100
—^-АтомнЬ/е % цинка В сплаве
■ ' III!
100 90 60 70 60 50 10 30 20 10 0
-*—Атамнііе ѴокаЗ/иия В сплаве
Фиг. 220. Упругости паров металлов над сплавами Zn — Cd переменного состава
при температурах 600, 650 и 700°
выпадает из общего направления кривых. Положение
экспериментальных точек в этом интервале указывает на возможное наличие максимума
на кривой парциальной упругости.
На фиг. 221 приведены сравнительные кривые температур кипения
сплавов цинк — кадмий, установленные экспериментально (1,2) и
полученные расчетным путем (3), исходя из законов для идеальных растворов.

Глава XII. Рафинирование цинка 50 Τ
1
1
то
920
900
880
дВО
8й0
820
800
780
760
740
\
\
\
\
V N
ν \
\
. чч
2^
/Ч-
•^
"J
*S
'і> ,
-*d
In
Фиг.
0,2 0,3 ξν 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 Ci
U 8 сплаве
0,1
А том и. вали
221
Температуры кипения сплавов
Ζα — Cd:
/ — Чижиков, Севрюков; 2 — Лейтгебель; з — расчетные
На фиг. 222 приведена диаграмма равновесия между жидкостью и Паром
для сплавов цинк —кадмий при температуре их кипения, полученная
экспериментально Д. Чижиковым и Н. Севрюковым. Общий характер
диаграммы равновесия
указывает на возможность
ректификации сплавов цинка и
кадмия при любых
соотношениях компонентов.
2)
Ректификационная колонна.
Процесс ректификации
осуществляется в колоннах,
составленных из отдельных тарелок
круглого или прямоугольного
сечения. Материалом ддя
тарелок служит карборунд.
По высоте колонна
разбивается на две части: нижнюю,
обогреваемую, в которой
происходит кипение сплава, и
верхнюю, без обогрева, для
обратной конденсации паров
высококипящих компонентов
сплава (получение флегмы).
Нижняя часть называется
исчерпывающей, верхняя —
укрепляющей (фиг. 223).
Конструирование испарителя для сплавов металлов, обладающих
высокими температурами кипения, затруднительно из-за невозможности
применить для этой цели специальные стали, которые не подвергались бы
коррозии в условиях процесса. /
Единственным материалом, который оказался годным для этих целей,
является карбид кремния. Так как изготовление крупных монолитных
деталей аз карбида кремния, которые обладали бы высокими
механическими свойствами, встречает большие трудности, конструирование
ректификационных колонн естественно должно было пойти по линии
использования отдельных элементов небольших размеров и простой по
возможности формы. Это вызывалось еще и тем, что при ректификации
металлических сплавов с высоким удельным весом большой гидростатический
напой делал невозможным применение сосудов из карборунда с
глубокой ванной.
На практике нижняя, испарительная (исчерпывающая), часть
ректификационной колонны составляется из большого числа наставленных друг
на друга тарелок из карборунда высотой в несколько сантиметров.
Между каждыми двумя тарелками образуется свободное пространство для
паров металлов. Тарелки сообщаются между собой при помощи отверстий,
расположенных в шахматном порядке. Для увеличения поверхности
соприкосновения жидкого сплава с обогреваемыми стенками тарелкам и
старательной части колонны придают W-форМу (фиг. 224). Жидкий металл
располагается в кольцеобразном жолобе по периферии тарелки.
Верхняя, укрепляющая, часть колонны также составляется из
отдельных тарелок. Последние делаются более простой конфигурации (фиг.
225). Они имеют вид чаш с плоским дном, что обеспечивает достаточную
поверхность конденсации. Малый объем плоскодонной тарелки, незначи-

502
Часть третья. Металлургия цинка
950
921
900
I
I
750
700
.
767
0.25 0,50
А томные доли
0,75
Cd
1,00
Cd
тельная глубина ванны и большая поверхность способствуют тесному
контакту между жидким сплавом и его парами.
Тарелки ректификационной колонны имеют по всей высоте одинаковые
размеры в поперечном сечении. Для достижения герметичности аппарата
тарелки должны делаться
цельными, монолитными, из
одного куска, без пор и
трещин. Горизонтальные швы
между отдельными тарелками
в местах их соединения
должны располагаться выше
уровня металла и быть
совершенно плотными.
Высота и размеры
испарительной (исчерпывающей)
и. ректификационной
(уплотняющей) части подбираются
таким образом, чтобы
необходимое количество металла
испарилось в нижней части
и соответствующее
количество паров металла
сконденсировалось и стекало
обратно с верхней части
колонны.
3) Практика
процесса
ректификации. На фиг. 226 показана
аппаратурная схема
рафинирования цинка
ректификационным способом. Сырой цинк
расплавляется в ликвационной печи /. При отстаивании из цинка
выделяется часть свинца и железа. Жидкий цинк.после ликвации сливается
непрерывной струей через сифонное устройство в верхнюю тарелку
испарительной части колонны 2, обогреваемой извне. Отопление производится
при помощи генераторного газа. Горящие газы двигаются сверху вниз
по высоте колонны вдоль наружных стенок тарелок.
Отходящие из печи газы проходят через рекуператор для подогрева
воздуха. Последний нагревается до 900°. Газы оставляют рекуператор
при температуре 500°.
Производительность испарительной части колонны зависит от
размеров обогреваемой поверхности, температуры, развиваемой в камере
сгорания, теплопроводности и толщины стенок тарелок. Жидкий цинк течет
до тарелкам испарительной части сверху вниз, испаряется и в виде паров
поднимается вверх, в необогреваемую часть колонны. Вместе с парами
цинка улетучивается некоторое количество паров высококипящих
металлов. В верхней части колонны часть, цинка (около 10—15 %)
конденсируется и в виде флегмы (обратного конденсата) снова стекает вниз в испаритель.
Вместе с флегмой .стекают обратно сконденсировавшиеся пары
высококипящих металлов, увлеченных парами цинка. Из нижней части
свинцовой колонны 7 получается продукт в количестве 15—20% веса
загружаемого цинка, в котором аккумулируются все высококипящие
примеси цинка! свинец, медь, железо. Среднее содержание свинца в этом
продукте составляет 5—6%. Его снова подвергают ликвации.
Фиг. 222. Диаграмма равновесия между
жидкостью и насыщенными парами для сплавов
Zn — Cd при температуре кипения (Чижиков,
Севрюков)

Глава XII. Рафинирование цинка
503
Фиг. 223. Ректификационная колонна (вертикальный разрез)
1 — ликвационная печь; 2 — игольчатый питатель; 3 — испарительная часть
ректификационной колонны; 4 — камеры сгорания; 5 — топки; « — дефлегматор; !· — конденсатор
Пары цинка и кадмия, свободные от примесей металлов с
температурой кипения выше '900°, отводятся из ректификационной части колонны
в конденсатор 3, где происходит их сжижение.
Из конденсатора свинцовой колонны цинк непрерывной струей через
•сифон поступает в испарительную часть кадмиевой колонны 4. В последней
происходит отделение цинка от кадмия.
В отличие от свинцовой колонны, в которой в виде флегмы возвращается
10—15% металла, в кадмиевой колонне в виде флегмы возвращается
основная масса металла.

Фнг. 224. Тарелка испарительной части
колонны
ϋ
'St '—
ГП
VU
ЩІШж&
Μ
шщ?ш//ш//Ш
Фиг. 225. Тарелка конденсационной части
колонны

Глава XII. Рафинирование цинка.
505
Свободный от кадмия цинк стекает вниз и выпускается через нижнее
отверстие колонны б. Из дефлегматора в кадмиевый конденсатор 5
отводится лишь незначительное количество паров цинка. Кадмий в
конденсаторе собирается в виде пыли.
Для увязки производительности отдельных агрегатов колонны
группируются в блоки. Каждый блок состоит из двух свинцовых и одной
кадмиевой колонны.
'Ч''г-ч.-* ,t.>k4*.j.% ч.-ц.>ч,г'*>* тч~чт-т
ѵг.. •..ѵ-.Ч.-о
"чя-гячпжиѵ
Фиг. 226. Аппаратурная схема ректификационной установки
1— ликвационная печь; 2—свинцовая колонна; 3 — конденсатор для цинка; 4—кадмиевая колонна;
S — конденсатор для кадмия; β — рафинированный цинк; J — высококипящие остатки от
рафинирования
В свинцовой колонне имеются 38 тарелок, из которых 20 приходится
на нижнюю испарительную и 18 на собственно ректификационную часть
аппарата.
На фиг. 227 виден дефлегматор свинцовой колонны (на заднем плане
слева), конденсатор (справа) с зумпфом, откуда металл поступает в
кадмиевую колонну (слева).
Производительность одного блока составляет 20 τ ректификата и 5 τ
остатков свинцовых колонн в сутки. Расход топлива достигает 40% веса
цинка. Цинк получается высокой чистоты. Содержание железа доводится
до 0.002%; свинца —до 0.002%; кадмия —до 0.015%. Содержание
цинка в металле получается нередко выше 99.99%.
Кадмиевый конденсат содержит 40—50% кадмия. Безвозвратные
потери цинка при ректификации не превышают 0.5—0.7%.

506
Часть третья. Металлургия цинка
В остатках от ликвации нижнего продукта свинцовых колонн
(свинцовый сплав, твердый цинк, дроссы) и в кадмиевом конденсате содержится
3.5—3.75% веса цинка, поступившего в ректификацию. Извлечение цинка
в виде рафинированного металла составляет 96%.
Возможность применения индуцированных токов для нагрева
тарелок, изготовленных из графита, а в некоторых случаях
непосредственного нагрева самого металла рационализирует процесс ректификации.
Фиг. 227. Верхняя, конденсационная, часть ректификационной
колонны
Опыты, проведенные автором в этом направлении, дали
обнадеживающие результаты.
б) Редистизшщия цинка в электрической вакуумной печи. По этому
способу редистилляция производится в электрических печах
сопротивления при разрежении. Печь — камерная, прямоугольного сечения,
выложенная внутри шамотовым кирпичом, в котором заложены тела
сопротивления. Объем печи 20 м3. Вся печь заключена в железный кожух. Крышка
печи съемная. Асбестовой прокладкой между бортами крышки и
каркасом печи создается необходимая герметичность. Работа печи
периодическая. В печь загружается 3—5 τ цинка. Крышка герметически
привинчивается. При нагревании до 800° цинк возгоняется и в виде паров через
отверстие в печи поступает в конденсатор емкостью 10 м3. Жидкий цинк
выпускается через шпур в нижней части конденсатора. Суточная
производительность печи 2 т. Пыли получается около 5%. В пуссьере содержится
80% металлического цинка. Потери цинка не превышают 1%.
Редистиллированный цинк содержит 99.9% Ζη. Возможность
получения столь чистого цинка объясняется системой нагрева. Тела
сопротивления располагаются сверху, над уровнем ванны. Цинк испаряется с
поверхности. Свинец и твердый цинк оседают на дно. Кипение ванны не
имеет места. Она все время остается спокойной.
Расход электроэнергии не превышает 1 квт-ч на 1 кг цинка.
На 1000 кг 98% сырого цинка получаются 930 кг редистиллированного
металла, 45 кг пуссьеры и 25 кг свинцовых сплавов.

Глава XII. Рафинирование цинка
507
* *
В табл. 172 приведена характеристика различных сортов чушкового
цинка согласно действующему в СССР стандарту.
Таблица 172
Химический состав различных марок чушкового цинка согласно
ОСТ ЦіУI 8640—47

Обозначения марок
ЦВ
ЦО
Ц1
Ц2
ЦЗ
Ц4
Химический состав в процентах
Ζα
не менее
99.99
99.96
99.94
99.90
98.70
97.50
примесей не более
РЬ
0.005
0.015
0.024
0.05
1.0
2.0
Fe
0.003
0.010
0.015
0.04
0.07
0.15
Cd
0.002
0.010
0.014
0.02
0.2
0.2
Си Sn
0.001
0.001
0.002
0.002
0.005
0.05
_
0.002
0.05
Sb
0.02
0.02
As
ι
0.01
0.01
всего
примесей
0.01
0.04
O.OC.
0.10
1.30
2.50

Раздел Г
УИДРОЭЛЕЕТРОМЕТЛЛЛУРТИ ЧЕСЕИЙ СПО СО Б
ПОЛУЧЕНИЯ ЛИНЕ А
Глава XIII
ИСТОРИЯ РАЗВИТИЯ И СХЕМА ГИДРОЭЛЕКТРОМЕТАЛЛУРГИИ
ЦИНКА
§ 1. Краткий очерк возникновения и развития
гидроэлектрометаллургия цинка
Гидрометаллургия цинка стала развиваться после того, как был освоен
процесс электролиза цинковых растворов. В первое время промышленное
развитие электролитных процессов тормозилось отсутствием источников
электроэнергии. С постройкой динамомашины в 1867 г. электролитическое·
осаждение металлов стало применяться в широких размерах.
Одновременно интенсивно разрабатывались технологические схемы получения
водных растворов металлов и их очистка от примесей.
Гидрометаллургия цинка в промышленном масштабе была освоена
впервые в 1914 г. почти одновременно на двух американских заводах:
Анаконда (штат Монтана) и Трэйл (Британская Колумбия).
Технологические схемы, разработанные на этих заводах, состоят из·-
обработки обожженных сульфидных цинковых концентратов растворами
серной кислоты, очистки растворов от примесей, электролитического
осаждения цинка из раствора на катоде и регенерации серной кислоты на аноде.
Стандартная схема технологического процесса, принятая и
усовершенствованная на американских заводах: Анаконда (55 тыс. τ цинка в год),
Грейт-Фоллс (115 тыс. τ цинка в год) и Трэйл (132 тыс. τ цинка в год),
характеризуется низкой кислотностью отработанного электролита (10—
12% H2S04), малыми плотностями тока в пределах 350—450 а/м2 и
концентрацией цинка в нейтральном растворе, поступающем на электролиз,
в 110—120 г/л.
По этой основной схеме с теми или иными вариациями в зависимости or
качества концентратов и местных условий стали строиться цинкоэлектро-
литные заводы в других местах. Из них можно отметить: завод Рисдон
(Гобарт, Тасмания) мощностью 75 тыс. τ цинка в год, завод Одда в
Норвегии на 50 тыс. т, завод Вивье во Франции мощностью 40 тыс. т, завод
Брокен-Хилл (Родезия, Африка) на 24 тыс. т, завод в Катовицах
(Польша) производительностью в 22.5 тыс. τ цинка, завод Флин-Флон
(Канада) на 30 тыс. τ цинка в год.
Развитие электролитного цинкового производства в США шло
частично также по способу Тэнтона, отличающемуся высокими плотностями тока
(~1000 а/м2) и кислотностью отработанного электролита в пределах 28—
30% H2S04. По способу Тэнтона в США были построены два завода: в
Келлоге (Айдахо). на 21 тыс. τ цинка и Ивенс-Валовер (Сен-Луи) на
17 тыс. τ в год.

Глава XIII. История развития и схема гидроэлектрометаллургии цинка 509
Технологическая схема завода Магдебург (Германия) мощностью в
55 тыс. τ цинка в год занимала промежуточное положение между
стандартной схемой и способом Тэнтона и характеризовалась плотностью тока в
пределах 750 а/м2 и кислотностью отработанного электролита около
20% H2S04.
Цинкоэлектролитные заводы в СССР работают в основном по
стандартной схеме, с плотностями тока в пределах 350—450 а/ма и
кислотностью отработанного электролита в 10—12% H2S04.
Значительный спрос, который предъявляет промышленность на
высокосортный цинк, стимулирует развитие электролитного способа получения
металла.
Благодаря высокой чистоте электролитный цинк находит применение
в военном производстве, для получения специальных сортов латуни, для
электролитического покрытия, в телеграфной и телефонной
промышленности, в химической индустрии, для прокатки листов и волочения
проволоки. Электролитный цинк более ковок и тягуч, чем получаемый при де-
стилляции. Он легко штампуется и плетется. В годы, предшествовавшие
второй мировой войне, получение электролитного цинка, достигало
30—35% мирового производства этого металла и составило более
полумиллиона тонн в год.
Гидроэлектрометаллургия цинка возникла и получила промышленное
применение одновременно с развитием и внедрением селективной флотации.
Тонкоизмельченность флотационных концентратов не явилась
осложняющим процесс обстоятельством. Непрерывное усовершенствование
флотационных процессов и получение богатых цинковых концентратов
значительно упростили технологическую схему переработки их по мокрому способу.
Извлечение цинка при электролитном способе доотигает 90% и выше
при коэффициенте использования тока более 90%. Общий коэффициент
использования электроэнергии, однако, редко превышает 0.6. Эти цифры,
конечно, не являются пределом. Дальнейшее снижение удельного расхода
электроэнергии связано с усовершенствованием процесса.
Каждая руда, поступающая на гидрометаллургические заводы, требует
индивидуальной схемы обработки. В зависимости от химического и мине-
ралопетрографического состава руды и степени перехода примесей при
выщелачивании в раствор необходимо применить различные специальные
методы очистки последнего. В этом отношении наиболее рациональным
является питание электролитных заводов концентратами, получаемыми
из руд определенного месторождения или, в крайнем случае, из руд одного
района.
Снабжение завода концентратами разных месторождений,
разнообразного химического и минералогического состава, при наличии
запроектированной определенной схемы технологического процесса, может
привести к отрицательным результатам. Для получения цинка мокрым
путем следует предварительно изучить свойства и структуру руды.
Концентраты с большим содержанием марматита и силикатов цинка, в
некоторых случаях, лучше не подвергать гидрометаллургической
переработке. В случае их использования необходимо вводить дополнительные
металлургические процессы для обеспечения более полного извлечения
цинка. Значительную роль в этом отношении сыграло внедрение вельц-
процесса для получения возгонов окиси цинка из кремнистых цинковых
руд и богатых цинком кеков от выщелачивания. Показательными в этом
отношении являются полиметаллические руды месторождений СССР.
Концентраты, получаемые от обогащения; медно-цинковых руд.Урала,
содержат много меди и мышьяка. Алтайские цинковые концентраты со-

510
Часть третья. Металлургия цинка
держат значительное количество свинца, золота, серебра, кадмия и
других примесей. Отсюда видно, что схемы переработки на этих заводах
должны быть несколько отличны друг от друга. Алтайские и уральские
концентраты содержат мало марматита. В отличие от них мизурские
концентраты отличаются высоким содержанием последнего. При обжиге
неизбежно значительное ферритообразование, что связано с низким
коэффициентом извлечения цинка при выщелачивании. Отсюда
необходимость в установке вельцпечи для отгонки цинка в виде окиси из
кэков, получаемых в процессе выщелачивания.
Впервые электролизу были подвергнуты растворы хлористого цинка.
Последний получается обработкой сульфидных цинковых концентратов
при соответствующих температурных условиях хлором с отгоном
летучих хлоридов, либо оставлением хлористого цинка в прохлорированном
продукте. Последующим растворением хлоридного конденсата либо
выщелачиванием прохлорированной руды водой получаются растворы
хлористого цинка, которые после очистки от примесей направляются на
электролиз в ванны с диафрагмой. Цинк осаждается на катоде. Хлор,
выделяемый на аноде, используется для хлорирования свежей порции руды.
Отработанный электролит, обедненный цинком, поступает обратно на
выщелачивание.
Вследствие специфических трудностей при работе с хлоридами в
современной гидрометаллургии цинка промышленное применение нашел
только сульфатный способ.
§ 2. Принципиальная технологическая схема гидроэлектрометаллургии
цинка по сульфатному способу
Электролиз чистых сернокислых растворов цинка представляет собой
хорошо изученный процесс. Его благоприятное протекание и получение
катодного осадка хорошего качества зависит исключительно от состава
электролита, от тех примесей, которые в него переходят при
выщелачивании содержащей цинк руды. Иногда достаточно наличия следов той или
пной примеси, чтобы возникли осложнения в процессе электролиза.
Катодный осадок цинка получается рыхлым, губчатым, изъеденным.
Поэтому вся предварительная подготовка, предшествующая электролизу,
имеет целью возможно полное удаление примесей из получаемых
растворов.
Как при выщелачивании, так и при очистке раствора преследуется
основная цель — максимальное удаление примесей и получение в
результате этих операций чистого раствора сернокислого цинка. Железо, медь,
кадмий, сурьма, мышьяк, никель, кобальт, — все эти примеси в той или
иной мере вредно сказываются на ходе электролиза, и предварительное их
удаление необходимо для успешного ведения процесса.
Конечно, удаление примесей тесно связано с требованиями
максимального извлечения цинка из руды и минимальных его потерь в процессе
выщелачивания и очистки растворов.
Процесс извлечения цинка по гидроэлектрометаллургическому
способу можно разбить на 4 стадии:
1) обжиг сульфидных концентратов;
2) выщелачивание;
3) очистка раствора;
4) электролитическое осаждение цинка.
Обжиг сульфидных концентратов имеет целью перевод цинка в раств -
римые в слабой серной кислоте соединения. Такими соединениями являются

Глава XIII. История развития и схема гидре-электрометаллургии цинка 511
свободная окись и сульфат цинка. Прочие соединения, как, например,
сульфид, феррит и силикаты цинка, мало растворимы в слабых растворах
кислоты, и их образование в процессе обжига снижает соответственно
извлечение цинка. Поэтому задача обжига — максимально выжечь
сульфидную серу и получить минимум ферритов и силикатов цинка.
Кроме того, при обжиге ставится цель получить некоторое
количество сульфата цинка, необходимого для компенсации потерь серной
кислоты в процессе выщелачивания и электролиза.
В связи с указанными требованиями при обжиге сернистых руд
возникают некоторые трудности. С одной стороны, требуется высокая
температура для ускорения процесса обжига и удаления возможно большего
количества сульфидной серы, а с другой, переход за известные границы
температур связан с усилением ферритообразования.
На практике обжиг для целей гидрометаллургии проводится при 650—
750°, медленно и с большим избытком кислорода воздуха. Обжиг
цинковых концентратов производится в механических многоподовых печах с
подогревом.
При обжиге удаляются в значительном количестве сера, мышьяк,
сурьма, кадмий, часть свинца и других металлов.
В настоящее время на большинстве заводов применяется непрерывное
выщелачивание обожженных цинковых концентратов. Для полного
перевода цинка в раствор выщелачивание производится в три стадии: одно
нейтральное и два кислых. Часто ограничиваются только двумя стадиями:
нейтральным и одним кислым выщелачиванием.
На нейтральное выщелачивание поступают: часть отработанного
электролита, фильтраты кислых выщелачиваний, оборотные растворы,
промывные воды и весь продукт обжига.
При нейтральном выщелачивании преследуют, главным образом, цель
очистки растворов от железа, сурьмы, мышьяка, кремнезема и алюминия
методом гидролиза, что можно провести успешно лишь в нейтральной
среде.
При нейтрализации растворов выделяется тепло, нагревающее жидкость
до 50—60°. Это имеет важное значение, так как при повышении
температуры коллоидальный кремнезем переходит в кристаллическую
модификацию; имеет место также более интенсивная коагуляция примесей,
в частности гидратов окислов железа и мышьяка.
Выщелачивание производится в пневматических или механических
агитаторах, соединенных в серии по нескольку штук в каждой.
Нейтральная пульпа из последнего агитатора поступает в классификатор для
отделения шламов от песков.
Шламы направляются в сгуститель (уплотнитель). Сгущенная
пульпа из последнего вместе с песками постудает на кислое
выщелачивание, имеющее целью возможно полное растворение цинка. Кислое
выщелачивание часто проводится в два приема.
При первом кислом выщелачивании отработанный электролит
заливается в головной агитатор кислой ветви. Туда же поступают сгущенная
пульпа и лески от нейтрального выщелачивания. После кислого
выщелачивания пульпа направляется в сгуститель. В полученной сгущенной
кислой пульпе содержится большое количество растворенного кремнезема.
Это затрудняет фильтрование и промывку пульпы. Для избежания этих
трудностей сгущенную пульпу после первого кислого выщелачивания
репулыгируют горячими и более кислыми растворами. Пульпа после такой·
обработки легче фильтруется и промывается. Адсорбция сульфата цинка
и .потери последнего уменьшаются.

512
Часть третья. Металлургия цинка
Таким образом, в процессе выщелачивания получаются:
1) нейтральные· растворы от первого выщелачивания, поступающие на
дальнейшую очистку;
2) кислые фильтраты, оборотные и промывные воды, поступающие на
нейтральное или первое кислое выщелачивание;
3) сгущенный промытый осадок от второго кислого выщелачивания, т. н.
кек.
СНпад
канцентратоі
Классификагорк,
Песков,
насос
Тепляк для оттаивания о
""^" конца/тратами
ntru/ιψ. Ltyun. дирра
ЦинкоВ.пЬшЬ НЩ^УД
ФилЬтр-пресс
-^^/τΤη»ΐ|τιιίιΙ|ι||ΤΤ|Ι|ΙΙ|\.
■Efffffffp
ПескоВ.
ящик
ФилЬтрЬі Моора
Вода
ущг
чан к/слива
ІП-
IS1 Ш
Сбарн. чан
нейтр.р-ра
Мед-кад/ч.
кек
KJ \2
Нессивер
:г*Й
Вакуум-филЬтр.
Оливера
Цен/пробно-
coco/
Оливера
Напорн.
бак
Вода для
охлаждения
S
Т.
Алкзмин.кптодЬі ' Электралитн.ВаннЬі \
"ТТПгтІ
Шламм Ξ
МпОг J
η
Сбжелоб эл-тал
шм
Отіа/ян.кгк
Сб.чан
отработанного
электролита
>.
'Об.
ВесЬі
l·^ ПлаВилЬная
печЬ
ПечЬ для КатоВнЬт
отливки анодов цинк
СВинц. TT_-___jF8 ПечЬ Аякс
оноВЬі
ρ
ііт/т/іт
Ш
ТелЬфер
Мешечн.
£1
Ч
I
Воздух
%#-
РазлиВочн,
каруселЬ
Склад чушка-
дого цинка
'5DW
• ϊίΛΤ,τυΤ·'·
Π
Цинковая nbwb филЬтрШ
Фаг. 228. Схема цепи аппаратов цинкоэлектролитного производства

Глава XIV. Выщелачивание цинка из обожженного концентрата 5]3
Нейтральные растворы, обогащенные цинком, направляются на
очистку от меди и кадмия. Очистка производится цементацией примесей
металлическим цинком. При достаточном содержании меди при этом
выпадают остатки мышьяка и адсорбируются следы растворенного кремнезема.
В растворе остается кобальт, удаление которого производится при помощи
альфа-нитрозобетанафтола.
Фильтрация сгущенных пульп производится в вакуум-фильтрах,
осветленных растворов —на фильтрпрессах.
Очищенный от примесей раствор сернокислого цинка поступает на
электролиз с нерастворимыми анодами. Цинк осаждается на катоде, а кислота
регенерируется на аноде. Отработанный электролит возвращается на
повторное выщелачивание. Получается замкнутый цикл. На фиг. 228
приведена схема цепи аппаратов гидроэлектрометаллургии цинка.
Из четырех стадий гидроэлектрометаллургического способа получения
цинка из сернокислых растворов: обжига, выщелачивания, очистки
раствора и электролиза, первая стадия — обжиг сульфидных цинковых
концентратов, имеющая целью предварительную подготовку сырья для
выщелачивания растворами серной кислоты, была нами разобрана выше при
описании теории и практики обжига (см. раздел Б. Обжиг сульфидных
цинковых концентратов, стр. 355 — 394). Ниже мы перейдем к
рассмотрению второй стадии процесса — выщелачивания и связанной с ним
очистки раствора от вредных для процесса электролиза примесей.
Глава XIV
ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ ЦИНКА ИЗ ОБОЖЖЕННОГО КОНЦЕНТРАТА
РАСТВОРАМИ СЕРНОЙ КИСЛОТЫ
§ 1. Сущность процесса
Выщелачиванием называется процесс растворения одного или
нескольких компонентов из массы твердых частиц в жидком растворителе. При
взаимодействии серной кислоты и растворяющегося вещества на
поверхности твердой частицы образуется слой практически насыщенного раствора
соли. При перемешивании раствора этот слой все время
удаляется -с поверхности. Свежая, активная часть растворителя приходит в
соприкосновение с глубжележащим слоем твердого вещества. Скорость
выщелачивания зависит в значительной мере от интенсивности перемешивав
ния. При отсутствии агитации скорость реакции определяется
естественной диффузией ионов в растворе. Скорость же диффузии есть функция от
осмотического давления ионов, вязкости среды и т. д. На практике
выщелачивание всегда производится при активном перемешивании пульпы.
Поэтому законы естественной диффузии ионов имеют второстепенное
значение.
Существенным фактором, влияющим на процесс выщелачивания,
является температура. Повышение температуры увеличивает скорость
химических реакций. Однако температурный интервал при
гидрометаллургических процессах ограничен. Верхний предел температуры,
допустимый при выщелачивании и очистке раствора, определяется
температурой кипения и началом распада отдельных компонентов как
первичных, так и получаемых в процессе.
33 Металлургия тяжелых цветных металлов

514
Часть третья. Металлургия цинка
Выбор температуры зависит от того, какие реакции превалируют
при данной температуре: благоприятные или вредные для процесса.
Выщелачивание цинка проводится при нормальном атмосферном
давлении в открытых сосудах.
На скорость протекания реакций выщелачивания влияет отношение
концентраций веществ, вступающих в реакции, к образующимся в
результате последних. В этом отношении к процессам выщелачивания могут быть
применены законы химической термодинамики. Кроме того, на
скорость процесса влияют физические свойства растворяющегося вещества
и отношение поверхности последнего к его массе. Важное значение имеет
легкость проникновения раствора во внутренние части зерен. Степень
измельчения и капиллярность продукта влияют на скорость и полноту
реакции выщелачивания. Чем больше пор и пустот в выщелачиваемом
материале, тем интенсивнее протекает процесс. Так как все капилляры
и поры выщелачиваемого вещества заполнены газами, скорость
проникновения в него раствора зависит от растворимости газа и от смачиваемости
вещества данным раствором.
Участвующие в реакциях выщелачивания и очистки раствора вещества
образуют системы из твердой, жидкой и газообразной фаз, вступающих
во взаимодействие друг с другом. В результате получаются
нерастворимый осадок и раствор.
Количество растворенного вещества определяется в граммах на литр
растворителя или раствора. В гидрометаллургии состав раствора
выражается в граммах растворенного металла на литр раствора при 15°.
§ 2. Поведение отдельных компонентов при выщелачивании цинка
из обожженных концентратов
Обожженные цинковые концентраты имеют сложный состав.
Представляя собой продукт обжига сульфидов, они содержат окислы, сульфаты и
остаточные сульфиды металлов. В огарке могут находиться также
сложные соединения, как ферриты, силикаты, арсенаты и др. При действии
растворителя, в данном случае раствора серной кислоты, металлы
выщелачиваются и переходят в раствор. В табл. 137 были приведены составы
обожженных цинковых концентратов.
Ниже разобраны основные реакции между серной кислотой и
соединениями металлов, находящихся в обожженном концентрате.
а) Соединения цинка. Окислы цинка. Главным соединением,
входящим в состав обожженной цинковой обманки, является структурно
свободная окись цинка ZnO. При выщелачивании окись цинка реагирует
с серной кислотой, образуя раствор сернокислого цинка, по уравнению
ZnO+H2S04=ZnS04+H20+Q кал.
Интенсивность реакции зависит от концентрации серной кислоты в
растворителе, температуры, скорости перемешивания и свойств окиси цинка.
Чем выше кислотность раствора, тем энергичнее идет выщелачивание
пинка. По мере выщелачивания кислотность раствора уменьшается и
течение процесса замедляется. Повышение температуры способствует более
быстрому протеканию процесса. Заметное влияние на скорость
растворения цинка оказывает способ получения окиси. Чем выше температура
обжига, тем труднее растворяется полученная окись цинка. Аморфная
окись цинка растворяется легче, чем кристаллическая.

Глава XJV. Выщелачивание цинка иг обожженного концентрата 515
Сложные кислородные соединения цинка, связанные в виде ферритов
(ZnO-Fe203), алюминатов (a;ZnO-yAl203) или силикатов {хЪъО-у§і02)
при обработке слабыми растворами серной кислоты выщелачиваются в
незначительной степени, причем имеет место переход обоих окислов в
раствор. В нагретых растворах разложение ферритов цинка
усиливается.
Опыты показали, что при действии растворов серной кислоты
различной концентрации в течение 4 час. на феррит цинка в зависимости
от температуры растворяются следующие количества железа и цинка
(табл. 173)1.
Таблица 173
Растворимость феррита цинка (в % к исходному количеству)

Концентрация
H2SO4, г/л
300
200
100
50
Цинк | Железо
температура, "С
20
1.03
0.96
0.80
0.53
40 | 60 | 80
5.04
4.70
3.87
2:60
25.64
22.54
16.74
11.08
65.66
63.92
53.22
42.40
20 | 40 | 60 | 80
0.73
0.64
0.46
0.30
4.30
3.42
2.53
1.48
23.53
21.07
15.71
10.49
63.34
61.77
51.20
40.47
Как видно из таблицы, растворимость феррита, цинка возрастает с
повышением концентрации кислоты и температуры. При температуре 40°
и концентрации 100г/л H2S04 в раствор переходит около 4% цинкадости-
гая 53% при 80°. При концентрации кислоты в 300г/л в раствор переходит
около о5% цинка. Столько же, примерно, растворяется железа.
Сульфид цинка реагирует с серной кислотой по уравнению
ZnS +f<H2S04 *= ZnS04 + H2S.
Реакция протекает интенсивно при действии на ZnS концентрированных
растворов серной кислоты при нагревании. Эта реакция почти не имеет
места лри нейтральном выщелачивании, когда свободная серная кислота
в первую очередь реагирует с ZnO.
При кислом выщелачивании, когда остатки от нейтрального
выщелачивания обрабатываются нагретым крепким .раствором серной кислоты
для растворения связанной окиси цинка или коагуляции кремнекислоты,
может иметь место также реакция взаимодействия сульфида цинка с серной
кислотой. На растворение ZnS при выщелачивании оказывает влияние
наличие сульфата окиси железа в растворе. При действии сульфата окиси
железа на сульфид цинка протекает реакция
Fe2 (S04)3>+ ZnS = ZnS04 + 2FeS04 + S.
В табл. 174 приведены опытные данные2, показывающие степень
перехода цинка в раствор при действии Fe2(S04)3 на ZnS в зависимости от
исходной концентрации трехвалентного железа и температуры при
продолжительности выщелачивания 4 часа.
1 Д. Чижиков и И. Шатунов. Минцветметаолото, 1941.
* Там же.

516
Часть третья Металлургия цинка
Таблица 174
Сульфатизация ZnS раствором re2(S04)3
Температура, °С
40
60
80
Кипения раствора
Концентрация железа, г/л
10
20
Извлечено цинка
КОЛИ'
42.5 47.7
80.0 82.1
86.8 91.7
97.0 98.0
40
60
, % к исходному
іеству
60.5 63.fi
82.5
99.4
100
83.3
100
100
Как видно из данных табл. 174, сульфид цинка заметно растворяется
в сульфате окиси железа. При 60° и 10 г/л трехвалентного железа в
раствор переходит 80% исходного количества цинка. Таким образом, при
выщелачивании обожженной цинковой обманки растворами серной
кислоты в раствор переходит сульфат цинка, свободная ZnO и, в зависимости
от концентрации серной кислоты, сульфата окиси железа и температуры,
то или иное количество ZnS, а также связанной окиси цинка из соединений
ZnO-Fe203 ; ΖηΟ·Α1203 и 2ZnO.Si02.
Сульфат цинка. В результате выщелачивания получается
раствор сульфата цинка определенной концентрации. Последняя зависит
от количества нейтрализованной в процессе серной кислоты· и содержания
ZnS04 в обожженном-продукте. Кроме того, в растворе может содержаться
некоторое количество сернокислых соединений других металлов.
Сульфат цинка хорошо растворим в воде. Растворимость ZnS04 в
зависимости от температуры выражается следующими формулами (граммов
ZnS04 в 100 г раствора): от 0 до 39.9°: е =29.5+0.271+0.00068 t 2 (7-вод-
ный гидрат); выше 39.9° : e=41.35+0.21t+0.00070t2 (6-водный гидрат).
Сульфат цинка медленно растворяется в холодной и быстро — в горячей
воде. Теплота растворения ZnS04 при 18° в 400 молях воды составляет
18 430 кал.
В твердой фазе до 70° существуют 7- и 6-водные, выше 70° —■ двухвод-
ные кристаллогидраты.
Точка перехода ZnS04· 7H„O^ZnS04·6H20 лежит при 39°.
Точка перехода ZnS04-6H2O^ZnS04-2H20 лежит при 70°.
Разбавление раствора ZnS04 водой сопровождается выделением тепла.
При разбавлении раствора, содержащего 20 молей Н20 на 1 моль ZnS04,
до 50 молей Н20 выделяется 318 кал; до 100 молей Н20—367 кал; до 200
молей Н20— 385 кал.
Плотность нормального раствора ZnS04 равна 1.2270. Плотности
растворов различной концентрации даны в табл. 175.
Растворы ZnS04 легко гидролизуют. Раствор полунормальной
концентрации начинает гидролизовать при 55.5°.
б) Соединения железа. При сильно окислительном обжиге большая часть
железа принимает форму окиси Fe203, практияееки нерастворимой в
разбавленной серной кислоте. При обжиге для целей гидрометаллургии
наряду с окисью могут образоваться соединения железа низших степеней
окисления, а также остаться неразложенные сульфаты окиси и закиси
железа. Последним обстоятельством объясняется больший или меньший

Глава XIV. Выщелачивание цинка из об ожженного концентрата 517
Таблица 175
Плотность растворов сульфата цинка
гпБО^моль/л
0.051
0.203
0.609
1.015
1.624
2-035
—
~
Г) °
1.0082
1.0317
1.0944
1.1580
1.2436
1.3000
—
~~
Граммов ZnSO«
на 100 г
раствора
29.22
25.14
21.28
11.20
8.44
3.82
1.46
0.577
-°18.5°
1.3718
1.3091
1.2528
1.1220
1.0894
1.0387
1.0138
1.0045
переход железа в сернокислый раствор. Железо в растворе находится в
закисной форме, согласно реакциям:
FeO + H2S04 = FeS04 + НаО;
FeS04 + H2O = FeSO4(aq).
Некоторая часть окиси железа может переходить в раствор в виде
сульфата окиси по реакции
Fe203 + 3H2S04 = Fe2(S04)3 + 3Η20.
При наличии сульфидов в выщелачиваемом продукте сульфат окиси
железа восстанавливается д» закиси по реакциям:
MeS + H2S04 = MeS04 + H2S,
Fe2 (S04)3 + H2S = 2FeS04 + H2S04+ S,
Fe2 (S04)3 + MeS = 2FeS04 + MeS04 + S.
На практике, .в процессе выщелачивания, в раствор переходит от 10
до 20% железа от содержания его в огарке.
в) Соединения меди. Медь при обжиге получается в виде CuO, GuS04,
GuO-Si02; GuO-Fe203. В процессе выщелачивания соединения меди
переходят в сернокислый раствор, согласно реакциям:
CuS04 + H2O = CuSO4(aq),
CuO + H2S04 = CuS04 + H20,
CuO -Si02 + H2S04 = CuS04 + SiO, + H20.
Практикой установлено, что в раствор переходит около половины всей
имеющейся меди. Другая половина меди остается в кеках от
выщелачивания. При выщелачивании силиката меди в раствор переходит некоторое
количество кремневой кислоты.
г) Соединения прочих металлов. Кадмий при выщелачивании
переходит в раствор по реакциям:
CdO + H2S04 = CdS04.+ H20,
CdS04 + Η20 = CdS04 (aq).

5І8
Часть третья. Металлургия цинка
Наличие кадмия в кеках от выщелачивания указывает на то, что в
обожженном концентрате находятся труднорастворимые соединения этого
металла.
Никель и кобальт могут перейти в раствор согласно реакциям:
Со203 + 2FeS04 + ЗН20 = 2CoS04 + 2Fe (ОН),,
NiO + H2S04 = NiS04 + H20 , J
СоО + H2S04 = CoS04 + H20.
Серебро при обжиге концентратов частично образует Ag2S04,
который при выщелачивании'переходит в раствор. Иногда в раствор
вводят искусственно сульфат серебра для очистки от хлора.
Мышьяк и сурьма, переходят в раствор при выщелачивании
согласно реакциям:
As203 + 3H2S04 = As2 (S04)S + 3H20 ,
Sb208 + 3H2S04 = Sb2 (S04)3 + 3H30.
Пятиокиси мышьяка и сурьмы слабо растворимы в серной кислоте.
Повышенные концентрации мышьяка в растворах получаются при
выщелачивании пылей из газоходов обжиговых печей.
Свинец, находящийся в обожженной руде в виде окиси, переходит
в сернокислое соединение и остается в кеках от выщелачивания. Наличие
силиката свинца обусловливает повышенный переход кремневой кислоты
в раствор. Сульфатизация свинца при выщелачивании связана с
избыточным расходом серной кислоты.
Кальций и барий, аналогично свинцу, остаются в кеке в
виде нерастворимых сульфатов. Последние мовут содержаться в исходном
сыром концентрате, либо образоваться в процессе выщелачивания серной
кислотой, согласно реакциям:
СаО + H2S04 = CaS04 + Н20,
СаС03 4- H2S04 == CaS04 + С02 + Н20 ,
ВаС03 + H2S04 = BaS04 + С02 + Н20.
Эти реакции связаны с дополнительным расходом серной кислоты. Чем
больше окиси кальция и бария содержится в обожженном концентрате,
тем выше расход серной кислоты.
Магний, калий и натрий, если они находятся в
обожженном продукте в виде окислов, переходят в раствор, образуя сернокислые
соединения. Хлористые соединения NaCl, KC1, MgCl2 растворяются в виде
хлоридов.
д) Поведение кремнезема и глинозема. Кремнезем способен
растворяться в серной кислоте. Количество переходящей в раствор крем-
некислоты зависит от формы последней. Чистый кварц или халцедон
почти не реагирует с серной кислотой. Присутствие в руде силиката
цинка вызывает переход кремнекислого золя в раствор. Образование
силикатов свинца при обжиге цинковых концентратов является причиной
значительного перехода кремнекислоты в раствор при выщелачивании
огарка. Кремнекислота находится в растворе в виде коллоида или золя.
Глинозем при действии серной кислоты может перейти в раствор
в виде сернокислого алюминия.

Γ.ιαβα XV. Очистка раствора сульфата цинка
519
*
Как видно из приведенных выше реакций, при выщелачивании
обожженных цинковых концентратов растворами серной кислоты наряду
с цинком в раствор переходят также в том или ином количестве железо,
мышьяк, сурьма, медь, кадмий, кобальт, никель, кремнекислота и др.
Все эти примеси оказывают определенное влияние на последующие
операции.
Примеси могут быть разбиты на три группы:
1) примеси, затрудняющие отделение раствора от твердого;
2) примеси, влияющие на катодный процесс;
3) примеси, влияющие на анодный процесс.
Задачей гидрометаллургии является возможно более полное удаление
примесей из получаемых цинковых растворов при максимальном
извлечении основного металла.
Τ л а в а XV
ОЧИСТКА РАСТВОРА СУЛЬФАТА ЦИНКА
Очистка раствора является существенной операцией в
гидрометаллургии цинка. Нормальное протекание электролиза, качество катодного
осадка цинка и вся экономика процесса определяются в основном содержанием
примесей в электролите. Заметная чувствительность процесса к
присутствию даже ничтожных количеств некоторых примесей, как кобальт,
мышьяк и др., диктует необходимость тщатель^го удаления их из
раствора до электролиза.
• На практике находят применение два способа по удалению примесейі
гидролитическое осаждение последних из нейтральных растворов и
цементация цинковой пылью.
Такие примеси, как железо и кремнекислота, почти нацело
удаляются гидролитическим путем при действии окиси цинка на нейтральный
раствор.
Медь и кадмий осаждаются из раствора цементацией цинковой пылью.
Удаление значительной части мышьяка и сурьмы происходит
одновременно с железом, в процессе гидролиза. Остаточное количество их
осаждается цементацией цинковой пылью.
Очистка раствора от кобальта и некоторых других примесей требует
добавок специальных реагентов.
Оба способа — гидролиз и цементация, взаимно и последовательно
дополняют друг друга.
§ 1. Значение концентрации водородных ионов (рН) в процессе очистки
раствора сульфата цинка
Соблюдение условий, обеспечивающих максимальное удаление
примесей при очистке раствора, является обязательным в гидрометаллургии
цинка.
С этой точки зрения контроль рН или концентрации водородных
ионов, как показателя степени кислотности или щелочности среды, имеет
существенное значение для этих процессов.

520
Часть третья. Металлургия цинка
В гидрометаллургии цинка концентрациям водородных ионов
растворов в разных стадиях процесса соответствуют, примерно, следующие
содержания серной кислоты:
Значение рН для растворов цинкового производства
рН...,7 6 5 4 3 2 1 О
HaSOiMr/л Вода 0.05 0.5 5.0 50 500 5 000 75 000
Примечания: 1. рН=4 не обнаруживается метилоранжем.
2. рН=5 обнаруживается лишь метиловым красным
Цри нейтральном выщелачивании и гидролитическом осаждении
примесей рН как показатель степени нейтрализации раствора является весьма
важным фактором.
Бриттон приводит следующие значения рН, при которых происходит
выпадение гидроокисей различных металлов в осадок (табл. 176).
Таблица 176
Значения рН при осаждении гидроокисей
Гидроокись
Железа (окисного)
Алюминия
Меди
Цинка
Железа (закисного)
Свинца
Кадмия
Кобальта · .
Марганца
Магния
рН
2.3
4.1
5.0
5.2
5.5
6.0
6.7
6.8
8.5
10.5
При нейтральном выщелачивании, когда серная кислота
нейтрализуется окисью цинка, рН раствора постепенно увеличивается, пока не
установится равновесие, зависящее главным образом от концентрации цинка
в растворе и температуры. Чем меньше концентрация цинка в растворе,
тем ниже рН в равновесной системе, тем «кислее» раствор.
На практике рН растворов в гидрометаллургии цинка колеблется в
пределах 4.5—5.5.
Инж. Б. Громовым было проведено детальное исследование
влияния рН на ряд процессов в гидрометаллургии цинка и установлены
необходимые концентрации водородных ионов для обеспечения нормальных
условий протекания процесса.
При рН в интервале 4.5—5.5 гидроокись железа выпадает нацело в
осадок. Также относительно легко гидролизует алюминий. При рН более
5 в осадок выпадает медь. Концентрация меди будет уменьшаться,
составляя в среднем 0.5 г/л. При рН менее 5 концентрация меди в растворе
повышается, достигая 1.5 г/л. Окисление закисного железа до
сульфата окиси и гидролиз последнего может быть достигнут при рН, равном
5.2—5.4 в присутствии меди в растворе и окиси цинка в твердой фазе
действием одного кислорода воздуха без добавки других окислителей.

Глава XV. Очистка раствора сульфата цинка
521
Для коагуляции коллоидальной кремнекислоты рН в последнем
агитаторе нейтральной ветви должен быть равным 5.
Отстаивание пульпы должно вестись при рН = 4.9—5.2. При рН более"
5.2 становится заметным гидролиз цинка.
Полнота очистки верхнего слива нейтральных сгустителей от
кремнекислоты оказывает прямое влияние на степень обратного растворения
кадмия при фильтрации медно-кадмиевой пульпы.
Так, при цементации кадмия металлическим цинком степень осаждения
доводится до 0.8 мг/л Cd. При фильтрации медно-кадмиевой пульпы
наблюдается обратное растворение кадмия.
В зависимости от длительности фильтрации содержание кадмия
в растворе может возрасти до 10 мг/л. Для избежания обратного
растворения кадмия необходимо, чтобы фильтрация осуществлялась возможно
быстрее. Скорость же фильтрации зависит от содержания кремнекислоты
в растворах, поступающих на медно-кадмиевую очистку.
Высокие значения рН растворов верхнего слива нейтральных
сгустителей обеспечивают коагуляцию и выпадение кремнекислоты в
процессе отстаивания, до попадания растворов на медно-кадмиевую очистку,
§ 2. Гидролитическое осаждение примесей
Удаление примесей в виде гидратов протекает одновременно с
нейтральным выщелачиванием. Гидролитическое осаждение металлов происходит
легче и полнее в том случае, если они находятся в виде высших
окислов. По легкости перехода в высокие степени окисления и
выпадения в осадок при гидролизе металлы можно расположить в следующем
порядке:
1) железо легко окисляется и гидролизует;
2) мышьяк окисляется и соединяется е гидроокисью железа;
3) сурьма менее легко окисляется и лишь частично соединяется с
гидроокисью железа;
4) кобальт и никель требуют сильных окислителей и подогрева
раствора для гидролиза.
В растворе после выщелачивания могут быть следующие металлы:
цинк, железо, мышьяк, сурьма, медь, кадмий, никель, кобальт, магний,
натрий, алюминий, калий, марганец, серебро.
Некоторые из этих примесей удаляются почти полностью в каждом
отдельном цикле выщелачивания. К подобного рода ненакапливающимся
примесям относятся железо, кремнекислота, медь, кадмий, мышьяк,
сурьма. Другим примесям, если они переходят в раствор в количестве,
не влияющем на процесс электролиза, дают накапливаться до некоторого
предела, после чего очищают от них раствор. Никель и кобальт являются
примером накапливающихся примесей. Сюда относятся также щелочные
металлы, магний и др.
Из всех примесей наиболее вредными, вызывающими большие
затруднения при электролизе, являются кобальт и сурьма.
а) Осаждение железа. Железо удаляется из раствора гидролизом.
Химические реакции гидролиза выражаются уравнениями:
FeS04 + H20:£Fe(OH)2 + H2S04,
Fe2 (S04)3 + 6Н20 Ζ 2Fe (ОН), + 3H2S04.
Гидролиз энергично протекает в нейтральной среде до наступления
равновесия между кислотой и гидратами.

-522
Часть третья. МеЬіаллургия цинка
Если образующаяся в процессе серная кислота связывается каким-
либо веществом и выводится из реакции, гидролиз протекает до полного
выпадения железа в осадок в виде гидрата.
Таким образом, нейтральность раствора и непрерывное удаление из
•системы серной кислоты, образующейся в процессе, являются основными
требованиями при очистке растворов сульфата цинка от железа.
Для нейтрализации кислоты в гидрометаллургии цинка применяются
окись последнего, преимущественно в виде обожженного концентрата,
а также известь или известняк.
Реакции гидролиза сульфатов железа в присутствии окиси цинка или
кальция могут быть выражены уравнениями:
FeS04 + ΖηΟ + Н20 = Fe (ОН), + ZnS04,
FeS04 + CaO -f- H20 = Fe (OH), + CaS04,
Fe,(S04)3 + 3Zn0 + 3H20 = 2Fe (OH), + 3ZnS04,
Fe2 (S04)3 + ЗСаО + 3H20 = 2Fe (OH)3 + 3CaS04.
Произведения растворимости гидратов цинка и железа имеют
следующие значения:
Zn(OH)2 Fe(OH)2 . Fe(OH)s
1.8· 10-" 1.64-10-" l.l-lO-8·
При гидролитическом осаждении железа раствор должен иметь
слабощелочную реакцию, быть насыщенным Zn(OH)2.
Более полно и до конца протекают реакции гидролиза окисных
соединений железа. Ввиду близости величин растворимости Zn(OH)2 и Fe(OH)2
осаждение гидрата закиси железа окисью цинка протекает медленно и
неполностью. Получающийся гидрат закиси железа представляет собой
плохо фильтрующийся желатинозный осадок.
Для ускорения процесса гидролиза и получения фильтрующихся
осадков необходимо закисные соединения железа в растворе перевести
в окисные.
' Окисление железа осуществляется при помощи веществ,
разлагающихся при действии серной кислоты с выделением атомарного кислорода,
как перекись марганца (Мп02) или перманганаты. Продувкой раствора
озонированным воздухом или чистым кислородом можно ускорить
процесс окисления.
б) Окисление сульфата закиси железа. Окисление железа перекисью
марганца основано на том, что при действии серной кислоты на Мп02
образуется MnS04 с выделением половины кислорода1, содержащегося
в Мп02, по реакциям:
Мп02 + H2S04 = MnS04 + Н20 + 7,0,,
Мп02 + 2H2S04 + 2FeS04= Fe2 (S04)3 + MnS04 + 2H20.
При этом серная кислота связывается марганцем, который в виде
сульфата остается в растворе.
Скорость и полнота реакции зависят от концентрации серной кислоты
и температуры. При действии перманганатов в зависимости от среды
окисление протекает различно.
1 Д. Менделеев. Основы химии. Том I, стр. 65, 1932.

Глава XV. Очистка раствора сульфата цинка
523
В щелочной среде имеют место реакции:
2КМп04 + 2К0Н = 2К2Мп04 + Н,0 +1/808,
2К2Мп04 + 2Н20 = 2Мп02 + 4К0Н + 02.
2КМп04 + Н20 = 2Мп02 + 2КОН + 30.
2 моля перманганата отдают 3 атома кислорода. В кислой среде протекают
реакции:
2KMn04+ H2S04 = K2S04 + 2ΗΜη04,
2ΗΜη04 + 2H2S04 = 2MnS04 + 3H20 + 50.
2 моля перманганата отдают 5 атомов кислорода.
Пиролюзит, применяемый в качестве окислителя, частично является
оборотным продуктом. В процессе электролиза, при наличии солей
марганца в растворе, МпО^ образуется на аноде за счет выделяемого на
последнем кислорода, согласно уравнениям:
2MnS04 + 21/»0Я + ЗН20 = 2HMn04 + 2H2S04,
2НМп04 + 3MnS04 + 2Н20 = 5Мп02 + 3H2S04
Полученная в виде шлама перекись и имеющееся в отработанном
электролите некоторое количество высших окислов марганца при
выщелачивании новой порции руды окисляют закись железа, восстанавливаясь
при этом до сернокислого марганца. Прибавлением карбонатных или
сульфидных соединений марганца к обжигаемым цинковым концентратам
можно пополнить убыль марганца в процессе.
На практике окисление железа достигается прибавлением при
выщелачивании вместе с шламами тонко измельченного пиролюзита. Для этой же
цели раствор продувается воздухом, чистым кислородом или
озонированным воздухом.
Чтобы установить условия окисления сульфата закиси железа'в
сульфат окиси в водном растворе, автором были проведены опыты по изучению
действия каждого из перечисленных окислителей.1
Опыты показали, что в интервале температур от 25 до 80° как в кислой,
так и в нейтральной среде, независимо от исходного содержания Fe-*
в растворе, которое колебалось от 10 до 40 г/л, окисление закиси железа
кислородом воздуха в отсутствии окиси цинка практически не
происходит ни при 2-, ни при 4-часовой агитации.
При продувке раствора сульфата закиси железа чистым кислородом
окислилось: при 25°—0.94%Fe, при 60°—3.75%Fe, а при 80°—12.82%Fe.
Интенсивным окислителем является озонированный воздух. При
продувке подкисленных растворов сульфата закиси железа, нагретых
до 20°, воздухом, в котором 2.1% кислорода было переведено в озон,
происходит быстрое и почти полное окисление железа по реакции
6 FeS04 + 3H2S04 + Os = 3 Fe2 (S04)3 + 3H20.
В присутствии окиси цинка окисление железа кислородом протекает
достаточно интенсивно. При этом наблюдается реакция гидролитического
осаждения железа. Во всех опытах в осадках содержалось около 35%
S04", т. е. образуются основные сернокислые соли железа состава
χ Fe203 ■ у SQ3 · ζ Η20.
1 Д. Чижиков и Г. Балихина. Цветные металлы, № 9, 1936;
Юбилейный сборник Минцветметзолото, № 10, 1941.

524
Часть третья. Металлургия цинка
Слабые растворы серной кислоты на пиролюзит в отсутствии PeSO
действуют весьма медленно.
При наличии FeS04 и соответствующего количества кислоты в растворе
процесс окисления сульфата закиси железа протекает почти нацело.
Повышение температуры способствует окислению железа.
Из проведенных опытов следует, что окисление закисного железа
пиролюзитом необходимо проводить в кислой среде (в присутствии свободной
серной кислоты) при нагревании.
На практике пиролюзит прибавляется вместе с обожженным
концентратом в цикл нейтрального выщелачивания. Очевидно, что пульпа в
первую очередь и полностью нейтрализуется за счет свободной окиси цинка,
имеющейся в обожженном материале в значительном избытке. Из двух
реакций:
ZnO + H2S04 = ZnS04 + Н20,
Μη02 + H2S04 = MnS04 + Н20 + i/jOj
будет протекать преимущественно первая.
Для установления активности Мп02 в качестве окислителя в
присутствии ZnO нами были проделаны следующие опыты.
К раствору, содержащему до 50 г/л H2S04, но не содержащему
закисного железа, прибавлялись теоретически необходимые для полной
нейтрализации кислоты количества ZnO и Мп02. После 2-часовой агитации при
60° в растворе марганца не оказалось. Таким образом, при наличии
свободной окиси цинка и отсутствии в растворе закисного железа перекись
марганца остается инертной по отношению к серной кислоте.
Если же в растворе содержится FeS04, то пиролюзит реагирует с
кислотой в известных пределах даже при наличии в твердой фазе окиси цинка
(табл. 177).
Таблица 177
Окисление закиси железа пиролюзитом в присутствии окиси цинка при 60°
Fe+ +
г/л
2
2
H2SO«
г/л
5.2
5.2
ZnO
г/л
5.8
29.0
Мп02
г/л
1.9
1.9
Мп02
ZnO
1:3
1:15
Окислилось
железа, °/0
36.21
17.73
В первом опыте количества реагирующих веществ взяты по реакции
2FeS04 + 4ΖηΟ + Μη02 + 3H2S04 = MnS04 + 4ZnS04 + 2Fe (OH)3.
Во втором опыте количество окиси цинка взято в 5 раз больше. При
агитации в течение 2 час. в первом случае окислилось 36.2% железа.
Увеличение количества окиси цинка в пять раз замедлило реакцию окисления
железа почти вдвое.
Повышение температуры и увеличение кислотности раствора ускоряют
процесс окисления железа. Скорость окисления зависит также от степени
измельчения пиролюзита. Чем мельче частицы пиролюзита, тем
интенсивнее протекает окисление.

Глава XV. Очистка, раствора сульфата цинка
525
В заводской практике на каждые 150 τ обожженного концентрата
прибавляется 1 τ пиролюзита. При среднем содержании Ζη в обожженном
концентрате, равном 60%, имеем отношение Мп02 : ΖηΟ = 1 : 90. Надо
предполагать, что при таком избытке окиси цинка окисление сульфата закиси
железа пиролюзитом может происходить лишь в незначительной мере.
В практике наших заводов пиролюзит прибавляется к пульпе в
головную часть нейтральной ветви. После первого агитатора раствор уже не
содержит свободной серной кислоты. Пиролюзит является, следовательно,
при этом пассивным. Железо не окисляется. Приводимые в табл. 178
анализы пульпы.подтверждают это.
Τ аблица 178
Анализы жидкой части пульпы (г/л)
» из I пачука
» » II »
» » III »
Ζη
104
100
102
101
Fe++ I Fe(o6m) 1 Cu
0.34
0.32
0.27
0.48
0.39
0.32
0.29
1.53
1.37
1.22
1.11
Fe* + +
0.14
0.07
0.02
Как видно из таблицы, железо находится на 75% в закисной форме.
Уменьшение количества железа в растворе объясняется реакциями
взаимодействия между сульфатами железа и окисью цинка. При этом в осадок
выпадают гидраты и основные сернокислые соли железа. В нейтральном
растворе после сгустителя содержится в среднем 250 мг/л Fe.
Непрореагировавший пиролюзит вместе со сгущенной нейтральной
пульпой поступает на кислое выщелачивание. При агитации в
присутствии серной кислоты закисное железо, которое имеется в пульпе или
образуется от обратного растворения железа, окислится до сульфата окиси.
Кислый слив сгустителей содержит 5 г/л H2S04. При этом в твердой
фазе остается мало свободной, активной окиси цинка. Такое
количество свободной кислоты обеспечивает почти полное окисление железа
пиролюзитом.
Гидрат окиси железа представляет коллоидальный осадок, способный
адсорбировать соли других металлов, имеющиеся в растворе. Осадок
гидроокиси железа трудно фильтруется и промывается. Нагревание раствора
улучшает свойства коллоида и делает последний легко фильтруемым.
Изучая влияние рН среды на процесс окисления и гидролитического
осаждения железа, Б. Громов пришел к выводу, что кислород воздуха
является активным окислителем железа при рН, равном 5.0 и выше, в
присутствии ионов меди. При наличии окиси цинка в твердой фазе и рН
в пределах 5.2—5.4 возможно окислить и осадить железо до 20—30 мг/л
действием одного кислорода воздуха. При рН = 4.0—4.9 закисное железо
не окисляется ни марганцевой рудой, ни кислородом воздуха.
в) Осаждение мышьяка и сурьмы. Мышьяк и сурьма могут
гидролизов ать по реакциям:
As2 (S04)3 + 3H20 = Asa03 + 3H2S04,
Sb2 (S04)3 -f 3H20 = Sb203 + 3H2S04,
В присутствии окиси цинка гидролиз протекает по реакциям:
As2(S04)3 + 3ZnO +3H20 = As203-3H20 +3ZnS04,
Sb2 (S04)3 + 3ZnO + 3H,0 = Sb203 · 3H20 + 3ZnS04.

526
Часть третья. Металлургия цинка
Из раствора могут также выпасть основные сернокислые соли:
As2Os-2S03-sH20 nSb203-2S03-zH20 .
Очистка раствора сульфата цинка от мышьяка и сурьмы происходит
одновременно с осаждением железа. Образующийся при гидролизе
коллоидальный осадок гидратов железа способствует удалению из раствора
мышьяка и сурьмы.
Осаждение мышьяка протекает в основном по реакции
4Fe (ОН), + H3As03 = Fe405 (OH)3As + 5Η20 .
При этом образуются сложные гидраты железа и мышьяка.
Аналогичная реакция протекает также с сурьмой.
Частично удаление мышьяка и сурьмы объясняется адсорбцией их
гидратом окиси железа.
Степень удаления мышьяка и сурьмы находится в прямой зависимости
от содержания железа в растворе. В табл. 179 приведены опытные данные,
полученные Бильцем для мышьяка и Ганзеном для сурьмы,
устанавливающие зависимость между отношением железа к мышьяку или сурьме в
осадке и содержанием этих металлов в растворе.
Таблица 179
Осаждение As и Sb из раствора
Содержание Sb или As
в растворе, г/л
0.0100
0.0050
0.0020
0.0010
0.0005
0.0001
Отношение металлов
в осадке
Fe:Sb
3.9
5.7
8.5
13.0
21.4
42.2
Fe : As
3.7
4.2
5.1
5.8
6.7
9.2
Как видно из таблицы, для осаждения мышьяка требуется
присутствие меньшего количества железа, чем для сурьмы.
Если железа для осаждения и адсорбции мышьяка и сурьмы
недостаточно, следует прибавить к раствору свежего железного купороса.
. Однако содержание железа в растворе не должно превышать
известного предела. В противном случае при гидролизе получается большое
количество гидрата окиси железа, который плохо отстаивается и
затрудняет промывку и фильтрацию. Кроме того, большие количества
получаемого Fe(OH)3 адсорбируют и увлекают с собой много сернокислого цинка.
Для полного удаления мышьяка и сурьмы соединения последних,
подобно железу, должны находиться в форме высших степеней окисления.
Лишь в этом случае гидрат окиси железа реагирует с окислами мышьяка
и сурьмы. Таким образом, операция окисления железа должна
сопровождаться также переводом кислородных соединений мышьяка и сурьмы
в высшую степень окисления. Перманганаты и озон способствуют
окислению сурьмы.

Глава XV. Очистка раствора сульфата цинка
527
Полное осаждение мышьяка и сурьмы можно осуществить лишь из
нейтральных растворов.
Содержание общего железа в кислом сливе в количестве 2.5—3 г/л
обеспечивает нужную степень очистки растворов от кремнекислоты и
мышьяка при условии создания рН не ниже 5.0.
В табл. 180 приведены данные, полученные Громовым, по влиянию рН
и количества железа на очистку растворов сульфата цинка от
кремнекислоты и мышьяка.
Таблица 180
Влияние рН π роль железа при очистке растворов от As и SiOa при
нейтральном выщелачивании
рн
4.0
4.1
4.2
4.3
4.4
4.7
4.8
4.9
5.0
5.1
5.2
5.3
5.4
Без солей железа
Si02,
1.12
—
—
1.00
—
—
—
0.36
—
—
—
—
0.35
г/л
1.69
—
1.38
—
—
—
—
0.4
—
0.21
0.13
0.12
—
As,
40
—
—
5
—
—
—
3.0
—
—
—
—
3
мг/л
200
—
40
—
—
.—
—
2.5
—
2.5
2.5
2.0
•—
2 г/л железа
Si02
1.32
1.26
—
,—
0.19
0.12
—
—
—
0.13
—
0.04
0.04
, г/л
1.63
—
—
—
—
—
0.48
—
0.20
0.11
0.10
0.06
As,
20
3
—
—
0.5
0.2
—
—
—
0.05
—
0.05
— 0.05
мг/л
280
—
—
—
—
—
1.5
—
0.25
0.08
0.08
0.08
Если в растворе содержится много мышьяка и сурьмы и для удаления*
их необходимо добавить большое количество железа, применяют другие-
методы осаждения. Пропусканием струи сероводорода через нейтральные
или слабокислые растворы, содержащие мышьяк и сурьму, можно осадить-
последние в виде сернистых соединений.
Свежая, блестящая медная поверхность обладает способностью
осаждать мышьяк и сурьму. Этой же способностью обладает свежеосажденная
из раствора цементная медь. Одна часть меди увлекает одну часть мышьяка
или сурьмы. Если последних примесей много, в раствор вводят
сернокислую медь, которая затем осаждается цинковой пылью. При цементации
меди выпадают также мышьяк и сурьма. Раствор при этом должен быть,
нагрет до 80°. При этой температуре осаждение примесей на меди почти
полное. Чем ниже температура, тем больше необходимо добавлять медного-
купороса.
При действии на раствор цинковой пыли мышьяк и сурьма соединяются
с выделяющимся при этом водородом, образуя соединения AsH3 и SbHs
(мышьяковистый и сурьмянистый водород), являющиеся ядовитыми
газами.
г) Осаждение никеля. Если никель присутствует в виде высшего
окисла, он может частично удаляться из раствора в процессе гидролиза.
Никель, однако, трудно переводится из закисного.состояния в окисное-
Для этого необходимо прибавлять в раствор сильные окислители, как
иерманганаты, либо продувать раствор озонированным воздухом.
Гидролиз сульфата окиси никеля протекает полностью при высокой температуре,.

.528
Часть третья. Металлургия цинка
почти при кипении раствора. Никель выпадает в виде черной гидроокиси
•по реакции
Ni2 (S04)3 + 3H„0 + 3ZnO = 2Ni (OH)3 -f 3ZnS04.
Никель можно также удалить на свежеосаждаемой цементной меди.
Для этого раствор слегка подкисляется, подогревается до 80—100° и к
нему добавляются сернокислая медь и цинковая пыль. При агитации
раствора выпадает цементная медь. Благодаря активации цинковой пыли
в присутствии меди никель выпадает в осадок.
§ 3. Осаждение металлических примесей цементацией
Цементация основана на вытеснении более благородных металлов
менее благородными. При достаточно высокой разности потенциалов между
удаляемым и цементирующим металлами реакция вытеснения происходит
практически нацело и достаточно быстро. Если возникающая
электродвижущая сила недостаточна, цементирующий металл активируется
прибавлением свежеосажденных более благородных металлов, с которыми
образуются короткозамкнутые элементы с более высокой электродвижущей
силой.
В гидрометаллургии цинка в качестве цементирующего металла
служит цинковая пыль. В возникающих при цементации цинковой пылью
гальванических парах цинк является анодом; более благородные металлы
.служат катодами, на которых происходит осаждение примесей.
Благоприятное действие активаторов является также следствием
изменения поляризационных сопротивлений благодаря понижению
напряжения водорода на цинке и более легкому его удалению с поверхности
последнего.
При активации цинковой пыли для совместного осаждения из растворов
двух или более металлов возможна при этом также активация и некоторых
осаждаемых примесей и, как следствие, обратный переход последних в
раствор. Такое явление имеет место при совместном. осаждении
активированной цинковой пылью кадмия и меди. Кадмий при этом активируется
и переходит обратно в раствор. В подобных случаях необходимо
стремиться к селективному осаждению примесей из растворов: сначала более
трудно удаляемой при помощи активированной цинковой пыли, затем легко
удаляемой неактивированной пылью.
Скорость цементации зависит от исходных концентраций примесей
в растворе, кислотности и температуры нагрева. Чем выше исходная
концентрация примеси в растворе, тем быстрее протекает реакция ее
вытеснения.
Цементация меди и кадмия цинковой пылью. В раствор при
выщелачивании переходит около половины имеющихся в обожженном продукте
меди и кадмия. При гидролитическом осаждении железа некоторое
количество меди удаляется вместе с гидроокисью железа. Как показали опыты,
медь при длительной промывке гидроокиси железа переходит обратно
в раствор. Это показывает, что медь в виде сернокислой соли
адсорбируется на поверхности гидрата окиси железа.
Для удаления меди раствор после фильтрации обрабатывают цинковой
пылью или пуссьерой. Медь легко осаждается в виде цементного
порошка. Вместе с медью выпадает также имеющийся в растворе
кадмий. В первую очередь выпадает медь. Так как медь вытесняется из
раствора не только цинком, но и кадмием, последний в момент своего

Глава XV. Очистка, раствора сульфата цинка 529
выпадения из раствора снова растворяется, вытесняя остатки меди. При
тщательной работе можно фракционно осадить оба металла.
При осаждении меди и кадмия протекают следующие реакции:
CuS04 -f Zn = Си -f ZnS04,
CdS04 -f Zn = Cd + ZnS04,
GuS04 + Cd = Си + CdS04.
На практике медь и кадмий осаждаются совместно.
Цинковая пыль, применяемая для цементации, получается
распылением жидкого цинка струей сжатого газа. Цинковая пуссьера получается
дестилляцией металлического цинка и конденсацией цинковых паров при
низких температурах. Для целей цементации применяется также
губчатый цинк и испытывались шаровые мельницы, наполненные
цинковыми шарами. Шары, самошлифуясь при вращении мельницы,
представляют для осаждения меди и кадмия весьма активные поверхности.
В нейтральной среде возможно выпадение в осадок основных
сернокислых соединений цинка. Поэтому растворы, идущие на цементацию,
должны быть слегка кислыми во избежание гидролиза.
Значительное влияние на процесс цментации оказывает
температура. При повышении температуры с 25 до 60° скорость осаждения меди
почти удваивается. Одновременно с осаждением меди и кадмия на цинке
происходит вытеснение водорода. При повышенных температурах
выделение водорода происходит более интенсивно. Однако скорость реакций
цементации меди и кадмия цинком больше скорости реакции выделения
водорода1.
Раствор, поступающий на очистку от меди и кадмия, не должен
содержать взвешенных твердых частиц, растворимых силикатов и сульфата
окиси железа. Последний растворяет цинковую пыль, увеличивая ее
расход. Если в растворе имеются кремнекислые соединения, то в присутствии
цинковой пыли в осадок выпадает кремнезем, который закупоривает ткань
при фильтрации. Взвешенные частицы также увеличивают нагрузку
фильтров. Кроме того, осадок меди и кадмия загрязняется примесями.
Смесь цементных порошков меди и кадмия под названием медно-кадмие-
вого кека, содержащего избыток цинковой пыли, подвергается переработке
для извлечения кадмия и меди.
При цементации меди и кадмия цинковой пылью осаждается также
таллий, если последний содержался в растворе.
§ 4. Удаление кобальта из раствора
Имеется несколько способов удаления кобальта из цинковых
растворов, поступающих на электролиз: гидролизом, цементацией цинковой
пылью и осаждением альфа-нитрозо-бета-нафтолом.
а) Осаждение кобальта гидролизом. Из сернокислых соединений
кобальта легко гидролизуют лишь Coa(S04)3. Последнее соединение Может
находиться в растворе только в виде комплексной соли.
Для окисления кобальта необходимы сильные окислители. Щелочной
или слабокислый# раствор закиси кобальта воздухом не окисляется. Для
окисления кобальта нужен озонированный воздух. Перекись марганца
1 Д. Чижиков. Хлорный метод переработки полиметаллических руд и
концентратов, стр. 145.
34 Металлургия тяжелых цветныі металлов

530
Часть третья. Металлургия цинка
действует медленно, причем свежеосажденная перекись марганца —
интенсивнее, чем пиролюзит. Перекись свинца оказывает более активное
действие, чем перекись марганца. Совместное присутствие перекисей свинца
и марганца активно окисляет кобальт. На одну часть кобальта требуется
примерно 60 частей перекиси марганца и 6 частей перекиси свинца. Вместо
перекиси свинца можно применять плюмбат кальция СаО-РЬ02.
Реакция окисления протекает интенсивнее при нагревании раствора до
40—50°. Из всех окислителей применение озона наиболее желательно,
так как при этом раствор не загрязняется добавочными примесями.
Если содержание кобальта невелико и не стоит вопрос о
самостоятельном извлечении кобальта, а имеется в виду лишь удаление его из раствора
как вредной примеси, кобальт осаждают вместе с железом при гидролизе
последнего. Для этой цели в нейтральный или слегка щелочной раствор
сульфата цинка вместе с известью добавляют манганаты или перманганаты.
В процессе гидролиза вместе с гидроокисью железа выпадает также
кобальт. Выпадение кобальта происходит в конце процесса гидролиза.
б) Цементация кобальта цинковой пылью в присутствии меди и
мышьяка. Раствор нагревают до 80° и удаляют кобальт цинковой пылью при
агитации. Для активации цинковой пыли вместе с последней
прибавляют в раствор некоторое количество цементной меди и трехокиси
мышьяка. Восстановительная способность цинка делается при этом настолько
сильной, что кобальт восстанавливается до металлического состояния
и выпадает в виде цементного порошка. Это положение, однако,
оспаривается рядом исследователей. Дать точное объяснение химизму
процесса удаления кобальта не представляется возможным, так как
проследить, как выпадает кобальт, трудно. Есть предположение, что
в присутствии As203 кобальт переходит в нерастворимый арсенид или ар-
сенат, которые выпадают в осадок.
По О. Рзльстону, для осаждения одной части кобальта требуется 12—
15 частей цинка и по 1.5 части меди и трехокиси мышьяка.
Осаждение кобальта идет более полно, если прибавлять цинк
отдельными порциями.
Недостатком медно-мышьякового способа очистки раствора от кобальта
является образование мышьяковистого водорода AsH3. Около 40% всего
мышьяка улетучивается в виде арсина, что затрудняет нормальпое
ведение процесса и требует специальной вентиляционной установки.
в) Очистка растворов от кобальта цинковой пылью в присутствии
теллура. По этому методу очистка раствора производится аналогично медно-
мышьяковому способу; лишь вместо мышьяка применяется теллур. При
работе с теллуром создаются более гигиеничные условия работы, так как
устраняется опасность образования ядовитых мышьяковых соединений.
Очистка от кобальта при помощи теллура может происходить в
присутствии меди и кадмия. После осаждения получается медно-кадмиевый кек,
содержащий также кобальт, теллур и цинк.
Теллур необходимо вводить в раствор свежеосажденным и невысушев-
ным. Если теллур высушен, его необходимо предварительно измельчить
до минус 200 меш. Чем мельче частицы, тем интенсивнее действие теллура.
Свежеосажденный теллур получается действием S02 или SnCl2 на
солянокислый его раствор. Для полноты осаждения'кобальта раствор должен
нагреваться до 80°. В присутствии меди осаждение кобальта цинковой пылью
и теллуром облегчается. Добавку меди производят вместе с теллуром в
начале процесса. Вместо теллура можно прибавлять сурьму или олово.
Цинковая пыль образует с сурьмой поверхностный слой, активно влияющий
на осаждение кобальта из раствора.

Глава XV. Очистка раствора сульфата цинка
531
На заводе «Электроцинк» инж. Цагикян достигнуты хорошие
результаты по осаждению кобальта вместе с медью и кадмием цинковой пылью в
присутствии сульфидных минералов: цинковой обманки, свинцового блеска
или пирита. При исходном содержании меди в растворе в 1—1.2 г/л, 4—5-
кратном по отношению к меди расходе цинковой пыли и прибавлении
400—800 мг/л ZnS или PbS концентрация кобальта была снижена с 80—
110 до 6 мг/л. Осаждение кобальта ускоряется при нагревании раствора
до 85°.
г) Удаление кобальта альфа-нитрозо-бета-нафтолом. В качестве оса-
дителя для кобальта применяется а-нитрозо^-нафтол. Можно для этой
цели также использовать β-нафтол и нитрит натрия. Осаждение
кобальта лучше всего проводить из слегка подкисленного раствора
(0.5 г/л H2S04). Так как ос-нитрозо-р-нафтол образует соединения также
с железом, медью и кадмием, то во избежание лишней траты реактива
раствор должен быть предварительно очищен от этих примесей. Для
интенсивного протекания реакции раствор подогревается до 50—60°.
Длительность перемешивания 2—4 часа. Отношение веса расходуемого
β-нафтола к весу кобальта равняется (13—15) : 1. После агитации раствор
должен отстаиваться в течение нескольких часов. Так как часть а-нитро-
зо^-нафтолата кобальта остается в коллоидальном состоянии в растворе,
полностью освободиться от кобальта этим способом не удается. После
удаления кобальта в растворе остаются нитросоединения, для разрушения
которых необходима агитация с цинковой пылью.
На заводе Рисдон расход β-нафтола составляет 10вес. частей на 1 часть
кобальта. Скорость осаждения кобальта β-нафтолом приведена в табл. 181.
Таблица 181
ворость осаждения кобальта бета-нафтоаом L
Продолжительность агитации, час.
Изменение содержания Со, мг/л ....
Изменение содержания NaN02, г/л . . .
0
14.5
0.5
4
9
1
-3.5
7.7
2 3
2.5
2.5
2.5
1.0
4
2.0
1.0
В осадке, называемом кобальтовым кеком, содержится до 2% Со в виде
нитрозо-р-нафтолата кобальта. Кобальтовый кек является исходным
сырьем для получения кобальта.
Л. Гецкин и В. Розов2 приводят следующие данные по очистке
раствора от кобальта. В пневматический агитатор, заполненный
подвергаемым очистке раствором, вводится раствор β-нафтола в едком натре.
Количество щелочи составляет 35—40% веса β-нафтола. Загружают
нитрит натрия и подкисляют раствор до 0.3—0.5 г/л H2S04. После 4-часовой
агитации раствора с 122—115 г/л Zn и 105—140 мг/л Fe при температуре
27—33° содержание кобальта с 18—32 мг/л было доведено до 3—6 мг/л·
Концентрация NaN02 в очищенном растворе составляла 3.8—8.6 мг/л.
Расход β-нафтола на 1 часть кобальта колебался от 13 до 17 весовых
частей. В очищенном от кобальта растворе азот в количестве 15 мг/л связан
в виде аммонийных солей.
1 Transact. A. Y: М. В., 121, 1936.
s Цветные металлы, № 10—11, 1940.

532
Ча^ть третья. Металлургия цинка
§ 5. Коагуляция кремнекислоты
При выщелачивании обожженных цинковых концентратов по реакциям
между силикатами цинка и свинца и серной кислотой в раствор переходит
кремнекислота в коллоидальной форме (псевдораствор). Присутствие в
растворе кремнекислоты отрицательно сказывается на процессах
отстаивания и фильтрации пульпы.
В сливе агитаторов после кислого выщелачивания содержится около
2 г/л кремнекислоты в виде золя. Часть кремнекислоты находится в форме
геля —трудноотстаивающейся мути. При нейтральном выщелачивании
в раствор переходит дополнительно некоторое количество кремнекислоты.
Поведение кремнекислоты при выщелачивании в зависимости от свойств
среды показано на кривой, полученной Б. Громовым (фиг. 229).
График представляет собой
типичную коагулятивную кривую
для коллоидной системы. Как
видно из кривой, изменение
концентрации серной кислоты
от б г/л до 0 (по метилоранжу)
мало влияет на
переход-коллоидальных примесей в раствор.
Резкое понижение
растворимости коллоидной кремнекислоты
наблюдается в узком диапазоне
рН от 4.8 до '5.0.
Если в последнем агитаторе
нейтральной стадии
выщелачивания рН будет равно или выше
5,коагуляция коллоидов, в
частности кремнекислоты,
произойдет до поступления пульпы в
сгуститель. Отстаивание
пульпы в этом случае
происходит быстро и достаточно полно.
■ S S 1 3 2 1 an иг цц ιΐβ φ у 52 5' Благоприятное действие на
Фиг. 229. Кривая коагуляции креішекюло- осаждение кремнекислоты
окаты при выщелачивании обожженных цинковых зывают небольшие добавки
концентратов цинковой пыли.
Иногда в сгущенной пульпе
находится такое большое количество коллоидного кремнезема, что
фильтрование и промывка осадка делаются затруднительными. Кеки от
фильтрования подобной пульпы содержат до 80°/0 раствора
сульфата цинка. Они настолько жзлатинообразны и непроницаемы, что
промыть их на фильтре и вымыть сульфат цинка почти невозможно.
В таких случаях необходимо подогреть сгущенную пульпу до 150°,
либо обработать ее горячими крепкими растворами кислоты (13—15%
HjS04). При высоких температурах кремневая кислота дегидрирует, и
осадок получается зернистым, легко фильтруемым и промываемым.
Адсорбция сернокислого цинка, а следовательно, и потеря его в отвальных
кеках при этом уменьшаются.
На некоторых заводах для удаления раствора сернокислого цинка из
коллоидного осадка применяют репульпацию при помощи большого
количества воды. Раствор сульфата цинкаі адсорбированный коллоидаль-
1fi
',2
',0
US
0,8
0.2
<>
|
1
^
<г.
А
1
§
-
«1
-г/л
Hit
щ.
рН
-*-
1
s
«*—
'
·*■

Глава XV. Очистка раствора сульфата цинка 533
ным осадком, сильно разбавляется. После репульпащш раствор
направляется в сгустители.
В сгущенной пульпе хотя и содержится значительное количество
влаги, но абсолютные потери цинка в виде сульфата в зависимости от степени
разбавления раствора в процессе репульпации могут быть доведены до
низких пределов.
Затруднения с кремнеземом бывают особенно большими при
обработке серной кислотой кремнекислых или карбонатных цинковых руд.
Растворы от значительного содержания коллоидного кремнезема получаются
густыми и вязкими.
§ 6. Удаление хлора
Хлор удаляется из раствора при помощи сернокислого серебра по
реакции
Ag2S04 + 2NaCl = 2AgCl -f Na2S04.
Если в цинковых концентратах содержится серебро, то в процессе
обжига можно получить достаточное количество Ag2S04 для
последующего удаления хлора в виде AgCl.'
При отсутствии серебра в концентратах к раствору прибавляют
необходимое количество сернокислого серебра для связывания всего хлора
в· виде нерастворимого соединения AgCl.
Частично хлор удаляется вместе с медью при цементации ее цинковой
пылью по реакции
2CuCl2 + Zn — ZnCl2 + 2CuGl.
Получается однохлористая медь, не растворяющаяся в сернокислом
растворе цинка. Количество однохлористой меди в осадке зависит от
концентрации меди и хлора в растворе. При отношении меди к хлору в
растворе, равном 10 :1, в осадок при цементации меди цинковой пылью
выпадает 15—20% всего количества хлора.
§ 7. Очистка раствора от алюминия, магния, калия, натрия
Алюминий, магний, калий, натрий в виде сернокислых солей могут
накапливаться до значительных размеров в растворе, не оказывая
вредного действия на ход процесса. Следует лишь отметить, что' высокое
содержание этих металлов в растворе понижает растворимость цинка.
Выводом из цикла части электролита восстанавливается необходимый
состав раствора. Цинк из выведенной части раствора осаждается нацело
?"іектролп ом, либо известью в виде гидрата окиси по реакции
ZnS04 + Са (ОН), = Zn (ОН)2 + CaS04.
В последнем случае серная кислота связывается в виде сульфата кальция
и является потерянной. Полученный твердый осадок, состоящий из
гидрата окиси цинка и сульфата кальция, снова поступает на выщелачивание.
Из рассмотр ния процессов, применяемых в гидрометаллургии цинка
для удаления примесей И8 сернокислых растворов, видно, что вопросы
очистки в достаточной мере теоретически обоснованы. Большая часть приме-

534
Часть третья. Металлургия цинка
сей удаляется благодаря явлениям гидролиза, адсорбции и коагуляции.
Это относится к железу, мышьяку, сурьме, никелю, алюминию, кремне-
кислоте. Цементация цинковой пылью дает возможность получать
практически чистые по содержанию меди и кадмия растворы. Для некоторых
элементов, как кобальт, хлор и др., разработаны достаточно эффективные
и надежные методы по их удалению из раствора. В результате получаются
технические растворы, удовлетворяющие требованиям электролиза и
обеспечивающие достаточно высокий выход по току.
Глава XVI
ОТДЕЛЕНИЕ ЖИДКОГО ОТ ТВЕРДОГО
Процессы отделения жидкой фазы, содержащей- в растворенном виде
ценные металлы, от выщелоченных твердых частиц в гидрометаллургии
цинка имеют' большое значение.
§ 1. Основные положения
В практике гидрометаллургии цинка имеют дело с
механическими смесями, состоящими из жидкой дисперсионной среды и твердых
взвешенных в ней частиц. Подобные смеси носят название пульп, или
суспензий.
По степени дисперсности твердых частиц различают:
1) грубые суспензии, когда твердые взвешенные частицы имеют
размеры более 100 μ;
2) тонкие суспензии с размерами частиц от 0.5 до 100 μ;
3) мути, или щламы (илы), с размерами частиц от 0.5 μ до 100 μμ;
4) коллоидные растворы с размерами частиц от 100 μμ до величины
молекул.
В тонких суспензиях и мутях имеет место броуновское движение, когда
взвешенные частицы твердой фазы приобретают скорости от ударов
молекул дисперсионной среды, направленные в различные стороны.
В зависимости от степени дисперсности твердой фазы и ее концентрации
(количества) суспензии обладают различной вязкостью.
По Гатчеку, вязкость суспензии определяется формулой
μ = ρ0(1+4.5 φ),
где μ — вязкость суспензии;
μ0 —вязкость дисперсионной среды;
φ — содержание твердой фазы=объему твердой фазы : на общий
объем всей пульпы.
Приведенная выше формула предполагает отсутствие процессов
поверхностного взаимодействия: набухания, адсорбции и т.· п. Она применима
для суспензий, обладающих текучестью и имеющих свойства жидкости,
и не зависит от степени дисперсности твердых частиц.
При значительной концентрации твердой фазы, когда кроме
внутреннего трения жидкости возникают силы трения частиц друг о друга и
гидравлическое течение переходит в пластическое, тогда формула Гатчека
неприменима. Предел пластичности определяется в этом случае
концентрацией твердой фазы в суспензий.
На практика приходится иметь дело с суспензиями с различной
степенью дисперсности твердой фазы и вязкости.

Глава XVI. Отделение жидкого от твердого 535
Отделение жидкого от твердого достигается путем отстаивания либо
фильтрации пульп. Во многих случаях обе операции дополняют друг
друга. Сгущенная пульпа, получаемая при отстаивании, пропускается через
фильтры. При фильтрации получаются дополнительно часть первичного
раствора и твердые остатки, или кеки. В последних благодаря
капиллярному действию пор удерживается часть раствора. Кроме того, твердые
частицы обладают способностью адсорбировать жидкости.
В зависимости от физических свойств твердых частиц и раствора, их
коллоидальности и вязкости, а также от конструктивных особенностей
аппаратов, применяемых для отделения твердого от жидкого, меняется
отношение Τ : Ж (твердого к жидкому) в твердом остатке.
Для уменьшения потерь металла с увлекаемым твердыми частицами
раствором остатки промываются водой. Промывке могут быть подвергнуты
как сгущенные пгаамы, получаемые при отстаивании пульп, так и кеки
при фильтрации.
Сгущенные шламы подвергаются репульпации с определенным
количеством свежей воды. После вторичного отстаивания в жидкой части
уплотненной пульпы содержание растворенного металла снижается
пропорционально количеству воды, израсходованной при репульпации.
При промывке кеков на фильтрах происходит постепенное вытеснение
раствора водой. В зависимости от количества промывных вод
соответственно уменьшается концентрация растворенного цинка в жидкой части
кека и снижаются потери металла с последним.
§ 2. Отстаивание пульп
После агитационного выщелачивания получается раствор, в котором
во взмученном состоянии находятся отдельные выщелоченные твердые
частицы. Во многих случаях для отделения жидкого от твердого приме-,
няется отстаивание пульпы в соответствующих сосудах, называемых
сгустителями, или уплотнителями. В процессе отстаивания взвешенные в
пульпе твердые частицы благодаря большей своей плотности оседают на
дно сосуда. При отстаивании оседание твердых частиц происходит
последовательно, в зависимости от их относительных размеров.
Скорость падения или оседания зернистого материала и коллоидальных
частиц в жидкой среде различна. Отстаивание .пульпы
происходит зонально с более или менэе ясно очерченными поверхностями
раздела. При условии получения осветленного верхнего слива скорость
отстаивания будет равна скорости оседания частиц верхней зоны. Так как
в верхней зоне находятся во взвешенном состоянии преимущественно
коллоидальные частицы, оседающие благодаря действию поверхностных
явлений весьма медленно, скорость отстаивания и степень осветления
раствора зависят от дисперсности твердых частиц.
Скорость отстаивания при условии равномерного опускания твердых
частиц определяется формулой
2-іМТт-1Г«)
ут== ,
9·μ
где Ѵг — скорость осаждения частицы (м/сек);
г — радиус частицы (м);
Ύτ —γ ж — разность плотностей оседающих твердых частиц и
жидкости (кг/м3);
μ—вязкость среды (внутреннее сопротивление) (кг.сек/ма).

536
Часть третья. Металлургия цинка
Приведенная формула получается при условии равенства S —
сопротивления среды и Ρ — силы тяжести
S = P.
По Стоксу, сопротивление среды определяется формулой
£ = 6π·τ··[Λ·7τ.
Сила тяжести определяете формулой
ρ=±π.Γ3.(?τ__ qjg.
При планомерном падении твердых частиц g (ускорение) равно нулю.
Время отстаивания определяется формулой
и
I = — сек ,
Ft
где Η — высота резервуара в м.
Как видно из приведенных выше формул, скорость осаждения зависит
от разности между плотностями дисперсной и дисперсионной фаз, от
степени дисперсности твердых частиц и вязкости среды. Чем меньше размеры
взвешенных в жидкой фазе твердых частиц и больше вязкость среды, тем
медленнее отстаивание.
Формула Стокса применима для суспензий с размерами твердых частиц
в пределах 0.05—10 μ.
Скорость осаждения частиц размерами более 100 μ определяется, по
Риттемеру, формулой
^о = Α \ί (Ύι — Ύ2) d (м/сек) ,
где к — равно в среднем 2.44 для частиц, падающих в воде;
Yi —вес единицы объема взвешенной частицы (кг/м3);
γ2 —вес единицы объема жидкой среды (кг/м3);
d — диаметр частицы (м).
Приведенные формулы по определению скорости осаждения твердых
частиц применимы лишь при условии их свободного падения в жидкой
среде, т. е. в разбавленных пульпах.
При неоднородных размерах твердых частиц в условиях свободного
осаждения сначала выделяются более крупные частицы, затем более
мелкие.
В концентрированных растворах при несвободном падении крупные
частицы при своем осаждении- увлекают за собой более мелкие.
При отстаивании пульпа должна находиться в состоянии
относительного покоя. Необходимо также избегать восходящих токов в случае
нагревания жидкости.
При отсутствии вихревых потоков отстаивание твердых частиц
происходит как при покое, так и при движении жидкости. Меняется лишь
траектория падения взвешенной частицы.
Ускорение процесса отстаивания возможно достигнуть путем
подогрева раствора, а также укрупнением твердых частиц. При повышении
температуры раовора вязкость последнего уменьщаетея, и скорость падения

Глава XVI. Отделение жидкого от твердого
S37
частицы повышается. Укрупнение тончайших частиц, или их агрегация,
достигается путем специальных добавок. Прибавление коагулянтов, а
также создание условий, благоприятствующих свертыванию коллоидов,
ускоряет процессы отстаивания и осветления раствора. Для каждого
коллоида существуют критические условия, при которых происходят
нейтрализация поверхностного силового поля и свертывание коллоида.
Недостатком процесса отделения твердого от жидкого отстаиванием,
на основе разности удельных весов твердых частиц и жидкой среды,
является медленность протекания процесса в особенности при наличии
коллоидальных частиц и необходимость в связи с этим значительной площади
отстойных резервуаров.
Расчет отстойника непрерывного или периодического действия
производится по формулам:
F— Ь-*„ у. t = EL- γ — 2 ^Стт-тж)
3600 Ft-*t ' Ft ' Т 9 α
площадь сечения резервуара (м2);
концентрация пульпы до отстаивания в кг сухого остатка на 1 кг
жидкости в пульпе;
концентрация шлама в кг сухого остатка на 1 кг жидкости в шламе;
екорость опускания частиц (м/сек);
количество жидкости, протекающей через отстойник (м3/час);
высота резервуара (м);
время отстаивания (сек);
вязкость жидкой среды (кг-сек/м2).
§ 3. Фильтрация пульп
Процесс фильтрации основан на том, что при давлении пульпы на
пористую перегородку жидкая фаза проходит через поры, а взвешенные
твердые частицы задерживаются на ее поверхности, образуя осадок,
удаляемый тем или иным способом. В зависимости от размеров пор
фильтрующей перегородки фильтрации могут подвергаться суспензии от самых
грубых до тонких мутѳй, включая коллоидные растворы.
Фильтровальная перегородка является первичной основой для
образования фильтрующего слоя. По мере того как твердые частицы оседают
в самих порах и на поверхности фильтровальной ткани, первоначальные
размеры отверстий уменьшаются и создается добавочный фильтрующий
слой, структура и толщина которого определяют собой дальнейший ход
процесса фильтрации.
Степень осветления раствора, его прозрачность, производительность
фильтра, а также расход энергии на проталкивание жидкости через
фильтрующий слой зависят в основном от характера осадка, образующегося на
поверхности фильтрующей ткани.
По мере роста слоя осадка и его уплотнения степень осветления
раствора возрастает при одновременном росте сопротивления прохождению
жидкости.
Когда сила напора, проталкивающая жидкость через фильтрующий
слой, делается меньше, чем сопротивление, оказываемое последним, процесс
фильтрации прекращается. Для продолжения фильтрации необходимо
снять образовавшийся осадок и промыть фильтровальную ткань.
Степень осветления раствора находится в обратной
зависимости от производительности фильтра. Чем выше полнота разде-

538
Часть третья. Металлургия цинка
ления, тем меньше производительность фильтра, а следовательно, тем
медленнее скорость фильтрации, определяемая количеством фильтрата,
проходящего через 1м2 фильтрующей поверхности, в единицу времени.
Скорость фильтрации, согласно уравнению Пуазейля, выражается
формулой
/ι 0 Рі — Р_г_ Ρ о Рр_
где С —скорость фильтрации (м3/м2-сек или м/сек);
Q — объем вытекающей жидкости (м3);
F —поверхность фильтра (м2);
t — время фильтрации (сек);
Рг —давление фильтруемой среды со стороны осадка (кг/м2);
Р2 —давление после фильтрации (кг/м2);
Р0 — Р1—Р,2 — перепад давления при фильтрации (кг/м2);
і?Ф и Roc— сопротивление фильтровальной перегородки и слоя осадка
—'-—
м·'
Как видно из приведенной формулы, скорость фильтрации прямо
пропорциональна разности давления входа и выхода жидкости (давлению
фильтрации Ро) и обратно пропорциональна сопротивлению фильтрации
(сумме сопротивлений фильтровальной перегородки и образующегося
слоя осадка).
Сопротивление фильтровальной перегородки представляет собой
малую величину по сравнению с сопротивлением осадка. Если ею
пренебречь, тогда скорость фильтрации выразится формулой:
Ρ
С = —м3/ма-сек.
Лос
Сопротивление фильтровальной ткани и осадка выражаютея
формулами
ΛΦ — —і— — ΡιΛι >
в _ βΑ8ρ _. l
■"ос -. — ?2"2 ι
яг24г2
Яф + Roc — PjAj -f- р2/г2 = Η,
где μ — абсолютная вязкость фильтрата (кг-сек/м2);
г — радиус капилляров (м);
ζ —число капилляров на 1 м2;
&х —толщина фильтровальной перегородки (м);
h2 —толщина осадка (м);
& и β2 — коэффициенты, зависящие от физических свойств
фильтровальной ткани и осадка;
ft и р2 —удельное сопротивление фильтровальной перегородки и осадка
(кг/м2) при толщине 1 м и при скорости фильтрации в
1 м/сек. (кг-сек/м3);
Η — общее сопротивление фильтрации (кг/м2) при скорости
фильтрации в 1 м/сек. (кг-сек/м8).

Глава XVI. Отделение жидкого от твердого
539
Подставив значения Дф и Roc в уравнение фильтрации, получаем
С - 8μ№Α+βΑ> = pA + pa = я(мѴ-2-сек).
Как видно из формулы, скорость фильтрации зависит от вязкости
жидкости. Чем больше вязкость жидкости, тем меньше скорость фильтрации.
При нагревании жидкости вязкость последней уменьшается; отсюда
является целесообразным фильтрованию подвергать нагретые растворы.
Предельная температура при этом определяется химической стойкостью
пульпы, растворимостью твердого осадка в зависимости от степени
нагрева, а также точкой кипения раствора.
При нагревании пульп следует учесть, что вязкость раствора по мере
роста температуры понижается по потухающей кривой. При повышении
температуры выше критической вязкость больше почти не меняется. При
нагревании растворов с целью понижения вязкости необходимо иметь
также в виду влияние температуры раствора на стойкость фильтровальной
перегородки.
На практике температурный оптимум для фильтруемой жидкости
устанавливается опытным путем.
* *
*
По мере протекания процесса слой осадка увеличивается и
сопротивление фильтрации возрастает. При сохранении постоянства давления
скорость фильтрации, а следовательно, и производительность фильтра будут
уменьшаться.
Для сохранения постоянной скорости фильтрации, а также с целью
повышения производительности фильтровального аппарата необходимо
увеличить соответственно давление для проталкивания жидкости через
слой осевшего твердого осадка и перегородку.
В случае образования крупнозернистого осадка с малым
коэффициентом сжатия скорость фильтрации будет прямо пропорциональна давлению.
Чем выше давление, тем больше производительность фильтра. Предел
давления определяется при этом, помимо требуемой прозрачности
фильтрата и заданной производительности фильтра, конструкцией последнего
и прочностью ткани.
Несколько иное явление наблюдается при получении сжимаемого
осадка, когда скорость фильтрации отстает от давления. По мере
увеличения давления вследствие сужения капиллярных каналов скорость
фильтрации не меняется по потухающей кривой. В определенный
момент скорость фильтрации делается постоянной, несмотря на
продолжающееся повышение давления. Давление, соответствующее этому моменту,
называется критическим.
Фильтрацию проводят либо при постоянном давлении и
постепенно уменьшающейся скорости либо при постоянной скорости и
постепенно возрастающем давлении.
При постоянном давлении можно пользоваться формулой
F
При постоянной скорости фильтрации можно пользоваться формулой
рх

540
Ча*тъ ічретья. Металлургия цинка
где х —объем осадка, откладываемого 1 м3 фильтрата на поверхности
фильтра (м3);
η — показатель степенной функции давления (при несжимаемости
осадка п=1).
Так как осадки состоят из твердых частиц разнообразной формы от
крупных зерен до коллоидальных частиц, сопротивление их необходимо
устанавливать на основании предварительно проведенных опытных
испытаний.
На практике наиболее часто фильтрация проводится при постоянном
давлении. Средняя скорость фильтрации в этом случае выражается
формулой
Она прямо пропорциональна квадратному корню из давления
фильтрации и обратно пропорциональна квадратному корню из времени
протекания процесса.
Производительность фильтра характеризуется пропускной
способностью 1 м2 фильтрующей поверхности. Основными факторами,
влияющими на производительность фильтра, являются физическое состояние
твердого составляющего пульпы (зернистое, кристаллическое, илистое,
коллоидальное) и содержание жидкого (отношение Τ : Ж).
При постоянстве физического состава суспензии толщина слоя осадка·
будет прямо пропорциональна объему фильтрата и обратно
пропорциональна поверхности фильтра.
Глава XVII
АППАРАТУРА, ПРИМЕНЯЕМАЯ В ГИДРОМЕТАЛЛУРГИИ
ЦИНКА
Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии цинка, довольно
разнообразна. Для выполнения процессов выщелачивания, очистки
растворов от примесей и отделения жидкого от твердого в соответствии с
технологическими требованиями находят применение различной конструкции
агитаторы, классификаторы, сгустители, мельницы, фильтры, а также-
аэролифты и насосы для передачи пульп и растворов.
§ 1. Агитаторы
Эффективность процессов выщелачивания и очистки растворов, жак
и всяких химических реакций, обусловливается скоростью их протекания,
Скорость процессов зависит от ряда факторов: концентрации
взаимодействующих веществ, температуры, давления, степени смачиваемости
твердых частиц жидкостью, величины поверхности соприкосновения между
реагирующими веществами и др. Необходимым условием для
осуществления ·■ гидрометаллургических · процессов является' непосредственное
соприкосновение жидкой и твердой реагирующих фаз.
Интенсивное и полное выщелачивание имеет место в том случае, когда
жидкий растворитель, омывая каждую частицу вещества и экстрагируя

Глава XVII. Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии if шиш J4]
из последнего растворяющиеся элементы, тут же уносит их дальше,
освобождая тем самым поверхность для воздействия свежей порции
растворителя. Таким образом, скорость выщелачивания, как и других
гидрометаллургических процессов, в значительной мере зависит от скорости
взаимного перемещения растворителя и растворяющегося вещества.
Для хода процесса выщелачивания безразлично, что будет двигаться:
твердый, выщелачиваемый, продукт или растворитель. Необходимо лишь
создать условия, при которых твердые частицы выщелачиваемого
продукта все время омывались бы свежим раствором с достаточной для
протекания процесса концентрацией растворяющего вещества.
На практике, в зависимости от размеров частиц твердого вещества,
подлежащего выщелачиванию, эти условия достигаются двумя методами:
перколяцией и агитацией.
Перколяция находит применение, если выщелачиванию подвергается
крупнозернистый пористый материал. При перколяции жидкий
растворитель движется через неподвижную твердую массу по принципу
противотока.
Агитационный способ выщелачивания применяется для тонкоизмель-
ченных продуктов, обладающих в своей массе малой проницаемостью для
жидкости. При агитации экстрагирование осуществляется приведением
измельченного продукта в суспендированное, взвешенное состояние в
жидком растворителе.
В гидрометаллургии цинка выщелачиванию растворами серной
кислоты подвергаются обожженные тонкоизмельченные концентраты с
сильно развитой поверхностью, в своей массе мало проницаемые для
растворителя, в связи с чем процессы экстракции осуществляются методом
агитации.
Различают два вида аппаратов для агитационного перемешивания:
'пневматические и механические.
а) Пневматические агитаторы. Пневматические агитаторы
применяются в том случае, если жидкость обладает большой химической
активностью, в результате чего происходит быстрое разъедание
вращающихся деталей. Газ, используемый для перемешивания, должен быть
пассивным или способствовать протеканию полезных для процесса
реакций. Различают два способа пневматической агитации: барботажный
и аэролифтный.
В барботерах газ, подаваемый в аппарат, поднимается
многочисленными пузырьками вверх, агитируя при этом пульпу.
В аэролифтных агитаторах перемешивание производится по принципу
сообщающихся сосудов.
В гидрометаллургии цинка широкое распространение получили
пневматические агитаторы аэролифтного типа, к которым относится чан па-
чука.
Агитатор пачука (фиг. 230) представляет собой круглый
чан с коническим днищем. По оси чана расположена вертикальная
труба, не доходящая своим нижним концом до дна. В нижний
колец трубы поступает по трубопроводу под давлением воздух. При
прохождении пузырьков воздуха в трубе получается столб жидкости с мень-
дгам удельным весом, чем раствор в самом чане. Вследствие этого по
трубѳ происходит циркуляция пульпы снизу вверх, а в чане, вне
трубы, — сверху вниз. Таким путем достигается хорошее перемешивание
твердых частиц и раствора.
Скорость агитации обусловливается количеством воздуха,
поступающего в центральную трубу: чем больше пузырьков воздуха содержится

542
Часть тр етъ . Металлургия цинка
в пульпе центральной трубы, тем легче получается столб жидкости, тем
больше разность давления в сообщающихся сосудах и тем быстрее
происходит движение жидкости, а следовательно, и само перемешивание.
Благодаря конической форме днища твердые частицы, двигаясь вниз,
приобретают достаточную скорость, чтобы не осесть на стенках и не
закупорить нижнего отверстия трубы. Для
избежания разбрызгивания раствора аэ-
ролифтная труба сверху покрывается
колпаком. В нижней части конического
днища имеется спускное отверстие для
опоражнивания агитатора.
При непрерывной агитации, когда па-
чуки соединяются в батареи по нескольку
штук в каждой, пульпа перетекает из
одного агитатора в другой по сливным
трубам, расположенным в верхней части
чана.
Воздух, подаваемый в агитатор пачу-
ка, должен обладать давлением,
достаточным для создания скоростного напора
в трубопроводе и преодоления
сопротивления трения и гидростатического
сопротивления столба агитируемой пульпы.
На практике давление воздуха у
компрессора составляет около 2 ат, у чана—
около 1.5 ат. Расход воздуха
обусловливается интенсивностью перемешивания
и площадью сечения трубы.
б) Механические
агитаторы—применяются в том случае, если агитация воздухом
приводит к нежелательному действию
кислорода на составные части пульпы,
как это, например, имеет место при
цементации меди и кадмия цинковой пылью. Механические агитаторы состоят
из реакционного сосуда и собственно мешалки.
Различают мешалки лопастного и пропеллерного типа.
1) Лопастные мешалки состоят из вращающегося
центрального вала с укрепленными на нем одной или несколькими плоскими
лопастями, установленными перпендикулярно или наклонно к
направлению движения.
Для хорошего перемешивания пульпы в чанах большого сечения
устанавливаются две и больше мешалок простого типа с противоположным
вращением лопастей. Для этой же цели к стенкам внутри агитатора
прикрепляются неподвижно горизонтальные лопасти, между которыми
вращаются подвижные лопасти мешалки.
2) Пропеллерные мешалки. В пропеллерных мешалках
достигается активное перемешивание. Благодаря постепенному
изменению наклона по длине радиуса от 0° у оси до 90° в конце лопасти
пропеллера или винта частицы пульпы при вращении отталкиваются во все
стороны. Пропеллер состоит из двух лопастей, насаженных на ступицу,
укрепленную на вращающемся валу. В зависимости от высоты слоя
пульпы и условий перемешивания вал несет один или несколько пропеллеров.
Характеристикой пропеллера являются диаметр и шаг винтовой
поверхности.
Фиг. 230. Пневматический
(аэролифтный) агитатор π ачу к а
1—стенки агитатора; 2—аэролифтяая
труба; з—крышка от брызг;
4—сливная труба; S—сжатый воздух; 6~
спускная труба

Глава XVII. Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии цинка 543
На фиг. 231 показан механический агитатор с винтовой мешалкой
простого типа. Агитатор представляет собой чан с центральным валом. На
валу насажена пропеллерная мешалка. Центральный вал вращается со
скоростью 40—80 оборотов в 1 мин.
Диаметр агитатора 3—3.6 м, высота 5—6 м,
емкость 35—45 м3. Эта мешалка
применяется при цементации меди и кадмия
цинковой пылью.
На фиг. 232 показана пропеллерная
мешалка с диффузором. Агитатор
представляет собой чан цилиндрической
формы с коническим днищем, емкостью
100 м3. В центре чана помещается
коническая труба с отверстиями, внутри
которой вращается вал. При помощи
пропеллерной мешалки пульпа перемещается
в вертикальном направлении: сверху вниз
внутри трубы мешалки, снизу вверх
снаружи мешалки. Чан изолируется от
действия кислых растворов листовым свинцом
и кислотоупорным кирпичом. Мешалка
изготовляется из гуммированной стали.
В табл. 188 приведены
характеристики агитаторов, применяемых на
гидрометаллургических цинковых заводах.
§ 2. Классификаторы
Обожженные цинковые концентраты
неоднородны по ситовому составу. При
обжиге тонкоизмельченных сульфидных
концентратов образуются комочки
различных размеров. При последующей обработке огарка
гидрометаллургическим способом представляется иногда необходимым отделить крупные
частицы от мелких, классифицировать их. Делается это с целью
отделения комочков, в которых содержится повышенное количество
нерастворимых соединений цинка. Крупные частицы выводятся при этом из
процесса и подвергаются дополнительному измельчению и обжигу.
Классификация пульпы проводится также перед операцией сгущения.
При отстаивании неоднородной пульпы крупные частицы оседают в
первую очередь, образуя на дне сгустителя плотную трудно удаляемую массу.
Предварительной классификацией достигается более равномерное
отстаивание пульпы. Сгущенный продукт получается однородным по составу.
В гидрометаллургии цинка получили распространение классификаторы
конусного и реечного типа.
а) Конусный классификатор — представляет собой открытый
сверху конический сосуд. Пульпа поступает в классификатор сверху
по короткой вертикальной трубе, расположенной по оси аппарата. Под
трубой подвешивается диск. Пульпа, ударяясь о диск, равномерно
распределяется во все стороны к краям конуса. Крупные частицы (пески)
осаждаются, а мелкий материал (ила) сливается через кольцевой жолоб
по периферии конуса. Разгрузка осевшего материала производится
снизу и регулируется при помощи диафрагмы. При работе почти весь
классификатор наполняется песками. Только небольшая его часть по
высоте остается незаполненной.
Фиг. 231. Механический
агитатор

544*
Часть третья. Металлургия, цинпа
На фиг. 233 показан конусный классификатор с
разгрузкой через диафрагму. Благодаря наличию диафрагмы исключается
возможность образования вертикальных каналов в толще осевших песков.
Фиг. 232. Агитатор с пропеллерной мешалкой и диффузором
1 — агитатор; 2 — пропеллерная мешалка; 3 — отверстие для загрузки огарка;
4 — труба для подачи отработанного электролита; 5—труба для подачи пара;
в — труба для сжатого воздуха; 7 — труба для выпуска пульпы
Чем выше столб песков в конусе, тем плотнее получается осадок и тем
более в нем отношение Τ : Ж.
б) Реечный классификатор (фиг. 234) — представляет собой
открытый корытообразный ящик с наклонным днищем. В корыте
расположены гребки, имеющие переменно-возвратное движение в горизонтально-
лаклонном и вертикальном направлениях. При движении вперед гребко-
вая рама перемещается почти непосредственно по дну ящика вверх.
Крупные частицы, осевшие на дно, при этом перемещении гребков передвигаются
к верхнему концу классификатора. При обратном движении рама
приподнимается от дна ящика на несколько сантиметров. Пульпа поступает в
классификатор близ нижнего конца. Пески выгружаются через верхний

Глава XVII. Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии цинка 545
Питание
конец аппарата. ПIламы благодаря движению гребков остаются во
взмученном состоянии и переливаются через нижнюю стену классификатора.
Реечные классификаторы бывают простые и двойные, т. е. с одними или
двумя граблями. Изготовляются также классификаторы триплекс с тремя
однотипными граблями.
Угол наклона днища корыта составляет 125—250 мм на 1 пог. м. Чем
больше шлама в пульпе, тем мень'ше должен быть уклон. При малом
уклоне зеркальная поверхность для
расслаивания пульпы больше, чем
при крутом уклоне. Величина
рабочей зеркальной поверхности
классификатора зависит от высоты
порога: чем выше порог для слива
шламовой пульпы, тем больше
зеркальная поверхность. Высота
порога для слива равняется 500—
600 мм.
Длина классификаторов
колеблется от 2 до 10 м. Чем
длиннее классификатор, тем'чище
получаются пески. Ход гребков
составляет 300—375мм. Число ходов
в 1 минуту меняется от 10 до 30.
Рейки граблей делают из
углового или полосового железа.
Расстояние между рейками
равняется ходу граблей. Каждым
ходом по наклонной плоскости
осевший песок подгребается к
верху на величину хода граблей.
Производительность
классификатора зависит от тонкости
шламовой пульпы, поступающей на
классификацию: чем больше
илового материала в пульпе, тем
ниже производительность
классификатора. Для каждой пульпы
устанавливается определенная скорость циркуляции ее в классификаторе. При
повышенной скорости перетекания через порог создаются условия,
способствующие сносу вместе с нижним сливом также крупных и тяжелых
зерен.
Средняя суточная производительность классификатора составляет
30—35 τ песков.
Для привода классификатора требуется мощность 2—5 л. с.
Реечный или конусный классификатор часто работает в замкнутом
цикле с шаровой мельницей. Пески из классификатора поступают в
мельницу. Измельченный продукт после мельницы снова направляется
в классификатор. Установленные после агитаторов классификаторы
выполняют также функции выщелачивательных аппаратов.
в) Чашечный классификатор—представляет комбинацию реечного
классификатора и сгустителя (фиг. 235). Он применяется для
разделения особо тонкого материала. Пульпа поступает в чашу, в которой по
центральной оси вращаются гребки, передвигающие осевшие пески к
центру. Шламы переливаются через кольцевой жолоб. В центре пески
35 Металлургия тяжелых цветных металлов
Фиг. 233. Конусный классификатор
(вертикальный пазрез)

546
Часть третья. Металлургия цинка
проваливаются вниз. Здесь они подхватываются граблями реечного
классификатора и по наклонному дну передвигаются вверх. В месте
соединения чаши и собственно классификатора создается восходящая струя
жидкости, которая выносит шламы обратно в чашу.
Диаметр чаши колеблется от 1.5 до 7 м. Гребки чаши делают
1.5—8.0об/мин. Грабли реечного механизма делают 12—25 ходов в 1 мин.
Фиг. 235. Чашечный классификатор
Производительность чашечных классификаторов зависит от площади
чаши и требуемой чистоты осветленного слива. Она колеблется от 10 до·
38 т/м3 в сутки.
§ 3. Сгустители
Сгущение применяется в гидрометаллургии, как промежуточный
процесс при отделении жидкого от твердого, перед фильтрацией.
Отстаиванию подвергаются пульпы, в которых жидкая фаза составляет
значительную долю всей массы, когда твердые взвешенные частицы сравнительно
легко оседают.
а) Сгуститель Дорра—представляет собой круглый чан со слегка
коническим днищем (фиг. 236). По оси чана подвешен вертикально
вращающийся вал. К нижнему концу вала закреплена крестовина с гребками. Из
четырех лап крестовины, расположенных под углом 8—15° к горизонтали,

Глава XVII. Аппаратура, применяемая е гидрометаллургии цинка 547
два доходят до стен сгустителя, два других — только на 2/з радиуса чана.
Вал может передвигаться в вертикальном направлении, перемещая
крестовину с гребками по высоте до 400 мм.
Гребки прикрепляются к лапам под некоторым углом таким
образом, что при вращении вала твердые частицы пульпы прижимаются кнп-
Фиг. 236. Сгуститель Дорра (вертикальный разрез)
1 — буферный цилиндр; 2 — центральный вал; 3 — спускной жолоб; 4— стенки сгустителя;
5 —лапы; 6 — гребки; 7 — откосы; $ — бетон
зу, а осевший материал постепенно перемещается к центральному
разгрузочному отверстию. Вал с гребками приводится во вращение от
электромотора через червячную передачу со скоростью 1 оборот в 3—5 мин.
Потребляемая мощность не превышает 0.1—0.2 л. с; установочная мощность
мотора берется не ниже 3 л. с.
Уплотняемая пульпа подается в сгуститель сверху в буферный цилиндр,
расположенный в центре и нижним своим концом погруженный в ванну.
Такая подача способствует спокойному расслаиванию пульпы и
предохраняет верхние слои осветленного раствора от загрязнения свежей
пульпой. Осветленный раствор в верхней зоне переливается в кольцевой
жолоб и выводится из чана. Твердый материал, осевший на дно,
гребками передвигается от периферии к центру, где устроена воронка с
выпускным отверстием.
Производительность сгустителя зависит от скорости падения
минеральных частиц и от степени сгущения выдаваемого продукта. Чем крупнее
зерна обезвоживаемого продукта и чем меньше в нем илистого материала,
тем чище получается раствор и скорее проходит отстаивание. Чем больше
отношение Τ : Ж в сгущенной пульпе, тем меньше производительность
аппарата. Производительность сгустителя рассчитывается по площади
днища чана. Средняя производительность на 1 м2 поверхности
днища нейтральных сгустителей составляет 2500—3000 л осветленнога

548
Час?пъ третья. Металлургия цинка
раствора в сутки. В последнем содержится в среднем 2-
Сгущенная пульпа содержит 20—25% твердого.
ВсасЫВа/ощие ромЬі
Распределитель
лулопі/
-3 г/л твердого.
Отверстие для^отсасЫВатія
уплотненной моссЬ)
Фиг. 237. Сгуститель Гентера
Сгустители Дорра делаются диаметром 12—15 м и высотой 4.5—6.5 м.
Чаны в зависимости от химической активности раствора делаются
деревянные, железобетонные или железные, выложенные изнутри роль-

Глава XVII. Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии цинка 549
ным свинцом. Материал для вала, крестовин и гребков также выбирается
сообразно с корродирующими свойствами пульпы.
В табл. 190 приведены размеры сгустителей π технологические
показатели процесса отстаивания.
б) Сгуститель Гентера—представляет собой комбинацию из отстойника
Дорра и вакуум-фильтра периодического действия ι фиг. 237).
Осветленный раствор вместо открытого спуска через сливной жолоб
отсасывается при помощи вакуум-фильтра. Последний состоит из
перфорированных трубок, покрытых фильтровальной тканью в погружаемых
в пульпу. Через них производится отсасывание жидкости. Крупные
частицы пульпы оседают на дно чана, как и в сгустителях Дорра. Кек,
который получается, на поверхности фильтра, периодически сбрасывается
и также собирается на дне. Гребковый вращающийся реечный механизм
передвигает осевший материал к центральному выгрузочному отверстию.
Скорость вращения гребкового вала — 1 оборот в мин. Диаметр чана
делается в 3—б м.
Сгустители Гентера изготовляются с разной площадью фильтрующей
поверхности—от 4.65 до 214 м2. Самый большой фильтр состоит из 256
трубок, распределенных симметрично в 16 секций, по 16 трубок в секции
(раме). Рамы располагаются радиально. Фильтрующий элемент (трубка)
делается из дерева. На поверхности трубки, выполненной книзу на конус,
проложены продольные канавки. Такое устройство трубки облегчает
замену фильтровальной ткани. Трубки делаются двух диаметров: 100 мм
для сгустителей с фильтрующей поверхностью < 100 м2 и 150 мм для
сгустителей с фильтрующей поверхностью ]> 100 м2. Фильтровальная
поверхность трубки равна соответственно 0.557 и 0.836 м3.
Фильтр Гентера, подобно всем вакуумным фильтрам, работает
попеременно под вакуумом и компрессией. Период фильтрации, т. е. действия
вакуум-системы, сменяется периодом отжатия кека. Продолжительность
каждого периода регулируется автоматически. Длительность периода
фильтрации в зависимости от физических свойств фильтруемого
материала колеблется от 1 до 10 мин. Отжатие кека с поверхности фильтров
производится гидростатически — для сгустителей с фильтрующей
поверхностью до 120 м2, или сжатым воздухом для фильтров с большей
поверхностью. Давление воздуха для отжатия кеков колеблется от 0.5 до 1 ат.
На каждый квадратный метр фильтрующей поверхности требуется для
отжатия кеков 14 л воды.
Вакуум устанавливается в зависимости от производительности фильтра
и отношения Τ ι Ж в сгущаемой пульпе и составляет в среднем 50 см
вод. ст.
О нормальной работе фильтра и целости фильтровальной ткани судят
по индикатору. Последний представляет собой трубку диаметром 3.25 мм
с шариковым затвором. При отжатии кека затвор открывается и
фильтрат струйкой вытекает наружу. По прозрачности раствора можно судить
о целости фильтровальной ткани. Если фильтрат мутный, раму
выключают, вытаскивают наружу и заменяют изветшавшую ткань. Срок
службы фильтровальной ткани зависит от состава пульпы и в среднем
равен 3—4 мес.
Если пульпа содержит много коллоидального ила, ткань быстро
засоряется. В таких случаях рекомендуется время от времени вынимать
фильтрующие элементы из пульпы и заменять их другими. Засоренные
элементы очищаются от ила щетками.
Производительность 1м2 фильтрующей ткани составляет 3 —4 τ кека
в сутки.

550
Часть третья. Металлургия цинка
§ 4. Фильтры
а) Классификация фильтров. В гидрометаллургии находят
применение фильтры периодического и непрерывного действия с перепадом
давления меньше и больше атмосферного.
По способу поддержания движущего напора различают
вакуум-фильтры, в которых перепад давления, всегда меньше атмосферного, создается
при помощи вакуум-насосов, и фильтрпрессы или друкфильтры, в
которых давление, больше атмосферного, получается при помощи насосов,
компрессоров или сжатого пара.
Вакуум-фильтры применяются для фильтрации пульп с относительно
крупными частицами дисперсной твердой фазы.
Друкфильтры и фильтрпрессы применяются для фильтрации тонких
суспензий, где требуется повышенное давление. Друкфильтры
применяются для пульп с высоким отношением Τ : Ж; фильтрпрессы — при
относительно малом содержании в пульпе твердых взвешенных частиц.
Вакуум-фильтры делаются как периодического, так π непрерывного
действия. Друкфильтры и фильтрпрессы бывают лишь периодического
действия.
При фильтрации на вакуум-фильтрах промывка осадка производится
на самих фильтрах.
При использовании вакуум-фильтров периодического действия дли-.
тельность промывки и количество промывных вод не ограничиваются
временем. На вакуум-фильтрах непрерывного действия промывка длится
определенный промежуток времени, регулируемый скоростью движения
фильтрующей перегородки.
б) Фильтровальная ткань. При выборе материала для фильтрующей
перегородки руководствуются химической активностью пульп.
Шерстяные ткани хорошо противостоят действию кислых растворов в пределах
темпеоатур 40—50°. Хлопчатобумажные ткани (бязь, бельтинг, полотно)
устойчивы при фильтрации слабокислых, слабощелочных и нейтральных
растворов. Фильтровальные перегородки из асбестового полотна или
стеклянной ваты хорошо сопротивляются действию сильнокислых холодных
и нагретых растворов. Часто находят применение фильтрующие ткани,
изготовляемые из металлической проволоки, обладающие
соответствующей устойчивостью против действия кислот или щелочей.
Тканевые фильтрующие перегородки вследствие малой механической
прочности укладываются на сетки или решетки из твердого материала:
металла или дерева. Благодаря эластичности фильтровальной ткани
фильтрам можно придавать различную поверхность.
§ 5. Вакуум-фильтры
Выбор системы вакуум-фильтра зависит от свойств фильтруемого
материала и последующего способа переработки твердого осадка. Если в
последнем содержится много коллоидного кремнезема и требуется
тщательная и длительная промывка для уменьшения потерь цинка в виде
сернокислого соединения, применяются вакуум-фильтры периодического
действия с репульпацией получаемого на фильтре кека.
При хорошо фильтруемом материале применяются вакуум-фильтры
непрерывного действия, отличающиеся высокой производительностью.
Последняя достигается помимо непрерывной работы также непрерывным
удалением слоя осадка. Сопротивление фильтрации регулируется
толщиной осадка.

Глава XVII. Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии цинка 551
а) Вакуум-фильтры периодического действия. 1) Нутч-фильтр
является простейшим видом фильтра (фиг. 238). Он представляет собой
прямоугольный ящик, вращающийся вокруг горизонтальной оси. Ящик
снабжен ложным решетчатым днищем, на котором укладывается
фильтровальная ткань. Пульпа заполняет верхнюю часть фильтра.
Фиг. 238. Опрокидывающийся нутч
В камере между двумя днищами создается вакуум. Раствор проходит через
фильтровальную ткань и собирается в нижней части фильтра,
откуда отводится в сборник. Промывка проводится на этом же фильтре.
Твердый осадок после промывки при поворачивании фильтра вываливается
наружу. В некоторых фильтрах кек перед выгрузкой репульпируется.
Для этой цели фильтры
снабжаются передвигающимися в
вертикальном направлении
мешалками.
Репульпированные кеки
выпускаются самотеком или
выкачиваются пульпососами.
2) Рамный вакуум-
фильтр. Особенностями
рамного вакуум-фильтра являются
большая площадь фильтрации
и периодичность действия, что
дает возможность промыть
осадок пропусканием любого
количества воды. Фильтр состоит из
отдельных пластин (фиг. 239).
Последние представляют собой фор 23д_ Элеиѳ я аяаст^
прямоугольные рамы, окаим- рамного вакуум-фильтра
ленные медной трубкой А, с.
одной стороны наглухо закрытой, а другим концом В соединенной с
вакуум-насосом. Изнутри рама заполнена вертикально
расположенными рифлеными планками С, верхними концами жестко
прикрепленными к поперечному деревянному брусу. Вся рама вместе с деревянными
рифлеными планками обтянута фильтровальной материей £). Для
плотности прилегания фильтровальной материи к деревянным планкам,
расположенным на определенном расстоянии друг от друга, материя
сшивается по высоте рамы таким образом, что каждая планка находится как
бы в отдельном гнезде. Фильтр включает 30 рамных пластин, жестко
ι
ι
ι

552
Часть третья. Металлургия цинка
прикрепленных к двутавровым балкам Е. Транспортирование фильтра
осуществляется при помощи мостового крана грузоподъемностью 40 т.
Общий вид рамного вакуум-фильтра показан на фиг. 240.
Фильтр работает по следующей схеме. При помощи мостового
крана фильтр опускается в чан таким образом, что фильтрующие пластины
целиком погружены в пульпу. Включается вакуум, и жидкость, проса-
Фиг. 240. Рамный вакуум-фильтр периодического действия (общий вид)
сываемая через фильтровальную материю, проходит по пустотам вдоль
планок внутри фильтра, затем через отверстия в медной трубке и
коллектор поступает в ресивер для фильтрата. Твердые частицы пульпы
оседают на фильтре, образуя кек. При фильтрации уровень пульпы в чане
поддерживается постоянным, чтобы избежать засасывания воздуха через
фильтр. Пульпа при этом агитируется.
Когда слой кека достигает определенной толщины, фильтр вынимается
и переносится к промывному чану, заполненному горячей водой.
Вакуум при переносе не выключается. Фильтр опускают в чан и
просасывают через него количество воды, достаточное для промывки
осадка.
После промывки вакуум выключают и приступают к сбрасыванию
кека. Для этой цели в фильтр вводится сжатый воздух. Последний,
вытесняя воду из фильтра, тем самым отбивает осевший кек. Все эти операции
проводят, не вынимая фильтр из чана.
Промытый осадок падает на дно чана в виде плотной, тяжелой пульпы.
Ее репульпируют и пропускают для обезвоживания через барабанный
вакуум-фильтр.
Как видно из описания работы рамного вакуум-фильтра, преимущество
его заключается в возможности тщательной промывки осадка и извлече

Глава. XVII. Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии цинка 553
ния цинка, который остался в кеке в виде сульфата. Эффективность
фильтра высокая. Занимает он сравнительно мало места.
Рамный вакуум-фильтр, по существу, является прибором для
уплотнения и промывания пульпы, благодаря чему последняя переходит в легко
фильтруемую хорошо коагулирующую массу.
Данные о работе рамного вакуум-фильтра:
Ширина рамы (м) 2.44
Высота рамы (м) 1.83
Расстояние между центрами (мм) 44&
Длительность цикла (мин.) . 34
Продолжительность фильтрации (мин.) 20
Промывка осадка (мин.) 6
Сбрасывание осадка водой (мин.) 3
> . » воздухом (мин.) 5
Толщина осадка (см) · . б
Количество кека на 1 м2 в 24 часа (т) . . · 2.5—3.0
Влаги в осадке (%) 35
Количество фильтрата на 1 м2 в 1 мин. (кг) 1-1
Количество промывной воды на 1 м2/мин. (кг) 1.0
Продолжительность службы фильтровальной ткани (в днях) . . 50
Давление воды при сбрасывании осадка (ат) 0.2
Тпмпература промывной воды (°С) 55
Фильтр с 30 пластинами дает около 2.5 τ сухого осадка за один цикл.
Мощность вакуум-насоса 45 м3/мин.
б) Вакуум-фильтры непрерывного действия. По форме' фильтрующей
поверхности различают вакуум-фильтры барабанные, дис.овые и
ленточные.
1) Барабанный вакуу м-ф ильтр с внешней
фильтрующей поверхностью (фильтр Оливера) (фиг. 241а,
2416). Фильтрующей площадью является внешняя цилиндрическая
поверхность барабана. Последний представляет деревянный закрытый
цилиндр, составленный из гладких клепок. Поверх клепок располагаются
отдельными секциями деревянные решетки. На решетки натягивается
фильтровальная ткань, закрепленная навитой на барабан проволокой-
Барабан насажен на горизонтальном валу. Вал опирается на подшипники,
расположенные на краях полуцилиндрического чана, в который
поступает фильтруемая пульпа. Иногда чаны вместо цилиндрической делаются
U-образной формы. Чаны устанавливаются на фундаменте.
Перемешивание пульпы в цилиндрическом чане производится при помощи
реечного дугообразного агитатора, а в U-образном — вращающимся
горизонтальным валом с лопастями, расположенными вдоль всего чана.
Работа фильтра производится по следующей схеме за один полный
оборот.
Барабан погружается в пульпу на 0.65—0.75 своей поверхности (по
окружности). Вся фильтрующая поверхность, погружаемая в пульпу,
соединена с вакуум-ресивером для раствора. С момента соприкосновения
барабана с пульпой начинается отсасывание жидкости и наращивание
кека при вращении. Толщина наращиваемого кека зависит от физических
свойств твердого в пульпе: чем больше ила и коллоидов в пульпе, тем
тоньше получается слой кека.
В момент выхода барабана из пульпы в кеке еще содержится некоторое
количество раствора. Для удаления последнего часть поверхности
барабана после выхода из пульпы продолжает сообщаться некоторое время
с вакуум-ресивером. Воздух просасывается через кек и вытесняет собой

Фиг. 24 la. Барабанный вакуум-фильтр с внешней
фильтрующей полерхностыо (поперечный разрез)
Фиг. 2416. Барабанный вакуум-фильтр с внешней
фильтрующей поверхностью (продольный разрез)

Глава XVII. Аппаратура, применяемая, в гидрометаллургии цинка 555
раствор. Затем следует промывка кека на фильтре. При помощи брызгал
кек снаружи увлажняется при продолжающемся действии вакуума. Вода,
проходя через кек, способствует дальнейшему вытеснению первичного
раствора и уничтожает образующиеся в осадке трещины. Промывные
воды отводятся по трубкам в отдельный приемник. Остаточное
количество влаги зависит от толщины кека и кристалличности зерен
в пульпе: чем больше шлама и коллоидов в пульпе, тем больше влаги
остается в кеке. В заводской практике удается получить кек с
содержанием 20—30% влаги.
Следующая операция состоит в отжимке кека и снятии его с барабана.
Отжимка кека производится при помощи сжатого воздуха (или пара)
в тот момент, когда при вращении фильтрующая поверхность цилиндра
включается в систему компрессора. Действием сжатого воздуха кек
приподнимается с поверхности фильтрующей перегородки и слегка
разрыхляется. При дальнейшем вращении отставший кек снимается ножом,
расположенным по длине барабана, и по наклонной плоскости лотка
скатывается в приемный бункер.
После снятия кека продувка воздуха или пара продолжается
некоторое время для прочистки пор фильтровальной ткани. Если пульпа
сильно илиста, ткань для фильтрования дополнительно промывается
проталкиванием воды изнутри в наружную часть фильтра.
Очищенная и промытая поверхность пористой материи делается
годной для последующей операции фильтрования и погружается снова в
раствор.
Барабан фильтра вращается со скоростью 1 оборот в 7—12 мин. в
зависимости от свойств фильтруемой пульпы и требуемого качества кека.
Фильтр удобен и прост в отношении обслуживания и
устройства промывочной системы. К недостаткам его можно отнести то, что он
занимает много места и дает отвальный кек с относительно высоким
содержанием влаги. Размеры фильтров колеблются в довольно широких
пределах (табл. 182).
Таблица 182
Размеры барабанных вакуум-фильтров с внешней фильтрующей
поверхностью
Диаметр
Длина ....
Фильтрующая
поверхность .
Единица
измерения
Μ
Μ
Μ2
от
0.915
0.150
0.372
ДО
4.270
5.490
73.47
В гидрометаллургии цинка для фильтрации сгущенной кислой пульпы
применяют фильтры диаметром 3.45 м, длиной 4.20 м. Фильтрующая
поверхность такого фильтра составляет 50 м2. Производительность его
в 24 часа достигает 115—120 τ кеков с отношением в них Ж : Т=2.
Таким образом, на 1 м2 фильтрующей поверхности приходится более 2 τ
кеков в сутки.
Для окончательного обезвоживания применяются фильтры
диаметром 1.6 м и длиной 3 м. Общая фильтрующая поверхность составляет
15 ма. Производительность 1м2 фильтрующей поверхности составляет
4—5 τ кеков в сутки.

556
Часть третья. Металлургия цинка
2) Б а ρ а б а н н ы й в а к у у м-ф и л ь τ ρ с внутренней
фильтрующей поверхностью (фильтр Д о ρ ρ а) (фиг. 242).
В фильтре вращающийся барабан является одновременно чаном,
в который поступает фильтруемый материал. Фильтрующая ткань
покрывает внутреннюю поверхность барабана. Трубки вакуум-системы и
Фиг. 242. Барабанный вакуум-фильтр с внутренней фильтрующей
поверхностью (продольный разрез)
сжатого воздуха проходят наружу. Смена циклов работы фильтра
аналогична другим непрерывно действующим вакуум-фильтрам. Кек
снимается внутри при помощи ножа, падает на шнековыи или ленточный
транспортер и удаляется через открытую торцевую часть барабана.
Барабанный вакуум-фильтр с внутренней фильтрующей поверхностью
имеет то преимущество, что при фильтрации на поверхность
фильтровальной ткани в первую очередь ложится крупнозернистый материал. Ткань
меньше забивается илистым материалом, и как получается толще и
суше. Производительность фильтра с внутренней фильтрующей
поверхностью на 10% выше производительности фильтра с внешней
фильтрующей поверхностью с такой же площадью фильтрации. Фильтр с
внутренней фильтрующей поверхностью занимает меньше места и имеет
меньший вес.
3) Дисковый вакуу м-ф и л ь τ ρ непрерывного действия
состоит из горизонтального пустотелого вала, на который надеты диски,
составленные из отдельных секторов (до десяти, фиг. 243а, 2436).
Фильтрующим звеном является диск, который вращается в корыте, куда
подается фильтруемая пульпа. Фильтровальная ткань натягивается на
решетчатую поверхность отдельных секторов. При вращении диска
благодаря вакууму жидкость просачивается через фильтровальные
перегородки на секторах, по решетчатой поверхности стекает к центральному
каналу, откуда через отверстие в торце полого вала поступает в вакуум-
ресивер. На фильтровальной перегородке образуется осадок. По выходе
сектора из пульпы он орошается водой для промывки кека. При
продолжающемся вакууме промывные воды по трубам, расположенным внутри
вала, отводятся отдельно от фильтрата, не смешиваясь с последним.
После осушки кека просасыванием воздуха в секторах создается небольшое
давление. При вспучивании фильтровальной ткани осевший кек
разрыхляется и снимается валиком или скребком.

Глава XVII. Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии цинка 557
К преимуществам дисковых фильтров надо отнести получение более
сухого кека и большую фильтрующую поверхность при меньших
габаритах. Недостатками дисковых фильтров являются некоторое неудобство
обслуживания и быстрый износ фильтровальной ткани. Последнее
обстоятельство компенсируется тем, что для дискового фильтра не требуется
сплошного куска фильтрующей материи. Фильтрующие перегородки
отдельных секторов могут быть выкроены и сшиты из небольших кусков
пористого материала. Мешки легко поддаются починке, что позволяет
значительно удлинить срок службы фильтровальной ткани.
Дисковый фильтр диаметром 1.8 м с 8 дисками имеет 40 м2
фильтрующей поверхности. С 1 м2 фильтрующей поверхности получается 1.5—2.0 τ
кеков в сутки с 60% твердого.
4) Ленточный вак.уу м-ф и л ь τ ρ непрерывного действия
представляет собой бесконечный транспортер из резиновой
перфорированной ленты, снабженной бортиками. С поверхности лента покрывается
фильтрующей тканью. Под лентой помещается камера разрежения,
соединенная с ресивером и вакуум-насосом. При движении ленты над камерой
разрежения она благодаря вакууму прижимается плотно к бортам
последней, играющим роль направляющих.
Пульпа подается непрерывно в головную часть ленты. При
прохождении над вакуум-камерой жидкость просасывается через фильтрующую
перегородку и поступает в вакуум-ресивер. На поверхности ленты
оседают твердые частицы, образуя кек. На ленточных фильтрах в первую
очередь оседают более крупные частицы и затем мелкие и илистые.
Благодаря этому производительность ленточного фильтра достаточно высока.
Удобство обслуживания и достаточная длина фильтрующей ленты
позволяют хорошо промывать и высушивать кек. Последний при поворачивании
ленты легко сваливается с ее поверхности.

558
Часть третья. Металлургия цинка
§ 6. Друк-фильтры
Друк-фильтры применяются для фильтрации пульпы с высоким
отношением Τ: Ж и тонкой твердой фазой, когда для повышения
производительности фильтра с получением прозрачного фильтрата необходимо
оперировать с давлением в несколько атмосфер.
а) Друк-нутч. Простейший тип друк-фильтра представляет собой
металлический, с устойчивой против коррозии внутренней футеровкой,
герметически закрываемый резервуар с двойным днищем. Верхнее, ложное,
решетчатое днище служит поддержкой для фильтровальной ткани. Пульпа
накачивается в верхнюю часть сосуда. Давление на пульпу создается
сжатым воздухом или паром. При фильтрации жидкость проходит через
фильтровальную перегородку и стекает в нижнюю часть фильтра и дальше в
приемный резервуар. Твердый осадок остается на поверхности
фильтрующей перегородки. Для выгрузки кека нижняя часть друк-фильтра
на уровне верхнего ложного днища делается откидной на шарнирах. При
поворачивании днища осадок сваливается с поверхности фильтрующей
перегородки. Применяется также разгрузка друк-фильтра методом ре-
пульпации. Для этого друк-фильтр снабжается мешалкой, которая
может передвигаться в вертикальном направлении. По окончании
фильтрации и промывки осадка в фильтр заливают воду в количестве,
достаточном для репульпации осадка. Постепенно опускают мешалку и при
вращении последней репульпируют кек. Взмученный осадок
перекачивается затем насосом или спускается самотеком. После выпуска репуль-
пированной массы поднимают мешалку в верхнее положение, снова
заполняют друк-фильтр свежей пульпой и приступают к фильтрации.
Разгрузка друк-фильтра репульпацией кека значительно упрощает и
ускоряет процесс фильтрации.
б) Трубчатый друк-фильтр. Для фильтрации концентрированных
горячих растворов применяются трубчатые друк-фильтры.
Фильтрующим элементом служит металлическая гуммированная труба
длиной 2 м, на которую надеваются вплотную кольца из
фильтровального материала. Фильтрующие трубы подвешиваются в специальный
чан, куда накачивается пульпа. Чан наглухо закрывается, и под
давлением 7 ат раствор выдавливается через трубы наружу. Осадок на
фильтре промывается водой, после чего действием сжатого воздуха
отваливается с поверхности фильтра.
Трубчатый друк-фильтр по принципу действия аналогичен другим
фильтрам, работающим под давлением. Наиболее часто фильтры
представляют собой неподвижные горизонтальные барабаны, в которые
помещаются в вертикальном положении фильтрующие элементы, имеющие
форму пластин. Последние прикрепляются жестко к откатному днищу
или верхней неподвижной половине барабана. Каждая пластина работает
индивидуально. Пульпа под давлением подается в барабан. По окончании
фильтрации и промывки кека производится разгрузка фильтра. Для
этого выкатывают днище с пластинами или откидывают нижнюю часть-
барабана.
в) Барабанный друк-фильтр. Для фильтрации концентрированных
горячих растворов применяются вращающиеся барабанные
друк-фильтры. Фильтр представляет собой железный вращающийся барабан,
выложенный внутри рогожкой, покрытой фильтровальной тканью
(фиг. 244). Пульпа накачивается внутрь барабана. Последний
наглухо закрывается и туда подается под давлением воздух или пар.

Глава XVII- Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии, цинка 559
При медленном вращении барабана раствор под давлением проходит
сквозь фильтровальную перегородку и через отверстия в кожухе
вытекает наружу в бассейн. Благодаря вращению барабана образование
осадка происходит равномерно по всей внутренней поверхности фильтра.
Промывка кека производится в том же аппарате. Для этого в фильтр
заливается горячая вода, которая под давлением воздуха или пара продав-
Фиг. 244. Барабанный вакуум-фильтр
ливается через осадок наружу. Вытеснение маточного раствора при таком
способе промывки требует минимального количества воды.
Разгрузка фильтра производится методом репульпации. Для отжимки
кека поступают следующим образом. При полном давлении внутри
барабана быстро открывают люк. Вследствие резкого падения давления
внутри барабана кек отстает от фильтровальной ткани, распадаясь,
на части. При последующем вращении барабана, заполненного водой,
отставший кек репульпируется и выкачивается при помощи пульно-
coca.
Фильтр имеет диаметр 1.5 м, длину 12 м. Скорость вращения
барабана фильтра 2—8 оборотов в 1 мин. Пропускная способность фильтра 125 τ
раствора в сутки.
г) Фильтрпресеы—применяются для фильтрации пульп с невысоким
содержанием твердых взвешенных частиц, обладающих высокой
дисперсностью, с целью получения прозрачного фильтрата. Фильтрование
проводится при давлении 3—4 ат и больше.
Фильтрпресеы бывают рамные и камерные. В гидрометаллургии цинка
нашли применение преимущественно рамные фильтрпресеы.
Рамный фильтрпрѳсс составляется из чередующихся рам
и рифленых плит, обтягиваемых фильтровальной тканью. Рамы и плиты
вплотную примыкают друг к другу. Они снабжены отверстиями,
образующими в собранном фильтре сквозной канал, в который нагнетается пульпа
(фиг. 245). При помощи канальцев сквозной канал сообщается с
полостью каждой из рам. В свою очередь каждая плита имеет
выпускное отверстие для фильтрата, снабженное каном (фиг . 246).

560
Часть третья. Металлургия цинка
Пульпа насосом накачивается через канал в полость рам. Жидкость
проходит через фильтровальную ткань, покрывающую рифленую
поверхность плит, и вытекает наружу. Твердые частицы оседают на поверхности
фильтровальной ткани, пока не заполнится большая часть полости рамы.
Фиг. 245. Рамный фильтр- Фиг. 246. Плита с фильтро-
пресс (разрез) вальной тканью
/ — рабочая плита; 2— рама;
3— промывная плита
По окончании фильтрации фильтрпресс разбирается, рамы и плиты
раздвигаются, осадок сбрасывается в корыто, а салфетки снимаются с рам
и .направляются в мойку.
Для герметизации собранного фильтрпресса применяются винтовые и
гидравлические зажимы. При количестве рам и плит более 95
устанавливаются двухсторонние зажимы.
В зависимости от давления рамам и плитам придают прямоугольную,
овальную или круглую форму. Прямоугольные рамы делаются размерами
91χ91 см.
Материалом для рам и плит служат дерево, чугун и др., в зависимости
от химической активности фильтруемой жидкости.
Фильтрпрессы устраиваются с подогревом или охлаждением раствора.
На фиг. 247 показан общий вид фильтрпресса.
В табл. 196 приведены характеристики и технологические показатели
работы вакуум-фильтров, применяемых в гидрометаллургии цинка.
Подача пульпы в фильтры, работающие под давлением, производится
непосредственно от насосов, либо пульпа накачивается в напорный бак,
откуда под давлением сжатого воздуха или пара нагнетается в фильтр.
При непосредственном питании фильтра от насосов подача пульпы
происходит неравномерно, толчками, что влечет иногда за собой разрыв
фильтровальной ткани и более быстрый износ самого фильтрующего
аппарата.
§ Ί. Передача пульп и растворов
Передача пульп и растворов осуществляется самотеком, при помощи
монтежю, аэролифтами, насосами и пульпососами. Передача самотеком
предполагает наличие разности уровней.
Монтежю. Периодически действующим аппаратом для передачи
пульп и жидкостей сжатым воздухом является монтежю. Последний
представляет собой герметически закрываемый сосуд, в котором имеются три
отверстия! для заливки жидкости, подачи воздуха и вытекания жидкости.
Последнее отверстие внутри сосуда связано с вертикальной трубкой, не-

Глава XVII. Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии цинка 561
•сколько не доходящей до дна аппарата. Часто монтежю снабжается
мешалкой для перемешивания пульпы.
Аэролифт. Аэролифтный способ передачи заключается в том, что
в открытый сосуд, заполненный жидкостью, вставляется вертикальная
труба несколько не доходящая до дна сосуда. В нижний конец трубы
подается под давлением воздух. Пузырьки воздуха поднимаются вверх,
распределяясь в столбе жидкости в трубе. Благодаря наличию пузырьков
воздуха удельный вес жидкости в трубе получается меньше, чем в сосуде,
Фиг. 247. Фильтрпресс (общий вид)
вследствие чего создается разность уровней. Высота подъема жидкости
в трубе будет зависеть от глубины сосуда и разности удельных весов,
т. е. количества пузырьков воздуха в столбе жидкости в трубе.
По принципу аэролифта устроен пневматический агитатор пачука
(стр. 539).
Насосы. Наиболее часто пульпы и растворы передаются при помощи
насосов. Применяются насосы: плунжерные, мембранные и центробежные.
§ 8. Материалы для изготовления аппаратуры в гидрометаллургии цинка
Кислые растворы, содержащие сернокислую медь и сернокислую окись
железа, активно действуют на металлы. Стойкими против действия
подобных растворов являются сплавы, содержащие 90% Си, 9% А1 и 1% Si,
а также сплав из 90% Си и 10% Sn.
Дерево, свинец и резина являются основными материалами для
изготовления аппаратов и отдельных частей.
36 Металлургия тяжелых цветных металлов

562
Часть третья. Металлургия цинка
Глава XVIII
ПРАКТИКА ГИДРОМЕТАЛЛУРГИИ ЦИНКА
§ 1. Способы выщелачивания цинка
Гидрометаллургия цинка по сернокислотному способу осуществляется
по замкнутому циклу. Объемы и концентрации циркулирующих растворов
сохраняются все время на постоянном уровне. Серная кислота,
нейтрализуемая окисью цинка при выщелачивании, регенерируется при
электролизе сульфатного раствора и в виде кислого отработанного электролита
вновь возвращается в голову процесса.
Убыль серной кислоты с выводимыми из процесса твердыми
продуктами, на образование нерастворимых в воде сульфатов, от
разбрызгивания и утечки растворов возмещается наличием определенного
количества сульфата цинка в обожженных концентратах. Если в огарке
содержится недостаточное количество растворимого в воде сернокислого
цинка, тогда в цикл выщелачивания вводится добавочно необходимое
количество свежей серной кислоты. При повышенном содержании
сульфатного цинка в обожженных концентратах в процессе электролиза
образуется избыток серной кислоты, которую приходится нейтрализовать
оксидной цинковой пылью или известняком.
В процессе выщелачивания, очистки растворов и электролиза имеет
место частичная убыль воды и уменьшение объемов
циркулирующих растворов. Вода теряется с кеками, на испарение, утечку и т. д.
Сохранение постоянных объемов растворов достигается добавлением
свежей воды, используемой для промывки и репульпации кеков при
фильтрации.
Выщелачивание цинка из обожженных концентратов или окисленных
цинксодержащих материалов осуществляется периодически или
непрерывно в одну, две и, в некоторых случаях, три стадии.
При периодическом ведении процесса операции
выщелачивания и гидролитического осаждения примесей могут проводиться
совместно или раздельно.
При совместном проведении операций нейтрализация кислоты и
гидролитическое осаждение примесей производятся после выщелачивания
непосредственно из пульпы без промежуточного отделения раствора
от твердого остатка. Гидратные осадки получаются в этом случае
совместно с остатками от выщелачивания огарка и при фильтрации пульпы
образуют общий кек.
При раздельном проведении операций практикуется промежуточная
фильтрация слегка кислой пульпы, получаемой в результате
выщелачивания порции обожженных концентратов отработанным электролитом.
'При последующей нейтрализации отфильтрованного кислого раствора
выпадают гидратные осадки. Таким образом, остатки после
выщелачивания огарка и гидратные осадки, образующиеся при очистке раствора
от примесей гидролизом, не смешиваются и получаются раздельно в виде
отдельных продуктов.
При непрерывном ведении процесса гидролитическое
осаждение примесей происходит в стадии нейтрального выщелачивания, когда
слабокислый раствор вступает во взаимодействие со значительным
избытком обожженных концентратов. Получаемый при этом твердый остаток,
состоящий, из зерен частично выщелоченных концентратов и гидратных
осадков, обрабатывается затем кислыми растворами для доизвлечения

Глава XVIII. Практика гидрометаллургии цинка
563
из него цинка. При фильтрации кислых пульп получаются растворы,
направляемые в цикл нейтрального выщелачивания и отвальные кеки, в
которых содержатся остатки выщелоченных концентратов и
коагулированные гидратные осадки примесей.
Примеси, остающиеся в растворе после гидролиза, во всех
практикуемых способах удаляются периодически обработкой порции осветленного
нейтрального раствора или фильтрата соответствующими реагентами.
§ 2. Периодическое выщелачивание
а) Сущность процесса. Периодическое выщелачивание состоит в том,
что определенная порция обожженных концентратов агитируется в сер-
рой кислоте до тех пор, пока весь растворимый цинк перейдет в раствор.
Так как эффективность выщелачивания падает по мере уменьшения
концентрации серной кислоты в растворе, обожженный продукт при
периодическом выщелачивании подается в таком количестве, чтобы
остающаяся свободная кислота обеспечила удовлетворительное извлечение
цинка. Для последующей нейтрализации свободной кислоты и
гидролитического осаждения примесей при периодическом выщелачивании
применяется тонкоизмельченный известняк или известковое молоко.
Нейтрализация остаточной свободной кислоты избыточной окисью цинка имеет
тот недостаток, что при этом понижается коэффициент извлечения металла.
При нейтрализации раствора известковым молоком может иметь
место осаждение цинка в виде гидрата. Поэтому процесс следует
тщательно регулировать, чтобы не было избытка извести против теоретически
необходимого для нейтрализации кислоты. Получаемый по реакции:
CaO+H2S04=GaS04+H20 сульфат кальция выпадает в осадок.
Применение извести в качестве нейтрализующего вещества влечет за
собой, таким образом, некоторую потерю серной кислоты.
На цинкоэлектролитном заводе Рисдон (Гобарт, Тасмания)
практикуется периодическое выщелачивание с последующей фильтрацией пульпы.
При этом получаются кислые растворы и отвальные кеки.
Нейтрализация оставшейся свободной кислоты и гидролитическое осаждение
примесей из фильтрата проводятся раздельно при помощи тонкоизмельченного
известняка. После вторичной фильтрации пульпы получаются гидратные
кеки и нейтральный раствор сернокислого цинка,-направляемый на
обработку цинковой пылью. Медь и кадмий выпадают при этом в осадок..
Кобальт удаляется альфа-нитрозо-бета-нафтолом. Хлор осаждается
в виде хлорида действием сернокислого серебра.
Применение периодического способа выщелачивания с раздельным
гидролитическим осаждением примесей связано с наличием большого
количества растворимого кремнезема в обожженном продукте. Осаждаясь вместе
с гидратами окислов железа, кремнекислота является причиной
значительных затруднений при фильтрации нейтральной пульпы, промывке и сушке
кеков. Так как фильтрация кислой пульпы после выщелачивания в
отсутствие гидратных соединений металлов протекает сравнительно легко,
гидролитическое осаждение железа вынесено в отдельную операцию.
б) Практика периодического выщелачивания. Кислое выщелачивание
производится в деревянных пневматических агитаторах пачука диаметром
3.6 м, высотой 11.4 м. Диаметр внутренней трубы 0.5 м. Угол наклона
конической части агитатора 60°. В "пачук загружают 8—9 τ огарка и
заливают около 75 м3 отработанного электролита, содержащего 50^-55 г/л
цинка и 90 г/л H2S04 при температуре 30°.

564
Часть третья. Металлургия цинка
В случае необходимости, для сохранения кислотности пульпы на
определенном уровне, добавляется свежая серная кислота. Агитация пульпы
при выщелачивании длится 1.5 часа, после чего в агитатор дополнительно
загружают от 250 до 750 кг обожженных концентратов с таким
расчетом, чтобы остаточная кирлотность пульпы составляла, примерно,
1.5 г/л H2S04.
За-счет тепла, выделяемого при реакциях выщелачивания,
температура пульпы повышается до· 50—55°. Кислая пульпа после выщелачивания
направляется в реечный классификатор длиной 4.90 м, с уклоном в 2/6 и
высотой порога 610 мм. Грабли, снабженные 39 бронзовыми гребками
560 мм длины, делают 10 ходов в 1 мин. Иловая фракция состоит из частиц
в 100—150 меш. В песковой фракции остается зернистый материал,
содержащий 40—45% сульфида и 20—25% невыщелоченных оксидов цинка.
В пески переходят 75% сульфидов и 90%, невыщелоченных оксидов
цинка. Пески измельчаются и флотируются. Получаемый цинковый
концентрат содержит 45—50% Zn и 20—25% S. Хвосты от флотации
обрабатываются дополнительно раствором серной кислоты.
Песковая пульпа при флотации должна быть нейтральной, что
достигается прибавлением некоторого количества окиси цинка. Для лучшего
осаждения железа в виде гидратов к пульпе прибавляют марганцевый
шлам из электролитных ванн.
Иловая фракция из классификатора, и хвосты от флотации песков
смешиваются и отстаиваются в. сгустителе диаметром 15.2 м.
Грабли подвешены под углом 16° и делают 7.5 оборота в 1 час. Отношение
Τ : Ж в питающей пульпе составляет 1 : 44, в сгущенной пульпе 3 : 2.
Содержание твердого доводится с 30 г/л в питающей пульпе до 1 г/л в
верхнем сливе сгустителя.
Сгущенная пульпа, содержащая 40% жидкого, обрабатывается
известковой пульпой при агитации воздухом. При нейтрализации осаждаются
железо, кремнезем и другие примеси, после чего пульпа приобретает
свойства легко фильтроваться.
Для фильтрации применяют рамные вакуум-фильтры, состоящие из
22 рам с фильтрующей поверхностью в 7.4 м2 каждая. Расстояние
между осями двух соседних рам 152 мм. В течение 15—20 мин. образуется
слой кеда толщиной 38 мм. Он промывается на фильтре в течение 40—
50 мин. Расход воды двукратный по отношению к количеству жидкого в
кеке. Воднорастворимого цинка в кеке остается 0.3—0.5%,; растворимого
в кислоте 0.2—0.3%.
Средний состав кека получается следующий:
Zn Fb Fe Ss0j Ss Au Ag
21.9 % 6.4 % 31.1 % 2.33 % 1.5 % 0.62 г/т 170 г/т
в) Нейтрализация раетвора и гидролитическое осаждение примесей;
Верхний слив сгустителей содержит 1.5 г/л H2S04; 0.27 г/л железа;
0.8—1.5 г/л кремнекислоты; 0.02—0.04 г/л мышьяка и 0.001 г/л сурьмы.
Нейтрализация раствора и гидролитическое осаждение примесей
производится при помощи известняка, измельченного до размеров 90% минус
200 меш. и добавляемого в агитаторы в виде пульпы, содержащей 60%
твердого. Расход известняка составляет 65 кг на 1 τ выщелоченного
цинка.
Для осаждения примесей применяются механические агитаторы
диаметром 8.52 м и высотой 3.64 м. Рабочая емкость агитатора 144 м3.
Скорость вращения лопастной мешалки 16 об/мин. Четыре агитатора соеди-

Глава XVIII. Практика гидрометаллургии цинка 565
нены последовательно. Средняя продолжительность прохождения пульпы
через все четыре чана составляет 3.5 часа.
Процесс ведется при температуре 41—43°. По окончании процесса
в растворе остаются следующие количества примесей: железа до 0.001 г/л;
мышьяка до 0.0005; сурьмы до 0.0001; кремнекислоты менее 0.1 г/л.
Твердая фаза в пульпе после гидролитического осаждения примесей
состоит из сернокислого кальция, гидрата окиси железа, кремнезема,
основного сернокислого цинка и тонкой мути, унесенной из сгустителей.
Количество твердого в пульпе составляет 7—8 г/л,.
Ввиду тонкости суспензии и желатинозного характера осадка
отделение твердого от жидкого производится на периодически действующих
рамных вакуум-фильтрах. При фильтрации получается слой кека
толщиной 19 мм. Скорость фильтрации составляет 2.5—3.5 л/м2 в 1 мин. при
температуре пульпы 40—42°. Полученный осадок переносится в агитатор,
где он репульпируется оборотным раствором, содержащим 50—60 г/л
цинка. При постоянной плотности и температуре 34° пульпа вторично
фильтруется.' Через 30—45 мин. на поверхности фильтра образуется
слой осадка толщиной 38 мм. Осадок на фильтре промывается оборотным
раствором в течение 2—2.5 часа. Объем промывного раствора равен 120%
объема жидкости в кеке. Полученный фильтрат присоединяется к
нейтральному раствору, который направляется на дальнейшую очистку от
меди, кадмия и кобальта.
Вторичный кек, содержащий до 8% растворимого цинка,
выщелачивается отработанным электролитом для растворения основного
сернокислого цинка. После фильтрации и промывки получается кек следующего
состава:
2п(обш.) 2"(Н,0) РЬ Fe CaO CaC03. Ag
4.8 «/о О·8 % 1-0 »/о 6.6 % 22.8 % 3 % 2.2 (г/т)
§ 3. Непрерывное выщелачивание
На большинстве электролитных заводов выщелачивание цинка из
обожженных концентратов и гидролитическое осаждение железа и других при-'
месей проводится непрерывно, по «стандартное схеме, отличительной
особенностью которой является низкая концентрация серной кислоты
в растворах, поступающих на выщелачивание.
Кислотность растворов, направляемых в стадию нейтрального
выщелачивания, колеблется от 0.5 до 4% Нг804. В стадию кислого
выщелачивания поступает большая часть отработанного электролита, содержащего
10-12% H2S04.
Для обеспечения возможно более полного перевода цинка в раствор
и гидролитического осаждения примесей выщелачивание проводят в две,
иногда в три стадии: одно нейтральное и одно или два кислых.
Целью нейтрального выщелачивания является быстрая
нейтрализация серной кислоты и полное осаждение железа и других примесей из
раствора в виде гидратных соединений действием значительного избытка
окиси цинка.
Целью кислого выщелачивания является извлечение максимального
количества цинка из твердых остатков или сгущенной пульпы,
полученной в нейтральной стадии, при минимальном обратном растворении
гидратных осадков.
Каждая стадия выщелачивания осуществляется в отдельной группе
агитаторов, соединенных последовательно и образующих серию или ка-

£66 Часть третья. Металлургия цинка
скад. Движение пульпы в каскаде агитаторов прямоточное, т. е. раствор
и твердые частицы двигаются параллельно в одном направлении. В конце
каскада' располагаются отстойники, в которых происходит разделение
пульпы на две фракции: верхний слив, или осветленный раствор, и
нижний слив, или сгущенная пульпа.
Сгущенные пульпы нейтральной, а при двухстадийном кислом
выщелачивании также первой стадии кислого выщелачивания направляются
в следующую серию (каскад) агитаторов для обработки растворами с
более высокой концентрацией серной кислоты. Сгущенная пульпа
последнего кислого выщелачивания поступает на фильтрацию и промывку, в
результате которых получается отвальный кек.
Верхние сливы, или осветленные растворы, из отстойников кислой
ветви, а также отработанный электролит из ванн используются для
обработки сгущенной пульпы предыдущих операций. Конечным продуктом
всего процесса выщелачивания является осветленный раствор сгустителей
нейтральной ветви, который после дополнительной очистки от меди,
кадмия, кобальта и некоторых других примесей поступает на электролиз.
Таким образом, выщелачивание ведется комбинированное:
прямоточное в отдельной стадии и противоточное по стадиям процесса.
Подача свежих и вывод конечных продуктов при непрерывном
выщелачивании должны производиться постоянно и равномерно.
Предварительно, опытным путем, должны быть установлены требуемая длительность
контакта и отношения твердого к жидкому в пульпе в разных стадиях
процесса. По средней продолжительности пребывания частиц в каждом
сосуде определяется объем выщелачивательной аппаратуры. Большое,
число агитаторов меньшего объема обеспечивает более
удовлетворительные результаты при выщелачивании, чем малое число больших.
При протекании пульпы через серию агитаторов от верхнего
к-нижнему отдельно взятая частица агитируется в каждом чане определенное время.
Чем больше чанов, тем менее 'опасны «короткие замыкания» отдельных
частиц, когда последние, увлеченные потоком пульпы, преждевременно
выносятся из агитатора.
а) Нейтральное выщелачивание и гидролитическое осаждение приме-
еей; Нейтральное выщелачивание можно рассматривать как стадию
очистки раствора от части примесей. В зависимости от того, какие количества
кислоты в виде отработанного электролита направляются в кислую и
нейтральную ветви, различают три разновидности процесса выщелачивания:
1) В нейтральную ветвь направляется такое количество
отработанного электролита, которое обеспечивает растворение около 60%
поступающего с огарком-цинка. В кислой ветви из сгущенной нейтральной пульпы
извлекается остальной цинк при слабом избытке остаточной кислоты в
сливе, порядка 0.5% Η 2S04. При таком распределении отработанного
электролита исходная концентрация серной кислоты при кислом выщелачивании
получается, невысокой. В этом случае в меньшей степени растворяются
примеси из уплотненной нейтральной пульпы (схема завода Грейт-Фоллс).
2) Большая часть отработанного электролита (около 80%) поступает
в кислую ветвь. В нейтральной ветви выщелачивается лишь около 25°/0
цинка. В обоих случаях на нейтральное выщелачивание поступают весь
обожженный материал и некоторое количество отработанного
электролита, вместе с кислыми сливами, фильтратами и промывными водами
(схема Цинкоэлектрозгатных заводов СССР и завода Трэйл).
3) На кислое выщелачивание поступает весь электролит и
большая часть обожженного материала. В нейтральной ветви
добавляется столько "обожженного концентрата, чтобы обеспечить нейт-

Глава XVIII. Практика гидрометаллургии цинка 567
ральность раствора. Количество нейтральной уплотненной пульпы при
последнем способе незначительно. Нагрузка сгустителей нейтральной ветви
•сокращается. Однако при этом способе увеличивается количество
примесей, переходящих в раствор при кислом выщелачивании.
Во всех вариантах выщелачивания слабыми растворами кислоты
наблюдается общая тенденция: ограничить обратное растворение примесей.
В аппаратурном отношении все технологические схемы оформлены
более или менее одинаково.
1) Нейтральное выщелачивание по схеме
завода Грей т-Ф о л л с. В головной агитатор загружается
обожженный концентрат и заливается раствор. Общая кислотность раствора,
поступающего на нейтральное выщелачивание, не превышает 3—4%
H2S04. Раствор составляется из части отработанного электролита,-
сливов и фильтратов кислых ветвей и промывных вод. Примерный состав
-смешанного раствора, поступающего на нейтральное выщелачивание,
приведен в табл. 183.
Таблица 183
Состав раствора, поступающего ва выщелачивание
Кислые воды (фильтраты) . . .
Оборотные воды
Промывные воды
Всего ...
Весовые
части
6
7
3
1
17
Кислотность
9—10% Η3δΟ*
0.3—0.4% H,S04
Средняя кислотность
3-4 % H2S04
Отношение жидкого к твердому в начале выщелачивания Ж : Т=14;
в пульпе последнего агитатора Ж : Т=25. Нейтральное выщелачивание
производится в каскаде из семи агитаторов пачука.
Первый агитатор служит для составления смеси для выщелачивания
требуемой кислотности. В случае необходимости в первый чан
примешивается также раствор сульфата закиси железа. Последний приготовляется
отдельно из железного скрапа и отработанного электролита. Во второй
-агитатор, куда перетекает раствор из первого пачука, прибавляется
пиролюзит Мп02 или анодный шлам из электролитных ванн. В третий
агитатор перетекает раствор, кислотность которого колеблется в пределах
3—4% H2S04. Железо в нем находится в окисной форме; пиролюзит и
марганцовистый шлам — во взмученном состоянии. В третий агитатор
загружается обожженный концентрат. Пневматической агитацией
кислотность пульпы в момент перетекания ее в четвертый агитатор снижается
.до 0.3% H2S04. Кислотность отходящей пульпы из четвертого агитатора
доводится до 0.1% H2S04. В пятом, шестом и седьмом агитаторе раствор
постепенно доводится до нейтрального состояния. Происходят
гидролитическое осаждение и очистка раствора от железа, алюминия, мышьяка,
сурьмы, кремнекислоты. Содержание железа в растворе доводится до:
О'.ОЗ г/л Fe+++ и 0.09 г/л Fe++.
Нейтральная пульпа при температуре 50° из последнего агитатора
поступает в классификатор для отделения шламов от песков. Последние
заправляются на кислое выщелачивание.

563
Часть третья. Металлургия цинка
Нейтральный раствор с взмученными частицами шлама после
классификатора поступает в сгуститель. Нейтральный верхний слив
последних поступает в цех очистки от остальных примесей. Нижний слив,
или сгущенная пульпа, в смеси с песками направляется на кислое
выщелачивание.
Классификацией нейтральной пульпы на пески и шламы облегчается
отстаивание шлама в уплотнителе.
В табл. 184 приведены анализы растворов различных стадий
нейтрального выщелачивания по пути движения пульпы через отдельные аппараты
по схеме завода Грейт-Фоллс.
Таблица 184
Изменение состава ι раствора при выщелачивании (г/л)
Раствор
В первый пачук
После
последнего пачука . .
Верхний слив
сгустителя . .
Ζη
98
Си
2.17
2.45
Fe++ +
6.1
0.03
0.02
Fe+ +
0.95
Cd
0.35
0.39
0.40
Μη
0.92
0.97
0.96
As
0.19
0.003
0.0025
Sb
0.07
0.002
0.0015
Si02
4.75
0.005
0.005
H2S04
30—40
Как видно из данных таблицы, содержание окисного железа в
осветленном растворе нейтрального сгустителя доводится до 20 мг/л, мышьяка/
до 2.5 мг/л, сурьмы до 1.5 мг/л.
2) Нейтральное выщелачивание на заводе
Трэйл. Нейтральное выщелачивание проводится в каскаде, состоящем из-,
четырех агитаторов пачука диаметром 3 м и высотой 9 м. Обожженный
концентрат загружается в головной чан. В последний поступают также
сливы и фильтраты кислого выщелачивания, промывные воды и около 20%.
крепкого раствора в виде отработанного электролита. Средняя
кислотность смешанного· раствора составляет 0.3—1% H2S04. Для окисления
железа добавляется перекись марганца.
В табл. 185 приведены средние анализы смесей растворов,
поступающих на нейтральное выщелачивание, по схеме завода Трэйл.
Таблица 185
Состав раствора, поступающего на выщелачивание (г/л)
Завод

«Электроцинк»
Трэйл.
ФлиніфлОн
Ζη
98—100
110
105-
Ι
О
03
fa
2-2.6
2.2
1.29
1-
fa
1.5—1.7
1.3
Μη
1.1
Co
0.009
Си
0.7—0.9
0.51
2.24
Cd
0.16
As
0.05
0.39
Sb
0.003
0.04
■M
О
5'
0.62
4f
О
5-9
3-5
10
Г
о
О
t=C
ft
ω
в
10—12

Глава XVIII. Практика гидрометаллургии цинка 569
Как видно из анализов, начальная концентрация серной кислоты в
пульпе составляет 3—10 г/л при высоком содержании цинка в растворе,
доходящем до 100—110 г/л.
При агитации в присутствии избытка окиси цинка
концентрация ионов водорода доводится до рН=5.3. Вместе с гидратами железа
выпадают из раствора также мышьяк, сурьма, германий.
За счет экзотермических реакций температура растворов при
нейтральном выщелачивании повышается до 40—45°.
Пульпа из последнего чана пачука поступает в классификатор.
Пески из последнего центробежным насосом перекачиваются в головной
лачук кислой ветви. Шламовая пульпа из классификатора направляется
в сгуститель. Верхние сливы сгустителей поступают в цех
окончательной очистки. Нижние сливы, или сгущенные пульпы, насосами
перекачиваются в головной пачук кислой ветви, куда одновременно
поступают пески из классификаторов.
Таким образом, нейтральное выщелачивание и гидролитическое
осаждение на заводе Трэйл осуществляются последовательно в агитаторах
пачука, классификаторах и сгустителях.
Состав осветленного верхнего слива нейтральных сгустителей дан в
табл. .186.
Таблица 186
Состав верхнего слива нейтральных сгустителей (г/л)
Завод
«Электроцинк» .
Трэйл
Флин-Флон . .
Zn
101—114
122.2
Си
0.45--0.60
0.024
0.18
Cd
0.242
0.159
РЬ
0.012
Fe+*
0.1—0.2
Fe(o6iK.)
0.12—0.2
0.004
Со
0.008

Твердого
1.04
3) Нейтральное выщелачивание на заводах
СССР. На цинкоэлектролитных заводах СССР принята несколько
видоизмененная технологическая схема завода Трэйл. Отличие
заключается в методах транспортирования огарка из обжиговых печей. На
наших заводах принят гидравлический метод транспортирования. В
соответствии с этим начальная стадия нейтрального выщелачивания
перенесена в обжиговый цех. Осуществлено это следующим способом. Под
выгрузочными бункерами обжиговых печей проходит жолоб, по которому
протекает раствор, направляемый на нейтральное выщелачивание.
Содержание свободной серной кислоты в растворе составляет 3—5 г/л.
Огарок, который падает из печи в жолоб, подхватывается струей раствора
и уносится к зумпфу, откуда пульпа Песковыми насосами перекачивается
в агитатор с механическим перемешиванием. Из последнего пульпа
поступает в агитаторы пачука. Процесс выщелачивания при этом способе
транспортирования огарка начинается непосредственно у печей. Простота
обслуживания, устранение пылеобразования, отсутствие охлаждающих
устройств для горячего обожженного концентрата, — все это является
положительной стороной гидравлического способа транспортирования
огарка. При этом используется также тепло выгружаемого из печи огарка.
Как показала практика, полная нейтрализация кислоты из раствора
заканчивается в первом пачуке. Таким образом, при работе с растворами,

570'
Чл'.ть третья. Металлургия цапка
содержащими 3—5 г/л H2S04, но с гидравлической транспортировкой
огарка, количество агитаторов в нейтральной ветви может быть
уменьшено. В табл. 187 приведены анализы растворов в стадии нейтрального
выщелачивания.
Таблица 187
Из5іенения состава растворов при нейтральной стадии
выщелачивания (г/л) 1
Раствор
Zn
Си
Fe,
(общ.)
Fet +
0.5 —0.9
0.4 —0.7
0.24—0.4
0.3 —0.4-
0.2 —0.33
0.18—0.4
0.1 —0.33
0.06—0.17
0.06—0.17
0.1 —0.22
H.SO,
5
—
.
—
^~
—
—
Из жолоба
Перед механич.
агитатором
Верхний слив
конусного
классификатора ....
После I пачука
II »
III »
IV »
V »
VI »
Верхний слив
сгустителя
< 8—110
104—110
100—113.5
10]—111
99—113
99—114
100—114
102—111
100—114
100—114
7 —0.9
6 —0.9
55-0.6
44—0.60
42—0.58
41—0.54
38—0.52
32—0.47
30—0.46
2.0 —2.6'
0.5 —1.6
0.46—0.6
0.3 «-1.3
0.3 —1.23
0.2 —0.36
0.2 —0.45
0.2 —0.33
0.18—0.22
0.1 —0.21
0.12—0.23
Как видно из приведенных анализов, состав раствора по мере
движения пульпы через три последних пачука меняется мало. Это показывает,
что процесс гидролиза почти закончился в четвертом агитаторе.
В табл. 188, 189 и 190 приведены размеры и технические показатели
работы агитаторов, классификаторов и сгустителей нейтральной стадии
выщелачивания.
б) Кислое выщелачивание. Пески и сгущенная пульпа нейтрального
выщелачивания, поступая в агитаторы кислой ветви, встречают крепкий
раствор отработанного электролита. Пройдя каскад агитаторов, пульпа
поступает в сгустители. Верхний слив из последних перекачивается
в сборник раствора для нейтрального выщелачивания. Нижний слив,
или сгущенная кислая пульпа, если он не направляется на второе кислое
выщелачивание концентрированным раствором, содержащим 15—20%
H2S04, поступает на фильтрование и промывку.
Кислые фильтраты и промывные воды перекачиваются в
сборник раствора для нейтрального выщелачивания. Промытые кеки
направляются на дальнейшую переработку.
Сгущенная нейтральная пульпа, поступающая в кислую ветвь,
содержит свѳжѳосажденные гидраты. Можно · было ожидать, что последние
при кислом выщелачивании снова перейдут в раствор, и будет иметь место
непрерывное накопление примесей в кислом сливе. Однако на практике
этого не наблюдается. Объясняется это избирательным действием слабых
растворов серной кислоты на соединения металлов и относительно слабой
растворимостью коагулированных гидратов железа.
1 Д. Чижиков и И. Шатунов. Минцветметзолото, 1939.

Глава XVIII. Практика гидрометаллургии цинка
571
Таблица 188
Агитаторы пачука и технические показатели выщелачивания нейтральной
стадии процесса
Показатели
Единица
измерения
Завод

Челябинский
Грейт-
Фолле
Трэйл
Флин-
Флон
Диаметр
Высота . ·
Объем
Сечение трубы
Давление воздуха . :
Ж:Т
Продолжительность
выщелачивания
Производительность агитаторов:
На 1 τ твердого приходится
объема-агитатора
На 1 м3 пульпы приходится
объема агитатора
Расход воздуха:
На 1 агитатор
На 1 м3 объема агитатора . .
Число агитаторов в серии . .
Температура пульпы в 1-м
агитаторе : .
Температура пульпы в 6-м
агитаторе
мм
ат
м3/сутки
ms/miih.
»
шт.
°С
3.6
7.2
52
1.3
10:1
3
2.3
0.35
14.5
0.235
4
40
3
6.1
42
2.0
2.9
0.15
6.5
0.15
7
60—80
3
8.5
64
2.0
1.5
0.2
14.5
0.225
4
100
2-4
6
45
40
Таблица 189
Реечные.классификаторы и технические показатели их
работы (нейтральная стадия)
Показатели
Ширина граблей
Число гребков
Число ходов в мин
Производительность:
Пульпы
Песков
Влажность песков
Единица
измерения
мм
шт.
τ/сутки
»
Ж:Т
Завод
Грейт-Фолс
6?5
23
12
1500
135
3:1
Трэйд
585
18
15
2000
270
4:1
На фиг. 248 показана степень обратного растворения осевших при
нейтральном выщелачивании примесей в зависимости от конечной
кислотности раствора в стадии кислого выщелачивания.1
Как видно из графика, обратный переход в раствор кремнекислоты
мало зависит от конечной кислотности и составляет почти постоянную
1 Б. Громов. Процессы нейтрального выщелачивания и очистки растворов с
точки зрения рН среды. Челябинский цинкоэлектролитный завод, 1943 г.

572 Часть третьи. Металлургия цинка
W0
I-
60
величину в 7—8%. Обратный переход железа при изменении конечной
кислотности от 7 до 0.5 г/л H2S04 меняется от 30 до 13% исходного
количества. Медь растворяется почти полностью (90—70%). Резко меняется
степень обратного
растворения мышьяка, колеблясь от
100 до 35% при изменении
кислотности от 7 до 1 г/л.
1) Кислое
выщелачивание по
схеме завода Грейт-
Ф о л л с производится в две
стадии. На первое кислое
выщелачивание поступает
смесь из песков
классификатора и сгущенной шламовой
пульпы нейтральных
сгустителей (табл. 191).
Песковая пульпа подается
в механический агитатор
(пневматические агитаторы
не применяются, так как
воздух охлаждает раствор)
насосом; сгущенная
нейтральная пульпа элеватором.
Температура кислой пульпы при
выщелачивании 60 — 80°.
После растворения
оставшейся окиси цинка отношение
Ж : Τ в пульпе последнего
агитатора кислой ветви
составляет 20 ! 1.
Из последнего агитатора
кислой ветви пульпа
поступает в сгуститель.
Производительность последнего
составляет 2400 л пульпы в
сутки с 1 м2 поверхности. Из этого количества пульпы получается
1800 л осветленного кислого раствора, направляемого в общий сборник
раствора для нейтрального выщелачивания.
Состав осветленного раствора из сгустителя после первого кислого
выщелачивания следующий (г/л);
1
«у
40
20
/
/
/
1»
Лу
I
I
і!
і
/
ι
■/
*
_, h
1
t
I
Железо
'рем»
ekua
wma.
/
•
/"
——
__
/
г/л Нг 50ц
Фиг. 248. Влияние конечной кислотности
на переход примесей в раствор в кислой
стадии выщелачивания
Zn
98
Μη
3.4
Fe
0.83
Си
2
As
0.12
Sb
0.004
H£S04
5.2
Раствор нагревается до 50°. Сгущенная пульпа с Ж : Τ=5 ; 1 (содержит
15 —20% твердого и 85—80% жидкого) направляется на окончательную
промывку и фильтрование, либо, если в ней содержится много
коллоидного кремнезема, — на фильтрование и затем на второе кислое
выщелачивание. Кислотность раствора в начале второго кислого выщелачивания
составляет 12—14% H2S04.
Второе иислое выщелачивание проводится в чанах закрытого типа
с механической мешалкой. Агитация длится около трех часов. Сгущенная
пульпа второго кислого выщелачивания направляется на фильтрование

Глава XVIII. Практика гидрометаллургии цинка
573
Таблица 190
Сгустители и технические показатели работы (нейтральная ветвь)
Единица
измерен.
м
»
м3
мин.
т/24 ч.
Ж :Т
т/24 ч.
Ж:Т
т/24 ч.
г/л
м

Челябинский.
15
4.3
7Я0
5-6
600
14
150
4
450
1—2
0.6
Завод
Гвейт-
Фоллс
15.25
4.3
—
5.5
650
15
80
3
570
2—3
—
Трэйл
9.6—15.2
3.6—4.5
250—900
4.5-8
300—550
30
90—160
4
210—390
3—4
-*—
Флин-
Флон
15
4.2
—
4
>
—
2.5-1.5
—
—
0.6
Диаметр
Высота .
Объем
Спорость вращения гребков
(на 1 оборот)
Количество поступающей
пульпы
Ж:Т в поступающей пульпе .
Получается сгущенной пульпы .
Ж : Τ в сгущенной пульпе . . .
Получается верхнего слива . .
Твердого в сливе
Высота осветленного слоя. . .
Таблица 191
Состав смеси, поступающей в головной чан
пачука кислого цикла
Компоненты
Песковая пульпа
Шламовая пульпа
Кислый электролит
В смеси ....
Весовые части Ж : Τ
8
11
20
39
4 :1
ϋ :1
10 :1
и промывку кека. В кеках после фильтрации и промывки остается
некоторое количество воднорастворимого цинка. Количество увлеченного
раствора зависит от физических свойств остатка, его пористости и наличия
шламовых включений. Чем больше шлама, тем труднее удаляется
растворенный цинк.
Примерные отношения жидкого к твердому в различные
стадии процесса выщелачивания
Нейтральное выщелачивание
1. Пульпа, направляемая в первый пачук 14
2. Пульпа после последнего пачука 24
3. Песковая пульпа после классификатора 3
4. Сгущенная нейтральная пульпа 6
1-е кислое выщелачивание
5. Пульпа, направляемая в первый кислый пачук ... 10
6. Пульпа после последнего пачука . 20
7. Сгущенная кислая пульпа 5
8. Кек с фильтра 0.75

574
Часть третья. Металлургия цинка
2-е кислое выщелачивание
9,
10.
И.
12.
13.
Пульпа, направляемая в первый пачук
Сгущенная пульца·
Кек до .репульпации
Кек после репульпации . .
Кек после фильтра
10
4
0.5
2
0.5
2) Кислое выщелачивание по схеме завода
Τ ρ э й л. На кислое выщелачивание поступает сгущенная пульпа из
отстойников нейтральной ветви, содержащая около 75 % растворимого
исходного цинка. Выщелачивание цинка проводится в каскаде, состоящем и»
4—7 пневматических агитаторов пачука, включенных последовательно.
Отработанный электролит поступает в головной агитатор, и его
количество регулируется таким образом, чтобы средняя кислотность пульпы
составляла 10—5 г/л. В последнем агитаторе кислотность доводится до·
4.5—1.5 г/л.
Пульпа из последнего агитатора поступает в сгуститель.
Верхний слив направляется на выщелачивание в нейтральную ветвь. Состав
его приведен в табл. 192.
Таблица 192
Состав осветленных растворов кислых
сгустителей (г/л)
Компоненты
Ζη
Ре (общ.)
Fe++
Fe++*
Си
As
Sb
H.,S04
SiO,
Al
Cd
Твердое
«Электро-
цвнк»
84-104
2.0-2.3
0.48-0.78
1.52
0.7 -0.88
—
7-11
—
—
—
Завод
Флин-Флон
100
1.38
0.62
0.76
2.84
—
—
4.5
_
—
1.5
Трэйл
_
1.34
0.24
1.10
0.6
0.018
0.0007
0.9
0.87
0.17
0.19
10.0
Сгущенная пульпа кислых отстойников, содержащая 40% твердого,
фильтруется на рамных вакуум-фильтрах периодического действия. Кеки
с фильтров после промывки репулыгаруются и направляются на дисковые
фильтры. В конечном кеке содержится 30% влаги.
Фильтрация является существенной операцией в гидрометаллургии
цинка. Степень фильтруемости сгущенной пульпы кислой стадии
выщелачивания нередко оказываем определенное влияние на выбор
технологической схемы процесса.
Главной причиной затруднений при фильтрации кислых пульп с
получением отвальных кеков является присутствие коллоидального
кремнезема, содержание которого доходит до 3.5—4 г/л. При фильтрации
колоидальный кремнезем осаждается на фильтровальной ткани и,
образуя же латинозный слой на поверхности фильтра, забивает поры. На
вертикальных рамных фильтрах такой слой кека легко сползает с
поверхности фильтровальной ткани.

Глава XVIII. Практика гидрометаллургии цинка
575
Так как переход кремнезема в раствор определяется содержанием
силикатов в. огарке и концентрацией кислоты при выщелачивании, следует
принять соответствующие меры к ослаблению действия этих факторов.
Цинковые концентраты, способные давать повышенное количество
силикатов цинка или свинца, следует обжигать при пониженных
температурах.
Кислое выщелачивание следует вести при низкой начальной
кислотности раствора.
Для коагуляции растворенной кремневой кислоты пульпу нагревают
перед фильтрованием.
Следует отметить влияние, которое оказывает обжиг концентратов
во взвешенном состоянии на процессы выщелачивания и отделения
твердого и жидкого.
При обжиге концентратов во взвешенном состоянии получаются
четыре продукта: огарок с нижнего пода и пыли из циклонов, боровов и котре-
ля в отношении 57 : 38 : 1 : 4.
Вследствие малых размеров частиц пыли отстаивание и фильтрация
пульп на заводе Трэйл, после перехода на обжиг во взвешенном состоянии,
значительно замедлились. Производительность сгустителей и фильтров
резко снизилась. Если при обычном обжиге концентратов скорость
фильтрации на рамном фильтре составляла 4.45 т/м 2, то при обжиге во
взвешенном состоянии она упала до 0.61 т/м2 в сутки.
Направление пыли из боровов и котреля непосредственно в кислую
ветвь, вторичный обжиг их в печи, прибавление гашеной извести, замена
шерстяной фильтровальной ткани парусиновой несколько улучшили
условия фильтрации. Скорость фильтрации на рамных фильтрах достигла
~ 1.5 т/м2 в сутки.
Большое значение для экономики процесса имеет степень отмывки
растворенного цинка из твердых остатков от выщелачивания.
На, заводе Флин-Флон, работающем по схеме завода Трэйл, сгущенная
пульпа из кислых отстойников фильтруется на периодически
действующем вакуум-фильтре с тройной репульпацией кеков (табл. 193).
Таблица 193
Состав фильтратов от репульпации и промывки
кеков (г/л)
Фильтрат
I
III . -
Промывная вода.
Zn
95.2
56.3
8.5
3.1
Fe
?.38
1.30
1.16
Си
2.05
Т.іі
1.52
Как видно из таблицы, содержание цинка снижается с 95.2
до 3.1 г/л.
В табл. 194,195 и 196 приведены основные размеры и технические
показатели работы агитаторов, сгустителей и вакуум-фильтров стадии кислого
выщелачивания.
В табл. 197 приведены составы отвальных кеков.

576
Часть третья. Металлургия цинка
Таблица 194
Агитаторы кислого выщелачивания и технические показатели работы
Наименование
Тип агитатора
Число в каскаде . .
Продолжит, агитации
Концентрация H2S04:
в головном агита-
в хвостовом агнт а-
Единица
измерения
-
м
»
м3
штук
часы
г'л
»
Завод

Челябинский
Па чу к
3.6
7.2
52
4
3
10
3—4
Грейт-Фоллс
Механи-
3.0
6.0
42
Флин-
Флон
Пачук
4
10
fi
Таблица. 195
Сгустители кислого выщелачивания и технические показатели работы
Наименование
Единица

измерения
Завод

Челябински
Грейт-Фоллс
I стадия
II стадия
Трзйл
Флин-
Флон
Диаметр
Высота
Объем
Установочная мощность
мотора
Скорость вращения
гребков
Поступает пульпы . .
Твердого в пульпе . .
Получается сгущенной
пульпы .......
Твердого в сгущенной
пульпе
Осветленного
раствора
Твердого в верхнем
сливе · . -
Концентрация H2S04
в верхнем сливе .
м
»
м3
Н>
об/час
т/сутки
Ж; Τ
Т/с утр и
Ж:Т
т/сутки
г/л
15.0
4.3
730
20
1.5—2.5
15.2
4.3
—
15
8.5
850
20
250
4
600
10
15.2
4.3
—
15
7.5
500
10
200
2.5
300
12
13.2
3.35
—
15
7.5
700
20
90
1.5
610
10
—
—
—
7.5
—
—
—
—
—
5

Глава XVIII. Практика гидрометаллургии цинка 577
Таблица 196
Барабанные вакуум-фильтры непрерывного действия в технические
но казатели работы в стадии кислого выщелачивания
Наименование
Единица
измерения
Завод Грейт-Фоллс
I стадия
выщелали-
II стадия

выщелачивания
Диаметр
Длина
Поверхность фильтра
Пропускается пульпы . . . . .
Твердого в пульпе
Получается кеков
Твердого в кеках .
Производительность фильтра:
кеков сім2
Установл. мощность на фильтр
Мощность насоса (на два
фильтра)
т/сутки
Ж:Т
т/сутки
Ж:Т
т/сутки
JP
Н5
3.5
4.25
47.25
1000
4
350
1
21—25
10
75
1.6
3.1
15.5
800
3
250
1 :2
38
5
50
Таблица 197
Состав отвальных кеков (%)
Компоненты
2п(общ.)
ZnH2S04
ZnHsO
S(06ffl.)
s
Fe
Gu
Pb
As
Sb
Co
Ni
Cd
Mn
Au (г/т)
Ag (г/т)
Si02
MgO
H80

Челябинский
25.0
6.5
5.0
2.5-5.4
-
23-30
3.9
8.86
-
-
0.001
0.0033
0.16
—
-
-
2.1
-
30
3 а я

«Электроцинк»
18-22
0.7-2.5
-
21-25.4
0.8-1.2
0.9-4.8
-
-
—
—
—
—
-
-
—
-
—
о д
Трэйл
20.9
1.5
0.92
4.7
1.4
2.6
32.2
0.32
11.2
—
-
—
-
0.25
1.0
-
207
—
20.4
29.7
Грейт-
Фоллс
10.56
9.12
6.75
7.1
5.98
24.94
0.76
43.86
0.297
0.136
—
—
—
3.43
1608
14.26
«' Металлургия тяжелых цветных металлов

5"7#
Часть третья. Металлургия цинка
Глава XIX
ПРАКТИКА ОЧИСТКИ РАСТВОРА СУЛЬФАТА ЦИНКА
§ 1. Очистка от меди и кадмия
Медь и кадмий осаждаются из нейтрального раствора при помощи
цинковой пыли способом цементации. Операция проводится в чанах с
механической агитацией. Процесс очистки периодический.
В табл. 198 приведены анализы растворов, направляемых на очистку
от меди и кадмия. Как видно из анализов, содержание кадмия в них
доходит до 400 мг/л, меди до 3 г/л.
Таблица 198
Оостав растворов, позтуланщлх на оіивтку от меди и кадмия
Завод
«Электроцинк».
Челябинский . .
Трэйл
Грейт-Фоллс . .
■{
Твердого
г/л
1.0
1.04
1.0
Cd
Си
Fe++
As
Sb
мг/л
100-220
300-400
Г 242
\ 120
180-240
260
400
900-2600
1100-3000
243
180
120
680
380
10-70
2
20
2.5
2
1.5
Количество цинковой пыли, расходуемой на осаждение, зависит от
содержания меди и кадмия в растворе, свойств самой пыли и требуемой
чистоты катодного цинка. Чем тоньше пыль, тем меньше ее расход. Пыль,
получаемая быстрой конденсацией паров цинка с образованием пуссьеры,
более активна, чем приготовленная распылением расплавленного цинка
сжатым воздухом.
Ситовой анализ цинковой пыли, полученной распылением, следующий:
Меш +20 +48 +100 +150 +200 -200
% 0.8 8.4 23.6 9.0 7.8 50.4
На практике цинковой пыли расходуется в 3—5 раз больше
теоретически необходимой на осаждение меди и кадмия. Цинковая пыль
прибавляется в несколько приемов при активном перемешивании раствора.
Продолжительность агитации составляет 1.5 часа. Медь осаждается
достаточно полно до содержания ее в растворе 0.1 мг/л. Удаление кадмия до
содержания менее 3—4 мг/л в одну операцию требует большого избытка
цинковой пыли.
Проведением операции в две стадии с промежуточной фильтрацией
пульпы содержание кадмия в растворе может быть доведено до 1 мг/л.
При цементации кадмия следует тщательно избегать аэрации пульпы,
так как это вызывает обратное растворение кадмия.
На заводе Флин-Флон верхний слив из кислых сгустителей,
содержащий 5 г/л H2S04, перед использованием его в стадии нейтрального
выщелачивания очищается предварительно от большей части меди
пропусканием его через ванны, в которых подвешены цинковые листы размерами
256 χ 31 мм. Вместе с медью из раствора выпадает также некоторое
количество коллоидальной кремнекислоты.
Для более полного осаждения кадмия фильтрат после фильтр-
прессов пропускается через ящики размерами 2x4.2 м, заполненные

Глава XIX. Практика- очистки раствора сульфата цинка 579'
цинковым мохом. Последний получается, если расплавленный цинк
тонкой струей выливать в воду» При этом образуется хлопьевидный
продукт, обладающий весьма развитой поверхностью. При протекании
раствора через ящики с цинковым мохом происходит дополнительно©
осаждение меди и кадмия.
На Челябинском заводе для этой цели применяются ящики,
наполненные цинковой стружкой.
В табл. 199 приведены размеры агитатор в и технические показатели·
по цементации меди и кадмия цинковой пылью.
Таблица 199
Механические агитаторы для очистки растворов от меди и кадмия и технические
показатели работы
Показатели
Диаметр
Скорость вращения . .
Длительность опера-
Длительность агитации
Температура раствора
Содержание меди:
до осаждения . . .
после осаждения . .
Содержание кадмия:
до осаждения . . .
после осаждения. .
Расход цинковой пыли
Выход медно-кадмиево-
го кека от веса цинка
Едипяца

измерения
м
»
М3
Μ
об(мин.
час
»
°С
мг/л
»
»
»
%
г/л
/о
Завод

Челябинский
5
3
—
0.2x0.2
—
1.0
1.0
40
800—1000
0.1
350
3—5
300
10
15.3
«Элекгр -
цинк»
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
2—3
300
8
8.2
Тряйл
5.5
■Л
35
0.2x0.2
40
—
—
40
24
—
242
3—4
—
0.75—1.5
Расдон
—
64
—
22
2.5
1.5
—
120
0.2
180—240
3—7
100
—■
Флин-
Флон
—
34
—
—
—
1.3
38
—
—
—
—
1—2
Отделение медно-кадмиевого кека от раствора производится на фильтр-
прессах рамного типа (табл. 200).
Таблица 200
Данные фильтрация" меднѳ-кадмневых пульп
Фильтрующая поверхность:
общая
Давление фильтрации . . .
Скорость фильтрации . . .
Единица

измерения
ШТ
ММ
ат
м2
ат
л/м2 в
1 мин,
Завод
Челябинский
35
4.6
Рисдон
48 1 63
76 1 51
О.ЭIуО.РІ
4.2
20
—
Трэйл
10
1.2x3-0 1 1.5x4.3
42 | 74.3
3.5—5.6

580
Часть третья. Металлургия цинка
Замечено, что при фильтрации содержание кадмия возрастает с 5 мг/л
после цементации до 20 мг/л в трубопроводах во время перекачки и до
30 мг/л в фильтрате после фильтрпрѳссов. Обратное растворение кадмия
может быть объяснено увеличением его растворимости при повышенном
давлении. Окисление кадмия кислородом засасываемого воздуха при
перекачке пульпы и во время фильтрации также может явиться причиной
обратного его перехода в раствор. Окислившийся кадмий вступает во
взаимодействие с сульфатом цинка по обратимой реакции
GdO + ZnS04^ZnO + CdS04.
Фильтрат, вытекающий тонкими струйками из отдельных рам,
имеет молочно-белый цвет (ленящуюся структуру), вызываемый
присутствием в растворе газов.
Получающийся при фильтрации медно-кадмиевый кек направляется
в кадмиевое производство.
В табл. 201 приведены составы медно-кадмиевых кеков, получаемых
при очистке растворов на цинкоэлектролитных заводах.
Таблица 201
Состав медао-кадмиевых кеков (%)

Компоненты
Си
Cd
Pb
Zn (общ.)
Ni
Завод

бинский
10.76
6.23
2.69
39.7
«Элек- Гре й . магде-
цинк»| фоялс| бУРг
3.35
22.4
10.0
1.41
5.95
19.9
2.5
12.0
2.5
35
0.04
Трэйл
1.91
8.3
3.7
69.5

Компоненты
Со
Au (г/т)
Ag (г/т)
As
Fe
Завод

бинский
—

троцинк»
—
Грейт-
Фоллс
1.35
680

Магдебург
0.005
0.15
Трэйл
0.02
Следы
0.2
Как видно из таблицы, содержание кадмия в кеках колеблется от 1.5
до 12%; меди — от 2 до 11%.
На заводе" Флин-Флон .практикуется следующий способ повышения
содержания кадмия в кеках. Первичный медно-кадмиевый кек
обрабатывается кислым электролитом при агитации в течение 3—4 час.
при 60°. Цинк и кадмий переходят при этом в раствор. Медь
растворяется лишь частично. Прибавлением к концу процесса выщелачивания
свежей порции медно-кадмиевого кека и некоторого количества цинковой
пыли возможно получить довольно чистый осадок цементной меди. Из
раствора после фильтрации кадмий вторично осаждается цинковой пылью.
Цементный осадок получается обогащенный металлическим кадмием.
§ 2. Очистка раствора сульфата цинка от кобальта и хлора
а) Удаление кобальта. В промышленности находит применение мѳтал-
доорганический способ очистки раствора от кобальта. Этот способ
заключается в том, что при действии альфа-нитрозо-бѳта-нафтола на раствор,
содержащий кобальт, получается металлоорганическоѳ соединение: аль-
фа-нитрозо-бета-нафтолат кобальта, выпадающий в осадок.
Очистка раствора от кобальта производится в механических
агитаторах. Сперва в агитатор заливается небольшое количество очищаемого
раствора и все количество бета-нафтола в виде его раствора в едком натре.

Глава XIX. Практика очистки раствора сульфата цинка 581
При интенсивной агитации раствора образующийся осадок из гидрата
окиси цинка и бета-нафтола полностью распадается. После этого
заполняют агитатор раствором, загружают с некоторым избытком азотистокис-
лый натрий и подкисляют раствор до 0.15 г/л H2S04. Образующийся
нитрозо-бѳта-нафтол реагирует с кобальтом с получением тёмнокрасного
осадка альфа-нитрозо-бета-нафтолата кобальта. .Процесс длится 1 —1.5
часа. Расход азотистокислого натрия составляет б частей, а бета-нафтола
13 частей на 1 часть осажденного кобальта.
Концентрация кобальта в растворе снижается с 20—25 до 2—3 мг/л.
Пульпа фильтруется на фильтрпрессах. Давление фильтрации 4.2 ат.
Скорость фильтрования 7.8 л/м2 в 1 мин.
б) Удаление хлора. Очистка раствора от хлора производится при
помощи сернокислого серебра. Перемешивание длится 1 час. Раствор
предварительно подкисляется до 0.15 г/л H2S04. Содержание хлора в растворе
доводится с 75 до 5 мг/л. Частицам хлористого серебра дают осесть, после
чего осветленный раствор фильтруется .на фильтрпрессах. Давление
фильтрации 2.5 ат. Скорость фильтрации 30—15 л/м2 в 1 мин.
Осадок хлористого серебра агитируется затем в аппарате пачука
водой, слегка подкисленной серной кислотой, в присутствии цинковой
пыли. В результате реакции между хлористым серебром и цинковой
пылью получаются металлическое серебро в осадке и хлористый цинк
в растворе. Осадок серебра нагревается с серной кислотой для
регенерации сернокислого серебра.
В табл. 202 приведены анализы нейтральных растворов, получаемых
при фильтрации пульпы после кобальтовой очистки на рамных
фильтрпрессах.
Таблица 202
Состав, нейтральных растворов после очистби
от кобальта (г/л)

Компоненты
Zn
Μη
^ѳ (общ.)
Fe+ +
Со
Cd
Sb
Си
CI.
F
АГ
Na
К
Si02
CaO
MgO

Челябинский
112
—
—
0.005
—
. .
. .
—
—
—
j "
«Электр o,-
ЦИНК»
111.2
—
—
—
—
—
—
—
—
.
—
—
—
3 а в о
Грейт-
Фоллс
107.5
3.7
0.046
—
0.002
0.0024
0.0003
—
0.12
—
—
0.23
0.36
—
0.6
7.3
д
Трэйл
127
0.56
0.019
0.16
0.0037
0.0045
Следы
0.0001
0-.113
0.023
0.0012
—
—
0.135
1.9
Флии-
Флон
123
—
0.012
—
0.0047
0.0009
0.00025
Следы
0.005
—
—
—
.—
—
—
Как видно из анализов, содержание железа в растворе колеблется от
12 до 46 мг/л; кобальта — от 2 до 5 мг/л; мыпіьяка — около 0.3 мг/л; кад-
м»я до 4.5 мг/л; меди — 0.1 мг/л.

582 Часть третья. Металлургия цинка
При цементации меди и кадмия цинковой пылью, а также при
удалении кобальта альфа-нитрозо-бета-нафтолом происходит
дополнительная очистка от других примесей, оставшихся в растворе.
Важнейшим регулятором процесса нейтрального выщелачивания и
очистки растворов сульфата цинка от примесей является концентрация
водородных ионов среды.
Фиг. 249. Поведение меди, железа и кремнекислоты в зависимости
от рН среды в процессе выщелачивания обожженных цинковых
концентратов
На практике оптимальные значения рН лежат в интервале 5.2—5.4.
При установлении соответствующих рН большое значение имеет
химический и рациональный состав обожженных концентратов, содержание
в огарке структурно-свободной активной окиси цинка и растворимой
в кислоте меди.
На фиг. 249 показано поведение меди, железа и кремнекислоты при
выщелачивании двух видов огарка в зависимости от рН среды.
Обожженные концентраты имели следующий состав (табл. 203).

Глава XIX. Практика очистки раствора сульфата цинка 583
Таблица 20'J
Концентрат
Лениногор-
ский . .
Сихогэалин-
ский . .
2пОбЩ.
56.5
48.7
Состав обожженных концентратов (%)
ZnH2S04
49.8
46.9
ZnH20
4.7
4.7
Сиобщ.
.74
2.01
Cuh2so4
0.49
1.25
Pb
2.5
2.7
Fe
8.86
11.1
ss
1.1
1.2
sSO«
3.3
3.5
Из рассмотрения графика видно, что кривые содержания железа и
«ремнекислоты близки друг к другу. Концентрация меди в растворе
зависит от исходного ее содержания в огарке. Более высокому содержанию
меди в огарке соответствует повышенная концентрация ее в растворе.
Наличие кислоторастворимой меди в огарке оказывает замедляющее
действие на повышение рН среды окисью цинка. С этой точки зрения
отношение ZnO: Gu(h,so4) Должно быть по возможности выше, в пределах 80—100.
Создание необходимого рН среды при выщелачивании зависит в
основном от нейтрализующей способности окиси цинка. Наличие в
огарке достаточного количества структурносвободной активной окиси
цинка обеспечивает получение высокого рН. При обжиге концентратов,
•содержащих марматиты и свинец, часть цинка получается в виде сложных
■соединений, труднорастворимых в серной кислоте. При высокой
температуре обжига окись цинка покрывается пленкой глазури, что делает ее
инактивной. В этих случаях к шихте, направляемой на обжиг, с леду
примешивать концентраты, обладающие высокой нейтрализующей
способностью. Весьма активное действие для достижения высоких рН
оказывают вельцокислы. Последние следует подавать в процесс к концу
нейтрального выщелачивания. Высокие значения рН и наличие достаточного
количества железа в растворе обеспечивают практически полное осаждение
соответствующих примесей при нейтральном выщелачивании.
Весьма важно, чтобы сливы кислых сгустителей не содержали
большого количества трудноотстаиваемых' взмученных частиц. Анализы
показывают, что в последних содержится значительное количество крем-
иекислоты (30%), мышьяка и железа. Попадая в нейтральную ветвь
выщелачивания, они препятствуют повышению рН, перегружают
нейтральные сгустители и осложняют процесс.
Ниже приведены основные качественные показатели процесса
выщелачивания.
Кислая стадия
Железо (общее) 2.5—3 г/л
Медь 2 »
•Серная кислота 3—6 »
Твердого · · 10—15 »
Нейтральная ветвь
'Конечная рН . · ■ · 5.2—5.4
Отношение Ж : Τ 16—20
Медь в верхнем сливе сгустителей 0.5—0.6 г/л
Железо в верхнем сливе сгустителей ....... до 0.05 »
Кремнекислота в верхнем сливе сгустителей . . . 0.15—0.10 г/л
Мышьяк в верхнем сливе сгустителей 0.2 мг/л
Продолжительность нейтрального выщелачивания 1.5—2 часа.

Ρ α а д е л Д
ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ ОСАЖДЕНИЕ ЦИНКА
ИЗ РАСТВОРОВ
Глава XX
ЭЛЕКТРОЛИЗ ЦИНКОВЫХ РАСТВОРОВ
Промышленные растворы, поступающие -на электролиз, всегда
содержат некоторое количество примесей: меди, свинца, кобальта, мышьяка,
сурьмы и др. В каждом отдельном случае работа электролитной ванны
является лучшим показателем степени удовлетворительной очистки
раствора.
Если при данной степени загрязнения примесями получается
хороший гладкий осадок цинка при высоком коэффициенте использования
тока, то подобные растворы с электрохимической точки зрения вполне
приемлемы, когда расходы по дальнейшей очистке не оправдываются
повышенным выходом по току.
Поэтому все условия, влияющие на процесс электролитического
осаждения цинка из сульфатных растворов, как сверхнапряжение, плотность
тока, природа электродов, степень кислотности, температура и т. д.,
должны рассматриваться в применении к растворам, загрязненным
некоторыми количествами примесей.
§ 1.' Катодный процесс
По закону Фарадея количество разложенного электролита
пропорционально количеству электричества, прошедшему через электролит. За
единицу электричества принимают кулон, или то количество
электричества, которое выделяет 1.118 мг серебра. Ток силой 1 ампер переносит
в 1 сек. 1 кулон электричества.
Для выделения 1 грамм-эквивалента любого вещества необходимо
затратить 96 500 кулонов, что составляет 96 500 :3600=26.8 ампер-часа.
Разность энергии в ионе и нейтральной молекуле определяет напряжение
разложения, зависящее от природы электролита.
При электролизе раствора сульфата цинка на аноде будет выделяться
кислород, на катоде — цинк. У катода будут подвергаться разряду
катионы или образовываться анионы с наинизшим электродным потенциалом.
У анода будут разряжаться анионы или образовываться катионы с
наивысшим электродным потенциалом. На катоде в первую очередь выделяются
металлы, электрохимически наиболее благородные, обладающие
наименьшей катодной поляризацией.
Все металлы располагаются в ряд по величине их нормального
электродного потенциала. Если водородный потенциал принять равным
нулю, металлы можно расположить в следующий ряд по отношению к
водороду (табл. 204).

Глава XX. Электролиз цинковых растворов
585
Таблица 204
Рад напряжений металлов при
нормальной концентрации
электролита (в)
Мп/Мп
Zn/Zn"
Fe/Fe"
Cd/Cd"
Со/Со"
Ni/Ni"
Sn/Sn"
Pb/Pb'
Η2/2Η·
— 1.1
-0.758
— 0.44
— 0.40
—0.26S
— 0.25
— 0.14
— 0.12
±o
Η,/2Η·
Sb/Sb-
Bi/Bi-
As/As"
Cu/Cu"
Ag/Ag
Hg/Hg
Au/Au'
Au/Au'
±o
+ 0.2
+ 0.226
+ 0.3
+ 0.345
+ 0.80
+ ,0.90
" + 1.38
+ 1.50
Если известны нормальный электродный потенциал металла и степень
диссоциации раствора его соли (или активность его ионов), можно по
формуле Нернста вычислить потенциал для любой концентрации.
Электролит, применяемый при электролизе цинка, представляет
собой водный раствор сульфата цинка и серной кислоты. По теории
электролитической диссоциации составные части электролита находятся в
диссоциированном состоянии:
ZnS04$Zn-+S04",
H2S04$2H- + S04",
Η20§Η·+ΟΗ'. '
При электролизе водных растворов солей металлов, содержащих
наряду с катионами также ионы водорода, возможен разряд последних
вместе с металлом на катоде:
Ζη··+2θ-»Ζη,
2Η"+2Θ^Η2.
Это происходит в том случае, если потенциал водорода равен или
меньше потенциала подлежащего осаждению металла. Потенциал водорода
определяется в зависимости от концентрации его ионов в растворе и
сверхнапряжением для водорода на данном металле.
По Нернсту, потенциалы, необходимые для электролитического
выделения водорода и металла, определяются формулами:
для водорода:
:η +
RT
F
In
Pi.
Pi
для металла:
RT , Ρ
e~ = In—.
2 nF p
Здесь η — величина сверхнапряжения для водорода;
F —количество электричества, потребного для
граммэквивалента вещества;
R —газовая константа;
Τ —температура (абсолютная);
η — число эквивалентов;
выделениям

-58Б
Часть третья. Металлургия цинка
Ρ — электролитическая упругость растворения для данного
металла;
Рг —давление водорода;
рг и ρ — величина осмотического давления (или концентрация)
ионов водорода и металла.
Если ег<Сех, т. е. потенциал ег менее отрицателен, чем е1г на катоде
•будет выделяться один металл. При е2=ех вместе с металлом будет выде-
.ляться и водород; наконец, при е2>еі на катоде будет выделяться
один только водород.
Для металлов, благородных в электрохимическом смысле, т. е. менее
отрицательных или более электроположительных, неравенство е2<>1
сохраняется даже при большой концентрации ионов водорода в растворе—рг.
Для менее электроположительных или более электроотрицательных
металлов осаждение металла на катоде, т. е. сохранение неравенства
е2<А возможно лишь при соответствующем значении η или
сверхнапряжении для водорода.
Напряжение разложения электролита с выделением кислорода на аноде
и водорода на катоде при применении платинированных электродов
равно 1.7 в. В случае применения цинковой пластины в качестве катода
необходимо повысить напряжение до 2.4 в, чтобы началось непрерывное
прохождение тока и выделение водорода на катоде. Разница в 0.7 в и
выражает сверхнапряжение водорода на цинке.
Сверхнапряжением водорода на катоде определяется возможность
восстановления цинка электролитическим путем даже из сильно кислых
растворов. Цинк является одним из металлов, который может быть
выделен электролизом из водных растворов с экономически выгодным
использованием тока исключительно, благодаря явлению
сверхнапряжения водорода на катоде. Отсюда основным условием для нормального
электролитического осаждения цинка из'его кислых растворов является
наличие достаточного для процесса и устойчивого сверхнапряжения
водорода на катоде.
Процесс выделения водорода на катоде можно разбить на четыре стадии:
1) дегидратация иона водорода:
[Н(Н20)т->Н-+™Н20];
2) разряжение иона водорода:
[Н-+Ѳ->Н(Ме)];
3) образование молекул водорода из атомов;
[Н+Н-»Н2(Ме)];
4) выделение образовавшихся пузырьков водорода:
[геН2(Ме)-*7Ш2(газ) + Ме].
При равновесном состоянии все стадии процесса успевают полностью
завершиться, и происходит выделение водорода на катоде. Достаточно,
однако-, нарушить равновесное состояние в какой-либо из
вышеуказанных стадий, чтобы процесс образования и выделения водорода
приостановился.
Для выделения водорода необходима определенная концентрация
молекул последнего на поверхности катода.
В зависимости от того, насколько хорошо катодный материал
адсорбирует водород, более или менее быстро достигается необходимая для

Глава XX. &лектроли? цинковых растворов
587
начала выделения концентрация, газа. На катоде, плохо поглощающем
водород, как, например, цинке, соответствующая концентрация молекул
водорода достигается лишь при повышении потенциала против
равновесного. Примерами катодов, хорошо пгіглощающих водород, на которых
носледний выделяется при небольшом сверхнапряжении, являются
палладий и платина. Следует отметить, что вредные при электролизе примеси,
как мышьяк, сурьма и кобальт, обладают способностью давать
соединения с водородом или окклюдировать его. Можно допустить, что эти примеси
катализируют, таким образом, процесс образования молекулярного
водорода из его атомов.
Для выделения образовавшегося на катоде капиллярного слоя
водорода необходимо, чтобы поверхностное натяжение на границе жидкость —
газ было меньше, а поверхностное натяжение на границе электрод —
жидкость возможно больше.
Имеется зависимость сверхнапряжения водорода от краевого угла,
образуемого пузырьком водорода на поверхности катода, и от кривизны
самого пузырька.
Значения сверхнапряжения для водорода не представляют собой
строго определенных физических постоянных. Они зависят в большой
степени от ряда условий: характера поверхности катода; плотности тока;
примесей, имеющихся в электролите; температуры электролита;
кислотности раствора и т. д.
В табл. 205 приведена величина сверхнапряжения водорода на
различных металлах.
Таблица 205
Сверхнапряжение водорода в нормальных
растворах серной кислоты (в)
Катод
Платинированная платина
I
Сверх,
напряжение
0.005
0.09
0.02
0.15
0.21
0.23
0.48
0.53
0.64
0.70
0.78
§ 2. Факторы, влияющие на величину сверхнапряжения
водорода на катоде
а) Влияние характера поверхности катода. Характер поверхности
катода играет значительную роль в процессе электролитического осаждения
цинка} чем ровнее поверхность, тем выше сверхнапряжение водорода и
^ем лучше происходит осаждение цинка.
Эдгектроосаждение металлов можно рассматривать, как процесс кри-
ета-ллиаацни. Этот процесс можно разбить на две стадии:
1) возникновение центров кристаллизации:
2) рост кристаллов..

588
Часть третья. Металлургия цинка
Каждая из стадий обладает определенной при данных условиях
скоростью. Если скорость· возникновения центров кристаллизации
опережает скорость роста кристаллов, получается мелкокристаллический
осадок. В противном случае образуются немногие, но крупные кристаллы.
Процесс электроосаждения необходимо вести таким образом, чтобы
осадок получался плотным, равномерным,, легко снимаемым в виде цельного
листа. Для этого часто оказывается необходимым создать условия для
замедления роста кристаллов.
Род электролита, его концентрация, валентность ионов металла,
температура, плотность тока, примеси, — все это в той-или иной мере влияет
на скорость процесса кристаллизации.
Поверхность цинка, разъеденная кислотой, обладает более низким
сверхнапряжением и более высокой критической плотностью тока, чем
неразъеденная, гладкая. При коротком замыкании электродов
поверхности катодного осадка получаются с разной степенью коррозии в
зависимости от продолжительности разъедания (короткого замыкания).
Для дальнейшего осаждения цинка на изъеденном цинковом катоде
критическая плотность тока должна была быть значительно повышена.
Зависимость сверхнапряжения от характера поверхности катода приведена
в табл. 206.
Таблица 206
Зависимость критической плотности тока от
продолжительности короткого замывания
Продолжительность
короткого замывания,
мня.
10
20
30
Критическая плотность
тока, а/м2
196
208
678
При наличии кобальта получаемый катодный осадок цинка при
выключении тока растворяется довольно интенсивно без короткого
замыкания. При вторичном замыкании цепи цинк начинает осаждаться лишь
при повышении плотности тока (табл. 207).
Таблица 207
Зависимость критической плотности тока
от концентрации кобальта
Содержание Со
в растворе, мг/л
150
50
10
Продолжительность
растворения, мин.
5
5
15
Критическая
плотность тока, а/мг
10 000
2 670
180
Особо заметным делается влияние характера поверхности при
получении осадков большой толщины. Выход по току, по мере утолщения слоя
осажденного цинка, постоянно понижается. При сильно загрязненных
растворах коэффициент использования тока может упасть до нуля и даже
стать отрицательным, т. ѳ. ранее отложившийся цинк начинает обратно
растворяться. По мере роста осадка сверхнапряжение водорода на цинке

Глава XX, Электролиз цинковых растворов
589
понижается. Объясняется это явление образованием, шероховатостей на
поверхности катодного осадка и увеличением размеров кратеров и
почковидных отростков. Общая поверхность катода увеличивается. При
заданной силе тока удельная плотность тока на катоде понижается.
Одновременно уменьшается сверхнапряжение. Плотность тока на древовидных
отростках и кратерах снижается. Сверхнапряжение водорода в этих
местах может упасть ниже критического. Отложение цинка тогда совсем
прекращается, и начинается местная коррозия. Иногда коррозия
происходит с внутренней стороны катодного осадка, причем лицевая сторона
его кажется безупречной. При более близком рассмотрении катодного
осадка нетрудно заметить неправильно разбросанные ямки с внутренней
стороны листа.
Иногда причиной неравномерного отложения цинка является
недостаточно гладкий, шероховатый катодный алюминиевый лист.
Шероховатость катодного осадка способствует задержанию пузырьков водорода
на поверхности катода. Чем более загрязнен раствор, тем больше
возможностей для выделения водорода на катоде. Шероховатые неровные осадки
цинка, получаемые при работе с загрязненными растворами, особо вредны,
так как они легко корродируют.
б) Влияние коллоидов на сверхнапряжение водорода и качество
катодного осадка цинка. Наличие некоторых органических веществ в
электролите оказывает благоприятное влияние на качество катодного осадка.
Прибавление к электролиту коллоидов (клей, желатина) улучшает
процесс электроосаждения цинка. Осадок получается при этрм более
плотным и гладким, коррозия катодного цинка замедляется, выделение
водорода на катоде понижается. Объясняется это тем,, что небольшие добавки
желатины повышают сверхнапряжение (табл. 208).
Таблица 208
Влияние желатины на сверхнапряжение водорода
Плотность
тока, а/м2
2 000
1000
500
200
100
50
Содержание желатина, %
0
. 1
0.01 | 0.1 J 0.5
1 , п
1 »-°
Сверхнапряжение (в)
1.22
1.185
1.15
1.11
1.075
1.005
1.2в
1.235
1.185
1.13
1.085
1.015
1.38
1.28
1.24
1.18
1.135
1.08
1.36
1.29
1.24
1.17
1.12
1-025
1.38
1.28
1.22
1.15
1.07
0.97
Повышение сверхнапряжения не пропорционально прибавляемым
количествам желатины. Для применяемых в электролизе плотностей тока
значительное повышение сверхнапряжения достигается при 0.1%
желатины. Дальнейшее увеличение количества желатины не оказывает
положительного эффекта. Благоприятное влияние на качество катодного
осадка цинка оказывает присутствие коллоидной кремнекислоты в
электролите. При содержании в электролите 0.08% Si02 катодный осадок
цинка имеет в изломе матовосѳрый цвет.
При высоких плотностях тока присутствие кремнекислоты в виде золя
улучшает структуру осаждаемого цинка. С этой целью рекомендуется
добавлять к электролиту небольшие количества жидкого стекла.
Благоприятное действие коллоидов объясняется частичной адсорбцией ими
ионов примесей и замедлением скорости движения последних в электро-

S90
Часть третья. Металлургия цинка
дите. Кроме того, клей, оседая на точках с высокими плотностями тока
являющихся очагами образования древовидных отростков, и будучи
плохим проводником, оказывает сопротивление осаждению цинка на
выступающих местах, прекращая их рост. Прибавление клея в электролит
быстро заканчивает, таким образом, рост древовидных отложений и
уменьшает их образование на свежих катодах.
Возможно, что в присутствии коллоидов примеси более
равномерно распределяются в осадке в виде твердого раствора с цинком. Это
уменьшает местную коррозию и количество точек с низким сверхнапряжением
водорода.
Желатина и другие коллоиды влияют на угол контакта пузырька
водорода в сторону его уменьшения. Поверхностное напряжение между
катодом и электролитом уменьшается. При меньших размерах пузырьки
водорода легче отделяются от катода.
в) Влияние плотности тока на сверхнапряжение водорода на катоде.
Сверхнапряжение водорода на цинке меняется в зависимости от
плотности тока: чем больше плотность тока, тем выше сверхнапряжение
водорода.
Плотность тока, а/м2. 50 100 200 300 ■ 400 750 1000 2000 3000 4000
Сверхнапряжение, в. 1.005 1.07 1.10 1.12 1.13 1.16 1.18 1-215 1.25 1.27
Из всех факторов, благоприятствующих электролитическому
осаждению цинка, плотность тока оказывает наиболее эффективное действие: чем
выше плотность тока, тем ровнее и мелкозернистее получается осадок.
Зависимость между плотностью тока и началом выделения цинка на
катоде (критические плотности тока) из разных металлов приведена в
табл. 209.
Таблица 209
Критические плотности тока начала выделения цинка на катоде
из разных металлов
Состав
электролита, г/л
Zn
26
36
HsS04
75
260
Материал катода
Свинед

Кадмий
Медь

Углерод
Железо
Кобальт
Сурьма

Никель
Плотность тока, а/м2
16.5
3.5
73.7
49.5
102
200
253
759
1153
2563
3146
6846
5885
10.300
9713
11 670і
Цинк из раствора можно осадить на любом металле при условии
повышения плотности тока до получения необходимого сверхнапряжения
водорода.
Следует отметить, что повышение плотности тока уменьшает также
химическую поляризацию цинка. При 20 а/м2 кривые сверхнапряжения
водорода и химической поляризации цинка пересекаются. При этих
условиях на катоде выделяются цинк и водород в эквивалентных количествах.
Чем выше плотность тока, тем меньше химическая поляризация цинка,
1 Transact- Am. Electa. Soc, XVI, 1922,

Глава XX. Электролиз цинковых растворов
59Г
медленнее будет разъедаться катодный осадок, ровнее будет поверхность
и выше сверхнапряжение водорода и как следствие больше коэффициент
полезного действия тока.
Необходимо, однако, иметь в виду, что при работе с высокими
плотностями тока электролит сильно нагревается вследствие сопротивления
раствора и вторичных реакций, протекающих в ванне. В связи с этим
становится обязательным охлаждение электролита, так как повышение-
температуры способствует разъеданию цинка. Плотность тока при
электролизе сульфатных растворов цинка, содержащих 110—130 г/л Zn,
колеблется от 300 до 500 а/м2.
§ 3. Влияние металлических примесей на процесс электролиза и качество*
катодного осадка цинка
Напряжение разложения воды с применением цинкового катода равно·
2.4 в. Напряжение разложения сульфата цинка равняется 2.35 в. Ввиду
незначительной разницы в напряжениях, определяемой всего 0.05 в,
достаточно небольшого понижения сверхнапряжения водорода на катоде,
чтобы вместе с металлом стал выделяться также и водород и, в крайнем
случае, даже один водород. Подобное понижение сверхнапряжения
водорода имеет место, когда на катоде вместе с цинком оседает металл, для
которого сверхнапряжение водорода менее 0.65 в. Коэффициент
полезного действия тока при этом падает и по отношению к осаждаемому
металлу в случае выделения одного лишь водорода может сделаться
равным нулю. С этой точки зрения вредными примесями при электролизе-
цинка являются медь, мышьяк, сурьма, железо, кобальт, никель и
германий. Для первых трех металлов сверхнапряжение водорода на них
менее 0.65 в. Отлагаясь вместе с цинком на катоде, эти металлы,
создают точки с пониженным сверхнапряжением, на которых
начинается интенсивное выделение водорода.
Что касается железа, никеля и кобальта, то напряжение разложения
сульфатов этих металлов выше, чем напряжение разложения серной
кислоты при сверхнапряжении водорода менее 0.65 в. Отлагаясь на
катоде, они затем снова растворяются в образующейся кислоте.
Периодическое осаждение примесей и обратное их растворение сказывается на
понижении степени использования тока.
Кадмий и свинец, для которых напряжение разложения сульфатов·
менее, чем напряжение разложения сульфата цинка, будут осаждаться
вместе с цинком, загрязняя последний. Так как сверхнапряжение
водорода для этих металлов выше 0.65 в, выделение водорода на них не
произойдет.
Таким образом, вредное действие меди, железа, кобальта, мышьяка,
сурьмы и никеля объясняется, главным образом; меньшим
сверхнапряжением для них водорода на катоде. Так как в точках, где осели эти
металлы, будет выделяться водород, эти места на катодном осадке цинка
будут" отмечены углублениями и порами разных размеров. Булавочные
отверстия являются чаще всего результатом прилипания мельчайших
пузырьков водорода. Примеси кобальта, никеля, сурьмы и мышьяка,
вызывающие вторичное растворение цинка, являются причиной образования·,
более крупных отверстий. В присутствии кобальта катодный цинковый
осадок иногда начинает растворяться у поверхности алюминиевого
катода. Большая часть катода успевает раствориться изнутри, прежде чем,
ефект выявится на поверхности катода.

592
Часть третья. Металлургия цинка
Чтобы водород начал выделяться на осевшей примеси,
обладающей меньшим, чем цинк, сверхнапряжением для водорода,
необходимо, чтобы размеры кристаллов или скопление молекул данной примеси
достигли определенной величины.
Для каждой примеси существует ее критическая концентрация в
электролите, выше которой металлические примеси при выработанных
условиях электролиза начинают осаждаться на катоде в виде кристаллов
(местная сегрегация), либо в виде сплава (твердый раствор) с цинком.
Осажденные примеси, понижая сверхнапряжение для водорода,
способствуют выделению последнего и в известных условиях создают очаги
коррозии.
Следует иметь в виду, что в осадившемся цинке не всегда удается
определить наличие примесей, которые имеются в электролите. Иногда, одним
понижением сверхнапряжения водорода на примеси трудно объяснить
коррозию катодного осадка. Некоторые примеси, как, .например, мышьяк,
способствуют интенсивному разъеданию катодного осадка цинка, хотя
не обладают низким сверхнапряжением водорода.
Если учесть влияние плотности тока на сверхнапряжение водорода,
то те примеси, на которых сверхнапряжение водорода при повышении
плотности тока увеличивается в незначительной мере, оказываются
наиболее вредными.
Содержание примесей в электролите на практике не должно
превышать следующих количеств (при наличии в растворе одного из них) (мг/л)
Железо 50
Кадмий 5
Медь 3
Мышьяк 1
Сурьма 1
Кобальт 1
Никель 1
При повышении содержания примесей коэффициент полезного действия
тока заметно падает.
Если в растворе присутствует несколько примесей одновременно,
суммарное количество их должно быть еще меньше. Различное сочетание
примесей нередко дает эффект, отличный от действия каждой примеси
в отдельности.
Иногда наблюдается такое явление, когда .одна примесь парализует
вредное действие другой, и осадок получается ровным и гладким. Так,
например, наличие некоторого количества сурьмы в присутствии кобальта
ослабляет вредное действие последнего. При наличии 0.1—0.5 мг сурьмы
на 1 л раствора выход по току получается выше, чем в отсутствие ее в том
же электролите. При работе с кобальтсодержащими электролитами
иногда вводят искусственно сурьму в раствор в виде растворимой соли, либо
путем применения свинцовых анодов, содержащих сурьму. Сурьмяно-
•овинцовыѳ аноды, содержащие от 0.5 до 1.5% Sb, обеспечивают переход
необходимого для процесса количества сурьмы в электролит. Катодный
«осадок цинка получается в этом случае удовлетворительного качества
при высоком коэффициенте использования тока. Такое же действие
оказывают кадмий и свинец. Однако приведенные комбинации случайны,
и вместо проблематической нейтрализации вредного действия одной
примеси друіюй, лучше принять за правило, что чем чище раствор, тем лучше
и экономичнее будет протекать электролиз.
а) Вяняние железа. Присутствие железа в растворе в виде сульфата
закиси не оказывает вредного влияния на процесс осаждения цинка

Глава XX. Электролиз цинковых растворов
593
Замечено, что при наличии железа в электролите получается яркий а
гладкий осадок цинка. Однако сохранить железо в электролите в закисной
форме без применения диафрагм невозможно. При отсутствии диафрагм,
вследствие ^высокого анодного потенциала происходит электролитическое
окисление сульфата закиси железа до сульфата окиси по реакции
4FeS04 + 2H2S04 + 02 = 2Fe2 (S04)3 + 2Н20.
Ионы трехвалентного железа разряжаются на катоде и снова переходят
в ионы двухвалентного железа. Попеременное восстановление
трехвалентных ионов железа на катоде и окисление двухвалентных ионов на
аноде понижает коэффициент полезного действия тока.
Кроме того, образующийся сульфат окиси железа может растворять
катодный осадок цинка по реакции
Fe2 (S04)3 + Zn = 2FeS04+ZnS04.
Повышение температуры электролита способствует химическому
воздействию сульфата окиси железа на отложившийся осадок цинка.
Поскольку электролиз сульфатных растворов цинка производится без диафрагмы,
электролит не должен содержать железа. Допустимым содержанием
железа в электролите, на практике, является 50 мг/л.
б) Влияние сурьмы и мышьяка. Сурьма и мышьяк являются причиной
серьезных затруднений при электролитическом осаждении цинка. Более
вредной из этих двух примесей является сурьма. Присутствие сурьмы
в электролите вызывает образование зернистого, легко отстающего осадка.
ІIри 10 мг/л сурьмы осадок получается в виде гранул. При 20 мг/л сурьмы
осадок самопроизвольно отпадает. Аналогичное действие оказывает
мышьяк, но при более высоких концентрациях примеси. При наличии 2 мг/л
мышьяка начинают образовываться древовидные наросты. Сурьма и
мышьяк, отлагаясь вместе с цинком на катоде, создают точки с низким
сверхнапряжением для водорода. Выход по току уменьшается.
Опыты с синтетическими растворами, содержащими мышьяк и сурьму
дали следующие выходы по току (табл. 210).
Таблица 210
Выход по току в зависимости от содержания
As и Sb (24-часовое осаждение,
температура 22—26°, плотность тока 2о0 а/м2)
H2S04
г/л
30
60
90
Мышьяк, мг/л
0
5
10
Выход по
99
96
93
94
83
66
90
п
50
Сурьма, мг/л
I °
1
5
току, %
99
96
93
91
ео
63
10
84
65
■ 35
Присутствие марганца усиливает вредное влияние сурьмы. Катодный
осадок получается корродированный с желобчатой поверхностью темного
цветаі Это можно объяснить тем, что восстановление сурьмы на катоде
и последующее ее растворение сопровождается окислением ее марганце-
38 Металлургия тяжелых цветных металлов

594 Часть третья. Металлургия цинка
вой кислотой на аноде. Образование сурьмяно-марганцовых соединений
ускоряет процесс обратного растворения сурьмы.
Наличие ~ 1 мг/л мышьяка или сурьмы не оказывает особо вредного·
действия, если в растворе нет других примесей. При наличии обеих
примесей в электролите их суммарное содержание не должно превышать-
0.5 мг/л.
Для нормального протекания процесса лучше полностью удалить
мышьяк и -сурьму из раствора до электролиза. При достаточном количестве
сернокислой окиси железа при очистке раствора в процессе гидролиза
содержание мышьяка и сурьмы может быть доведено до незначительных
величин (0.1 мг/л).
в) Влияние кобальта и никеля. Влияние кобальта
аналогично влиянию сурьмы и мышьяка. Оно усиливается с увеличением
кислотности раствора. При наличии кобальта коррозия катодного осадка
происходит с внутренней стороны осадка на границе с алюминиевым
электродом. Здесь образуются черные пятна, поры и борозды,
ускоряющие растворение металла. Кроме того, кобальт при электролизе
попеременно отлагается и снова растворяется на катоде, уменьшая выход по
току.
Согласно наблюдениям, содержание кобальта в пределах 3—4 мг/л
способствует уменьшению коррозии свинцовых анодов и понижает
содержание свинца в катодном осадке цинка.
Следует отметить, что присутствие кобальта в катодном цинке не
вызывает заметного понижения сверхнапряжения в отдельных точках
.катода, пока поверхность осадка чистая и гладкая и плотность тока высокая.
Но достаточно в каком-либо месте начаться коррозии, сверхнапряжение-
водорода резко падает, осаждение цинка прекращается и в катодном цинке
образуется отверстие.
Усиливающаяся коррозия объясняется образованием гальванических
пар на поверхности катода. Чем выше электродвижущая сила
гальванической пары, тем интенсивнее коррозия.
Присутствие в электролите сурьмы и мышьяка усиливает вредное
действие кобальта. Если в отсутствие мышьяка и сурьмы содержание
кобальта может составлять 2—3 и даже 5—6 мг/л, то при наличии этих
примесей кобальта не должно быть более 1 мг/ л.
Добавление коллоидов в электролит частично парализует вредное·
действие кобальта.
Влияние никеля. Никель мерее вреден, чем кобальт.
Вредное действие никеля сказывается в том, что катодный осадок цинка·
в отдельных точках начинает быстро разъедаться в радиальном к катоду
направлении. Содержание никеля в электролите не должно превышать
1—2 мг/л.
г) Влияние меди, кадмия и свинца. Медь, отлагаясь с цинком
на катоде, вызывает образование черного осадка губчатого строения.
Присутствие меди в растворе способствует коррозии катодного осадка,
уменьшая выход по току.
Табл. 211, показывающая влияние меди на выход по току,
подтверждает это положение. Содержание меди в электролите не должно
превышать 3 мг/л. При наличии мышьяка или сурьмы в растворе содержание-
меди не должно превышать 2 мг/л.
Вместе с медью могут отлагаться на катоде кадмий и свинец. В
небольших количествах эти металлы не изменяют вида осажденного цинка.
Кадмий и свинец не вызывают изменений в катодном процессе, но
загрязняют осаждающийся цинк. Для получения цинка, не загрязненного-

Глава XX. Электролиз цинковых растворов
595
Таблица 211
Влияние меди на выход по току
H2S04
г/л
30
60
90
Медь, мг/л
0
5
10
Выход по току, %
99
96
93
93
87
76
90
81
65
кадмием, содержание последнего в электролите не должно превышать
5 мг/л.
д) Влияние германия. Германий является крайне вредной примесью.
Действие его аналогично кобальту. Катодный осадок цинка в присутствии
германия начинает растворяться с внутренней, соприкасающейся с
электродом поверхностью. При 2 мг/л получение сплошного осадка цинка
затруднительно. Выход по току резко снижается.
Предельное содержание германия в электролите, по некоторым данным,
не должно превышать 0.15 мг/л. Надо отметить, что германий редко
встречается в цинковых рудах.
е) Влияние алюминия, магния, натрия и калия. Указанные металлы
как более электроотрицательные могут накапливаться в растворе в
значительном количестве без вреда для процесса электролитического
осаждения цинка. Алюминий и магний благодаря образованию комплексных
соединений способствуют получению мелкокристаллического плотного
осадка цинка на катоде.
Из рассмотрения влияния отдельных примесей на процесс
электролиза можно сделать тот вывод, что чем чище раствор, тем выше качество
получаемого цинка, тем более высок выход по току.
§ 4. Анодный процесс
При электролитическом получении цинка большое практическое
значение имеют свойства применяемых анодов. Помимо высокой
электропроводности и устойчивости по отношению к электролиту аноды,
применяемые при электролизе цинка, не должны содержать примесей,
переход которых в электролит может нарушить нормальный режим процесса.
Анодный'процесс при электролизе сульфата цинка состоит в разряде
анионов SO/ и выделении кислорода. В зависимости от структуры и
состава анод может также частично растворяться в электролите. Поскольку
электролиз сульфатных растворов цинка протекает успешно лишь в том
случае, если в электролите не содержится вредных примесей, необходимо
работать с некорродирующими, обладающими максимальной
пассивностью анодами. Пассивность анода не является его постоянным свойством.
При разных условиях один и тот же металл может оказаться активным или
пассивным.
Практически вполне стойкого неразъедаемого анода не существует.
Графит и платина приближаются к таким анодам, но и эти вещества
частично поддаются коррозии.

596
Часть третья. Металлургия цинка
В практике электролиза цинка из сернокислых растворов применяются
свинцовые аноды. Коррозия и разъедание свинца тем меньше, чем чище
металл. С этой точки зрения химически чистый свинец является наиболее
подходящим материалом для изготовления анодов. Пассивность
свинцового анода при электролизе раствора ZnS04 в значительной мере
объясняется образованием на его поверхности пленки из перекиси свинца,
не растворимой в сернокислом электролите. Образующаяся пленка РЬОг
играет роль нерастворимого анода. Однако анод даже из чистого свинца
постепенно разъедается. Свинец при этом переходит в электролит и
отлагается с цинком на катоде. Особо интенсивно происходит разъедание при
работе с высокими плотностями тока. Катодный осадок цинка получается
при этом сильно загрязненным свинцом.
Хок и Кловиттер1 увеличили стойкость свинцовых анодов, покрывая
последние пленкой перекиси свинца путем электролиза в слабом растворе
серной кислоты при плотности тока 20 —50 а/м2. Полученная таким
образом пленка РЪ02 обладает мелкокристаллической структурой, благодаря
чему она гораздо более стойка, чем пленка, образующаяся на поверхности
свинцового анода непосредственно в процессе электролиза. В последнем
случае пленка РЬ02 получается рыхлой, легко отделяющейся от анода.
При этом обнажаются свежие, более глубокие слои свинцового анода, и
разъедание последнего постепенно возрастает. При предварительном
покрытии анода слоем РЬ02 продолжительность службы его увеличивается
в 2— Зраза.
а) Сверхнапряжение кислорода на аноде. Общий потенциал анода
зависит от его состава и сверхнапряжения кислорода на данном материале.
Все нерастворимые аноды обладают определенным сверхнапряжением
кислорода. Чем выше сверхнапряжение кислорода, тем больше расход
электроэнергии на единицу катодного металла. Отсюда следует, что
сверхнапряжение кислорода на аноде должно быть минимальным. Значения
сверхнапряжения кислорода (в) для разных металлов, определенные Ко-і
хеном,2 следующие:
Au Pt Cd Ag Pb Си Fe Co Ni
0.52 0.44 0.42 0.40 0.30 0.25 0.23 0.13 0.12
При повышении температуры сверхнапряжение кислорода на аноде
уменьшается. Оно зависит также от плотности тока. По мере протекания
электролиза сверхнапряжение кислорода повышается.
б) Влияние марганца на анодный процесс. Марганец является одним
из немногих элементов, не оказывающих вредного влияния на выделение
цинка на катоде. При отсутствии других примесей в электролите может
находиться значительное количество марганца; при наличии мышьяка
или сурьмы концентрация марганца ограничивается 350 мг/л. На работу
анода марганец оказывает благоприятное действие. Двуокись марганца,
отлагаясь на аноде, предохраняет последний от разъедания и тем самым
увеличивает срок его службы. Присутствие солей марганца в растворе
влияет также на электропроводность электролита. Марганец
накапливается в растворе, лишь частично осаждаясь на анодах. При электролизе
сульфат закиси марганца окисляется на анодах, окрашивая раствор в
различные оттенки: зеленый цвет соответствует манганатам (соли
марганцовистой кислоты Ме2Мп04), красный — перманганатам (соли марганцовой
кислоты МеМп04). Осадок на анодах имеет черный или коричневый цвет
1 Metall u. Erz, Η. 24, 1929.
2 Ζ. anorg. Chem., 34, 86, 1903.

Глава XX. Электролиз цинковых растворов
597
гидрата перекиси. При низкой плотности тока Мп02 оседает на анодах
в виде хлопьев; при высоких плотностях — в виде плотного слоя. При
наличии клея в растворе перекись марганца лучше прилипает к анодам.
В теплых растворах получаются более плотные осадки. В осадке перекиси
марганца почти всегда содержится перекись свинца, которая получается
либо от свинцовых анодов, либо от небольшого количества растворенного
сернокислого свинца.
В соединении с другими примесями, особенно с мышьяком и сурьмой,
марганец катализирует растворение цинковых катодов. Марганец
находится в растворе в виде сульфата закиси, хотя отработанный электролит
содержит также и высшие окислы марганца, способствующие окислению
закисного железа в окисное при выщелачивании. Обыкновенно марганец
удаляется из раствора в виде двуокиси, осажденной на анодах. При
кислотности ниже 60—70 г/л двуокись марганца прилипает к анодам; при
более высокой кислотности она падает на дно ванны в виде тонкого шлама.
в) Влияние галоидов. 1) Влияние хлора. Хлор является
вредной примесью, разъедающе действующей на свинцовые аноды. Наличие
хлор-ионов в электролите связано с выделением хлора на аноде и
коррозией последнего вследствие образования растворимых соединений
свинца. Хлор может также действовать на примеси, имеющиеся в аноде,
способствуя их переходу в электролит. Содержание иона хлора в
электролите не должно превышать 50—70 мг/л.
2) Влияние фтора. Присутствие фтора не отражается на
коэффициенте использования тока. Фтор вызывает разъедание алюминиевых
катодов и высокий расход их на 1 τ электролитного металла.
§ 5. Электролит
К электролиту предъявляются два основных требования. Электролит
должен.» 1) оказывать минимальное сопротивление прохождению тока и
2) способствовать получению плотных мелкозернистых осадков, легко
снимаемых с катода. Рыхлые, губчатые, крупнокристаллического
строения осадки при переплавке легко окисляются. Кроме того, из них
труднее отмыть включения электролита.
Чем выше концентрация цинка в электролите, тем многочисленнее
центры кристаллизации, тем меньше скорость роста кристаллов, тем
равномернее и плотнее получается· осадок. Обеднение раствора металлом
близ поверхности катода ведет к образованию рыхлых осадков.
Перемешивание устраняет этот недостаток. Чем интенсивнее перемешивание,
тем однороднее электролит, тем с, большей плотностью тока можно
работать без опасения получить рыхлый осадок.
Повышение температуры электролита способствует уравнению его
концентрации. Температура оказывает также влияние на соотношение
скоростей возникновения кристаллов и роста последних.
Для получения хорошего осадка процесс электролиза должен быть
непрерывным.
а) Влияние кислотности на коэффициент полезного действия тока.
В результате электролиза сульфата цинка на катоде получаются цинк и
некоторое количество водорода, а на аноде —эквивалентное количество
кислорода и серная кислота. Каждый 1 % цинка, удаляемый из раствора
в виде катодного осадка, поднимает кислотность ванны на 1.5 %. В процессе
электролиза содержание цинка в электролите уменьшается, а
кислотность пронорционально увеличивается. Известно, что цинк растворяется
в разбавленной серной кислоте. Разъедание катодного цинка, или химичё-

598
Часть третья. Металлургия цинка
екая поляризация последнего, снижает коэффициент полезного действия
тока. Чем выше концентрация серной кислоты, тем скорость разъедания
больше. Древовидные отростки поэтому образуются на катоде труднее
в растворах с высокой кислотностью, так как вторичное их растворение
идет быстрее, чем разъедание гладкой поверхности. Чем чище катодный
цинк, тем медленнее он разъедается.
Ганзен экспериментально нашел, что разъедание цинка в растворе
серной кислоты, содержащей 100 г/л H2S04 составляет 695 г/м2 в 24 часа.
Это равно количеству цинка, которое может быть осаждено при плотности
тока 25 а/м* за 24 часа. Иными словами при плотности тока 25 а/м2 и
кислотности раствора 100 г/л H2S04 количество осажденного цинка
равнялось бы количеству вновь растворенного. В итоге на катоде
выделялся бы один водород, и коэффициент полезного действия тока по
отношению к цинку равнялся бы нулю. Чем выше кислотность, тем
интенсивнее разъедание. При работе с сильно кислыми растворами
необходима большая плотность тока, чтобы компенсировать увеличенную
скорость разъедания катодного осадка.
С другой стороны, чем выше концентрация кислоты в электролите,
тем лучше получается осадок. Последний имеет тогда вид компактного,
плотно катаного цинка.
■Кислотность влияет также на проводимость электролита.
Проводимость раствора должна быть высокой, чтобы осадок получался гладким
и ровным.
При низкой кислотности и высокой плотности тока напряясение ванны
сильно возрастает. При плотности тока 1000 а/м2 и кислотности 200 г/л
H2S04 напряжение составляет около 3.75 в. При той же плотности тока,
но кислотности 50 г/л Η2SO4 напряжение возрастает почти вдвое. Высокие
плотности тока поэтому выгодны лишь при сильно кислых растворах.
Сверхнапряжение водорода с повышением кислотности при прочих
равных условиях понижается, что может быть поставлено в связь с
дегидратацией ионов водорода. Чем выше-кислотность раствора, тем больше
должна быть плотность тока, чтобы необходимое для процесса
сверхнапряжение сохранилось на соответствующем уровне. Это видно из данных,
полученных Тэнтоном.
Содержание H2S04 в электролите, %..... 10.1 18.5, 30.G 30.3
Критическая плотность тока
(начало-выделения цинка), а/м2 .....· 30—40 35—40 130 520
Благоприятное влияние кислотности заключается также в
уменьшении сопротивления электролита. Понижение напряжения связано с мень-
•шими потерями электроэнергии.
б) Влияние температуры на разъедание катодного осадка. Разъедание
катодного цинкового осадка, являясь химической реакцией, идет
интенсивнее при высоких температурах. В этом смысле желательно работать
с холодными растворами. С другой стороны, повышение плотности тока,
способствуя получению гладкого и плотного осадка, сопровождается
перегревом электролита и усиленной коррозией катодного цинка. Ганзен
валгел, что скорость растворения цинковых катодов удваивается при
повышении температуры на каждые 21.7°. Искусственное охлаждение
электролита устраняет это неудобство. Необходимость в охлаждении
электролита вызывается еще тем обстоятельством, что повышение
температуры понижает сверхнапряжение водорода на катоде (табл. 212).

Глава XXI. Аппаратурное оформление электролизного процесса S99
Таблица 212
Влияние температуры ня сверхнапряжение водорода
на цинке (по Уэетрипу)

Плотность
тока,
а/м"-
4000
3000
2000
1000
750
500
400
300
200
100
50
20
Температур.і, "С
40
60
сверхнапряжение водорода
1.285
1.260
1.240
1.195
1.180
1.165
1.155
1.140
1.115
1.075
1.015
1.225
1.205
1.185
1.145
1.125
1.105
l.O'.'O
1.075
1.055
1.010
0.965
1.190
1.160
1.U0
1.105
1.090
1.075
1.060
1.050
1.030
0.985
0.930
-■ 1
so
в)
1.165
1.145
1.130
1.095
1.085
1.070
1.055
1.040
1.020
0.980
0.930
Как видно из таблицы, повышение температуры при всех плотностях
тока понижает сверхнапряжение водорода, способствуя, таким образом,
выделению его на катоде и уменьшая коэффициент полезного действия
тока.
При наличии в электролите примесей повышение температуры
усиливает неблагоприятное действие последних.
Единственный благоприятный эффект повышения температуры
заключается в увеличении проводимости электролита вследствие большей
подвижности ионов. Уменьшение сопротивления электролита и более низкое
рабочее напряжение снижают потери электроэнергии. На практике
температура при электролизе держится в пределах 35—40°.
Глава XXI
АППАРАТУРНОЕ ОФОРМЛЕНИЕ ПРОЦЕССА ЭЛЕКТРОЛИЗА
В аппаратурном отношении процесс электролиза довольно прост.
Основным агрегатом является электролитная ванна с параллельно
подвешенными в ней при помощи штанг пластинчатыми нерастворимыми
электродами: анодами и катодами. Ванны снабжены приспособлениями
.для подвода и отвода тока, подачи и выпуска растворов, а также воды для
охлаждения электролита.
§ 1. Электролитная ванна
Электролитная ванна (фиг. 250) представляет прямоугольный ящик,
изготовленный из дерева или бетона. Материалом для деревянцых ванн
•служит сосна или лиственница. Деревянные ванны обкладываются
изнутри рольным свинцом толщиной 3 мм. Бетонные или железобетонные
*анны покрываются изнутри слоем асфальта или смесью песка (70%)

600
Часть третья. Металлургия цинка
с серой (30%) толщиной 30 мм. Реже бетонные ванны футеруются рольным
свинцом. Применяемый для футеровки ванн рольный свинец должен быть
чистым в отношении примесей.
Ванны покоятся на кирпичных или железобетонных столбах, от
которых они изолируются стеклянными или фарфоровыми подставками
размерами 150χ150χ50 мм.
Фиг. 250. Электролитная ванна для цинка
1 — свинцовая обкладка; 2 — деревянная ванна; 3 —4 — труба для стока электролита;
5 — жолоб для отработанного электролита; 6 — подкладка для изоляции ванны;
?—S —труба для подачи свежего раствора
Ванны покрываются с наружной поверхности кислотоупорной краской.
Ванны делаются одинарные, сдвоенные или групповые.
Электролитные ванны располагаются на одном уровне или несколько-
ванн образуют каскады.
В сдвоенных ваннах продольной внутренней перегородкой ванна
делится на две равные части.
Групповые ванны представляют бак с несколькими продольными ю
поперечными перегородками.
При каскадном расположении разность уровней двух соседних ванн,
составляет 100—125 мм. Ванны по каскаду располагаются на расстоянии.
100 мм друг от друга. Каскад составляется из 3—4 пар сдвоенных ванн-
Наиболее часто ванны располагаются в одной горизонтальной
плоскости. В этом случае борты ванны находятся на одной высоте от пола цеха..
Обслуживание таких ванн осуществляется легче, чем при каскадном их
размещении.
На длинных бортах ванны укладываются токоподводящиѳ шины, на
которые опираются концы штанг электродов. В нижней части ванны вдоль
стенок помещается рама о вырезами, в которые входят нижние концьв
электродов. Этим достигается сохранение необходимой параллельности:
между электродами.
В табл. 213 приведены габаритные размеры электролитных ванн.

Глава XXI. Аппаратурное оформление электролизного процесса
60!
Таблица 213
Электролитные ванны
Завод
Показателя

«Электроцинк»
ЧеляРии-
ский
Грейт-
Фолле
Трэйл
Флин-
Флон
Внутренние размеры, мм:
длина
ширина .
глубина . . . .
Объем ванны, м3
Толщина, мм:
боковых стенок . . . .
торцевых ...»
промежуточных »
днища . .
свинцовой обшивки . . . .
Толщина кислотоупорной
футеровки, мм
Материал для ванн
Катодов в ванне, шт
Анодов в ванне, шт.
Расстояние οι катода до:
стенок ванны, мм
дна ванны, мм
Катодная плотность тока, а/мг
Расстояние между
электродами, мм
2194
820
1325
2.S8
60
40
55
3
Дерево
+
свинец
19
10
80
394
375
2194
820
1326
Дерево
•f-
свинец
26
27
60
3124
864
1460
3.94
100
50
—
75
3
Дерево
+
свинец
27
IS
100
475
320
—
2080
690
1070
1.54
100
100
150
150
—
30

Железобетон
+
серная
замазка
16
17
40
240
275
—
2286
940
1219
100
75
25
Бетон
литой
18
19
317
§ 2. Аноды
К анодам, применяемым при электролизе растворов сернокислого·
цинка, предъявляются высокие требования. Они должны отличаться
электропроводностью, обладать необходимыми антикоррозийными свойствами
против действия кислорода и серной кислоты и не содержать примесей,
способных растворяться и загрязнять раствор. Кроме того, аноды должны
обладать определенными механическими свойствами, не давать
искривлений и не коробиться в процессе электролиза.
Наиболее часто материалом для анодов служит чистый
электролитный свинец. Однако аноды из чистого свинца имеют существенные
недостатки. Вследствие внутрикристаллического окисления в процессе
электролиза изготовленные из чистого свинца аноды имеют склонность,
изгибаться и коробиться, что является причицой коротких замыканий.
При работе с такими анодами приходится увеличивать расстояние между
электродами, что влечет за собой повышение сопротивления
электролитной цепи.
Состав' анода имеет также значение для качества образующейся на-'
нем перекиси марганца. На анодах разного состава перекись марганца
образуется в различных количествах. Это влияет на омическое
сопротивление цепи и на величину сверхнапряжения кислорода на аноде. В
зависимости от интенсивности выделения на аноде кислорода и озона и-
образования перекисей марганца и свинца абсорбируется и химически

-602
Ча.':тъ третья. "Металлургия цинка
видоизменяется то или иное количество клея, прибавляемого в раствор.
Поверхностное натяжение раствора меняется, что влияет на прочность
приставания пузырьков водорода к поверхности катода и на качество
цинкового осадка.
Для придания аноду требуемых процессом качеств вместо химически
чистого свинца стали применять сплавы его с другими металлами. Однако
лишь немногие из них дали положительные результаты по снижению
-анодного потенциала и уменьшению содержания свинца в катодном
цинковом осадке, что равносильно увеличению антикоррозионных свойств анода.
Ханлей, Клейтон и Уолш исследовали ряд сплавов свинца с
мышьяком, барием, таллием, кадмием, алюминием, висмутом, кальцием и
серебром. х Из них заслуживают внимания два сплава: свинцово-кальцие-
вый и свинцово-таллиевый. Сплавы первого типа показывают заметное
снижение анодного потенциала. Однако они не обладают достаточной
пассивностью, частично растворяются при электролизе и загрязняют
катодный осадок свинцом. При прибавлении 1 % серебра свинцово-каль-
циевые аноды делаются более пассивными. Потенциал анода снижается
на 0.20—0.27 в, т. е. становится на 40—50% ниже потенциала чистого
-свинца. Анод с содержанием 0.5% Са и 1% Ag показал наименьшую
величину потенциала (табл. 214).
Таблица 214
Влияние кальция н серебра в свинце на коррозию свинцового анода
(плотность тока 1000 а/м2)
Свинец в катодном цинке
Содержание, %
0.05
0.104
2.28
0.043
0.54
1.00
0.014
1.14
1.00
0.009
2.28
1.00
0.010
Как видно из таблицы, при одновременном присутствии кальция и
серебра в аноде содержание свинца в катодном цинке снижается. Лучшие
результаты дали сплавы с 1% Ag и 1.14—0.5% Са.
Заслуживают внимания сплавы свинца с таллием. Таллий придает
-аноду антикоррозионные свойства. Это видно из табл. 215.
Таблица 215
Зависимость содержания свинца в катодном цинке от содержания таллия
в свинцовом аноде ]при 300 а/м2)
Таллий в аноде . . .
Свинец в катодном цинке
Содержание, %
0.5
0.120
1.0
0.09
2.0
0.6;
3.0
0.03
4.0
0.025
5.0
0.02
Содержание таллия выше 5.0% не улучшает антикоррозионных свойств
■свинцового анода. Присутствие таллия в небольшом количестве влияет
на снижение анодного потенциала.
Тэнтон подвергал исследованию сплавы свинца с мышьяком, сурьмой,
■барием, висмутом, кальцием, церием, медью, ртутью, серебром, таллием,
1 Technical Publicat., № 321,-27»

Глава XXI. Аппаратурное оформление электролизного процесса 603
оловом. Из изученных сплавов подробно описаны свойства анода из
двойного сплава свинец — серебро. Количество серебра в сплавах не
превышало состава эвтектической смеси или 2.5% Ag. Таким образом,
изучаемые сплавы не содержали структурно свободного серебра. При
содержании серебра выше 2.5% заметны значительное снижение выхода по току
и разъедание катодного цинка. Свободное серебро растворяется в
электролите и, оседая на цинковом катоде, ведет себя по отношению к цинку,
как прочие электроположительные металлы. Наиболее подходящим
оказался сплав, содержащий 1о/0 Ag и 99% РЬ. При содержании серебра
меньше 1% сплав разрушается быстрее. Повышение содержания
серебра более 1 % не улучшает качества катодного осадка цинка и не
влияет на расход энергии в сторону ее уменьшения.
По сравнению с анодом из химически чистого свинца сплав свинца
о 1 % Ag понижает среднее напряжение ванны с 3.7 до 3.4 в и даже до 3.2 в.
Содержание свинца в цинковом осадке вместо 0.05—0.06% при чистом
свинцовом аноде снижается до 0.002—0.003%. Содержание свинца в
марганцовом шламе уменьшается с 20 до 1.75%. Окисление анода из сплава
Pb—Ag почти не наблюдается, между тем как окисление анода из
химически чистого свинца идет на значительную глубину от поверхности.
Отсутствие внутрикристаллического окисления устраняет причину
коробления и изгибания анодов из сплава Pb—Ag. Благодаря этому
расстояние между электродами можно делать минимальным, в пределах
15—20 мм.
Недостатком серебро-свинцового анода является понижение выхода
•по току на 4—5%. Катодный осадок цинка получается неровным с
сотовидной наружной поверхностью вследствие прилипания пузырьков
водорода к катоду. Объясняется это тем, что серебро-свинцовый анод
разрушающе действует на органические коллоиды (клей, желатина),
прибавляемые к раствору. Выделяющийся в значительном количестве озон
окисляет большинство органических соединений, парализуя таким образом
их положительное действие на качество катодного осадка. Замена клея
стойким, неразрушающимся в процессе электролиза коллоидом,
например, растворимой кремневой кислотой в количестве 1—1.5 кг на 1 τ
катодного цинка, устраняет явления, связанные с разрушением коллоида.
Прилипание пузырьков водорода к катоду при применении растворимого
■стекла в качестве коллоида не наблюдается. Осадок получается гладким,
блестящим, с хорошим выходом до току. При длительном электролизе
со свинцово-серебряными анодами и добавкой только одной кремневой
кислоты имеет место обратное растворению катодного цинка вследствие
проникновения кислоты к внутренней поверхности осевшего слоя металла.
Для создания более устойчивых условий протекания электролиза
необходимо прибавлять вместе с кремневой кислотой небольшое количество
гумми-арабика. Лучшие результаты получаются, если на 1 кг Si02
прибавлять 1 кг гумми-арабика.
Из тройных сплавов в качестве анодов заслуживает внимания Pb —
Ag—Sn—сплав состава 98% РЬ; 1% Sn; 1% Ag, при котором получается
исключительно ровная поверхность катодного осадка.
В качестве анодов могут быть применены также магнетитовые сплавы.
■Однако последние чрезвычайно ломки, что затрудняет их использование.
Более экономичны аноды из сплава железа с кремнием, содержащие 12 —
15% Si. Ферро-силициевые аноды обладают большой химической
устойчивостью, но слишком хрупки, тяжелы и загрязняют раствор железом.
Аноды из перекиси марганца ломки, тяжелы и являются плохими
проводниками электричества.

604
Часть третья. Металлургия цинка
\ZmZL·
ияаяарвдягд
іл»ж-я<.шш.ч
62ff
К=вмм
οοοοοοοαοοααοαοοοααο
οοοαοααοοσοοαοοοοοαο
QDopoQoauaoaaaoooaoa
οσοοοοοααοαααββοσοοο
oaDoaooaaaooooaDaaoo
ooboaooaaoaaooDQoooD
oaaooooDaoDooaaoaDaa
ODoaaooaaaoaaoDODDDO
αποοσοααοοοαοαοοσοοο
αοοααοσαοοοοοοοαοοαα
aoooooooaaooooDoaaoo
aooooaODDDDODDaooaoo
oaoDODaaOODODODQDQOD
aaooaoaoooaoaaoaoaDo
aoaoaaoaaaoaaaoooaaa
σαασοσοοαοοαοοοοοοοο
aoDboDaaooooDoooaaaa
αοαοαοοαοααοοοαοαοοο
aaaoooDDOoooDooaaooo
ooooooaooooaooooooao
□oDooaooaDODOOoaooaQ
DODaaaoDOoooaooooDoa
aaaaoaoaaaaaaooaaoao
DonoaaaoaaDODDDOoaDQ
□DDDODDaDOODODDQQDOO
αοοοαοοοαοααοοοοοοσα
DDDDDQDOOOQDDOOQDDOa
OOOOOaDDODOODQaOaODD
aoaaaaoaaaaaaaoaoooa
Аноды отливаются в виде плит (фиг. 251) следующих средних размеров:
ширина 620, высота 935, толщина 8 мм. Для подвешивания анода
верхняя часть его делается в виде трубы сечением 50 χ 30 мм, внутри которой
помещается медная или железная штанга. Анодная штанга
выступает с одного конца на 132, с другого на 178 мм. Короткий конец
приваривается к шине, подводящей ток к анодам. Длинный конец лежит на
деревянных полосах,
расположенных для
изоляции на
фарфоровых плитках.
Аноды делаются
дырчатыми. Трубчатые
аноды из свинца на
практике себя не оправт
дали..
Аноды
погружаются в раствор на
глубину 775 мм.
Аноды делаются на 50—
80 мм уже и короче,
чем катоды, что
уменьшает
образованиедревовидных отложений
15
Фиг. 251. Дырчатый свинцовый анод для электролиза цинка на кРаях последних.
Продолжительность
службы свинцовых
анодов зависит от количества хлоридов, попадающих в электролит. На 1т
осаждаемого цинка приходится в среднем 0.5 кг свинца. Когда свинцовые
аноды разъедаются до половины, их вынимают из ванны и переплавляют.
В табл. 216 приведены основные размеры анодов, применяемых при
электролизе цинка.
Таблица 216
Аноды
■—~^^ Завод
Показатели ^^^
Материал для анодов
Размеры анодов, мм:
длина
таишша ........
толщина ....
Вес одного анода, кр . . . .
Вес всех анодов ванны
(бѳв штанг), кг
Анодные штанги ι
Вес одной штанги, кг ... .

Челябинский
Свинец
816

(активная)
620
8.0

«Электроцинк»
Свинец
938
620
8.0
48.2
964
Медь
14x40
930
4.68
Грейт-
оллс
Свинец -г
серебро
1120
584
9.5
76.1
2131
Медь
12.7x38.1
840
3.92
Трэйл
Свинец
840
560
6.3
46.8
796
Железо
d = 13
700
Флин-
Флон
Свинец
965
559
8.0

Глава XXI. Аппаратурное оформление электролизного процесса 603
§ 3. Катоды
В качестве катодов для осаждения цинка применяются алюминиевые
листы. Осадок цинка гораздо легче снимается с поверхности
алюминиевых листов, чем с какого-либо другого металла.
В качестве катода в сернокислых растворах алюминий ведет себя
пассивно и почти не растворяется в них. Катоды должны быть свободны от
примесей, которые могут вызывать обратное растворение осажденного
цинка. Если в алюминиевых катодах содержатся некоторые примеси,
целесообразно в начале электролиза работать с повышенными
плотностями тока. Сверхнапряжение водорода на примесях тогда повышается, и
будет осаждаться один цинк. Когда поверхность катода покроется тонким
•слоем цинка, можно перейти к плотности тока применительно к
нормальному процессу.
Катодный алюминиевый лист должен иметь гладкую поверхность.
Углубления на поверхности алюминия или выступы влекут за собой
образование шероховатого осадка цинка и неравномерную плотность тока
ла катоде.
Выступы на алюминиевом листе являются причиной образования
древовидных наростов, в непосредственной близости от которых плотность
тока на поверхности катода понижается. Падение плотности тока, а
следовательно, и сверхнапряжения является причиной коррозии катодного
.цинка.
Шероховатость алюминиевого катода способствует также задержанию
пузырьков водорода. Цинк, отлагаясь вокруг последних, еще более
затрудняет выделение этих пузырьков. Получается глубокий кратер,
занятый пузырьком водорода. Плотность тока на дне кратера практически
равна нулю. Осадок цинка получается дырчатый. Такой осадок быстро
разъедается. С этой точки зрения катодный алюминиевый лист должен
быть совершенно гладким. Однако при слишком гладких отполированных
листах осадок цинка неплотно пристает к катоду. При встряхивании
осадок срывается и падает в ванну, что может вызвать короткое замыкание.
Поэтому небольшая шероховатость катода полезна. Обыкновенно, после
некоторого времени работы отполированный катодный лист делается
шероховатым. Если шероховатость достигает больших размеров,
качество осадка ухудшается, сдирка его затрудняется. Тогда катод полируют
или покрывают слоем графита в бензоле.
Катод должен быть свободен от жировых или масляных пленок.
Последние увеличивают поверхностное натяжение или угол соприкосновения
и абсорбирование пузырьков водорода.
Катод (фиг. 252) изготовляется из алюминиевого листа толщиной
2.5—4 мм. Ширина катода 610—660 мм, высота 900—1100 мм. Катодный
лист шире анода в среднем на 50 мм и выше на 75 мм. Делается это для
того, чтобы избежать образования дендритных наростов по краям катода.
Катодная штанга с одного конца сделана из круглой катодной меди
диаметром 25 мм и длиной 400 мм. Медная часть штанги прикреплена к
алюминиевому листу. Свободный конец медного стержня изогнут и
расщеплен, образуя паз шириной 1.5 мм и глубиной 12 мм: паз делается для
лучшего контакта катода с шиной.
Другая часть катодной штанги сделана из полосового железа 25 X
12 мм, длиной 400 мм, жестко прикрепленного к алюминиевому катоду.
На края алюминиевых листов для предупреждения сращивания и
облегчения сдирки катодных осадков надеваются деревянные рейки 625, мм
длиной и 30 мм шириной, имеющие с одной стороны щель глубиной 12 мм.

606
Ча.'-тъ третья. Металлургия цинка
Наличие деревянных реек препятствует также образованию древовидных:
отложений на острых краях катодного листа. Для этой же цели приме-
няются резиновые планки.
При погружении катода в ванну расстояние между катодным листом и
стенкой ванны составляет 40 мм; расстояние до дна ванны — 300 мм.
] іГ*
L
-τΐ_μΐ
Ш Ш Ш (25. Ш
Фиг. ЧЪЧ. Алюминиевые катоды для электролиза цинка
Наиболее уязвимой частью алюминиевого катода является верх
его, находящийся над раствором. Брызги раствора, попадающие на
эту часть катода, вызывают его коррозию. Для предупреждения
разъедания алюминиевого катода рекомендуется верхние части алюминиевых
листов предварительно покрывать в специальных ваннах тонким слоем
Фиг. 253. Коммутация тока электролитного цеха
цинка. Для этой же цели применяется асфальтовый лак. Этим же лаком
покрывается медная штанга для предупреждения загрязнения раствора
медью.
На некоторых заводах медные части электродов во избежание
коррозии покрываются свинцом.
Для выемки из ванны катодные листы снабжаются в верхней части
специальным крючком.

Глава XXI. Аппаратурное оформление электролизного процесса 607
В табл. 217 приведены размеры катодных листов, применяемых при.
электролизе цинка.
Таблица 217
Катоды
'Завод
Показатели

Челябинский

«Электроцинк»
Гре йт-
Фоллс
ТР8ЯЛ
Флин-
Флон
Материал
Длина, мм ,
Ширина, мм
Толщина, мм
Вес катодного листа, кг .
Активная поверхность
катода, м2
Активная поверхность всех
катодов ванны, м2 ....
Использование длины
катода, %
Катодная штапга.
материал . .
длина, мм
вес одной штанги, кг

Алюминий
1.12
Алюм и-
ний
1000
666
4.0
7.3
1.12
21.28
86.2

Электрод,
медь
У 30
4.46

Алюминий
1113
660
4.8
У.96
1.17
31.8
84.4

Электрод.
медь
1076
6.8у

Алюминий
914
610
2.5
3.6
0.897
14.4
83.1
Элект-
рол.
медь
640
1.7

Алюминий
3.0
0.88
§ 4. Коммутация тока (фиг. 253)
В соответствии с величиной выбранного напряжения на низкой стороне
трансформатора тока электролитные ванны группируются в серии. Ванны
в серию включаются последовательно. Количество ванн в серии
определяется частным от деления общего напряжения на разность потенциалов
на зажимах ванны. Чем меньше напряжение каждой ванны, тем больше
их находится в действии в серии, тем выше производительность
последней и тем больше коэффициент использования энергии.
Электроды в каждой ванне включены параллельно. При выбранной
общей силе тока (ампераж) производительность каждой ванны определяется
коэффициентом полезного действия тока. Средняя удельная плотность
тока определяется частным от деления общего ампеража на эффективную-
суммарную поверхность катодов в ванне.
При нормальной работе и одинаковом числе катодов в ваннах средняя
удельная плотность тока на катодах представляет более или менее
постоянную величину.
При выемке катодов для сдирки цинкового осадка плотность тока на
оставшихся катодах увеличивается, притом тем выше, чем больше
количество удаляемых одновременно из ванны катодов.
а) Опшнбвка ванн. Способ ошиновки зависит от выбранного типа
ванн: одинарного, сдвоенного или группового, и их взаимного
расположения: каскадного или в одной горизонтальной плоскости.
В одинарных ваннах токоподводящие шины располагаются на
обоих бортах длинных сторон. Каждая из двух шин ванны: анодная и
катодная, в этом случае, рассчитывается на полную силу тока. Расход
меди на ошиновку ванн при этом способе получается наибольший.
Достоинствами одинарных ванн с самостоятельной ошиновкой являются удоб-

■608
Часть третья. Металлургия цинка
ютво обслуживания, легкая доступность по чистке контактов и
устранению коротких замыканий электродов.
В сдвоенных ваннах главные шины: анодная и катодная
располагаются на внешних бортах. На борту средней общей стенки
помещается промежуточная шина для передачи тока от катодов одной
ванны к анодам соседней. Сечение промежуточной шины выбирается в
зависимости от количества удаляемых из ванн одновременно катодов для
юдирки осадка цинка. Минимальное сечение шины соответствует случаю
когда из ванны вынимается по одному катоду. При установке сдвоенных
ванн расход меди на ошиновку сокращается на 30—50% по сравнению
с одинарными ваннами. Чистка контактов средней шины в сдвоенных
ваннах несколько затрудняется.
При групповом расположении ванн в одной горизонтальной
плоскости со средними общими стенками токоподводящие шины
укладываются лишь на внешних бортах первой и последней ванны. На средних
стенках укладываются промежуточные шины уменьшенного сечения в
зависимости от способа выемки катодов из ванны: по одному или пачками.
При такой коммутации тока расход меди на ошиновку и потери энергии
получаются наименьшие. Недостатком этого способа расположения ванн
и их ошиновки является недоступность контактов со стороны рабочей
площадки и неизбежное хождение рабочих по ваннам.
Главные токоподводящие шины укладываются на бортах ванны на
деревянные бруски со стеклянными подставками для изоляции.
Сечение шин берется из расчета силы тока 0.8—1.3 а/мм2.
б) Контакты. Способ контакта и чистота поверхностей
соприкосновения анодных и катодных штанг с токоподводящими шинами влияют на
напряжение ванны, а следовательно, и на расход электроэнергии.
Различают три способа контактирования: двумя плоскостями, плоскостью и
•острым ребром, двумя острыми ребрами.
При соприкосновении двумя плоскостями из-за неровности контакти-
рующихся поверхностей в щелях образуется пленка окислов, что повышает
напряжение ванны.
Наиболее часто применяется второй способ контактирования:
плоскостью и острым ребром. В этом случае, для увеличения площади
соприкосновения, штанги снабжаются специальным вырезом.
Глава XXII
ПРАКТИКА ЭЛЕКТРОЛИЗА
§ 1. Технологический режим электролиза
Из рассмотрения факторов, влияющих на электролиз раствора
сернокислого, цинка, видно, что благоприятное протекание процесса возможно
-лишь при наличии необходимого сверхнапряжения водорода на катоде.
Для создания условий, обеспечивающих устойчивость процесса,
необходимо:
1) питать электролитные ванны чистыми растворами, количество
примесей в которых не превышает их критической концентрации, при
достаточно высоком содержании в них цинка в пределах 110—130 г/л;
2) работать с достаточно высокой плотностью тока в пределах 350—
£00 а/м2 эффективной катодной поверхности для обеспечения
соответствующего сверхнапряжения водорода;

Глава XXII. Практика электролиза 609
3) электроды — свинцовые аноды и алюминиевые катоды — должны
обладать соответствующими химическими и физическими свойствами;
быть чистыми от примесей и обладать необходимой пассивностью, при
высокой электропроводности.
§ 2. Питание ванн и циркуляция электролита
Способ питания ванн свежим раствором зависит от их расположения.
Если ванны расположены каскадом, свежий раствор подается в верхнюю
ванну, откуда электролит самотеком перетекает через .остальные ванны.
Из последней ванны отработанный электролит поступает в сборный чан.
При каскадном расположении в каждой ванне устанавливается
различная рабочая концентрация цинка и кислоты в растворе. По мере движения
вниз концентрация цинка понижается, а кислоты повышается.
При горизонтальном расположении свежий раствор подается в каждую
ванну, а рабочая концентрация во всех ваннах одинакова. Скорость
протекания раствора регулируется таким образом, что вытекающий из ванны
электролит является отработанным.
Скорость циркуляции зависит от общей катодной поверхности,
плотности тока и содержания цинка в растворе до и после электролиза.
Нейтральный, свободный от примесей раствор сульфата цинка из
сборных деревянных чанов размерами 18 χ 3.6 м по железным трубам
подается в отдельные ванны. На концах железных труб находятся отрезки
резинового шланга с зажимом для регулирования количества подаваемого
раствора.
При циркуляции раствора через ванну происходит постепенное
обеднение его цинком и обогащение серной кислотой. Наличие достаточного
количества ионов цинка в непосредственной близости к катодам является
требованием, о котором необходимо тщательно заботиться в целях
получения хорошего осадка с высоким коэффициентом полезного действия тока.
Интенсивная циркуляция способствует хорошему осаждению цинка. Чем
ниже концентрация цинка, тем интенсивнее должна быть циркуляция
электролита. Чем выше плотность тока, тем интенсивнее должно быть
перемешивание раствора. Помимо равномерного распределения ионов
цинка перемешивание способствует уносу пузырьков водорода с катодных
листов. Чем сильнее агитация, тем больше можно снижать содержание
цинка в отработанном электролите, не ухудшая качества катодного
осадка. При интенсивной агитации заметно улучшается наружный вид
катодного осадка.
В современных электролитных установках в отработанном электролите
оставляется достаточно высокое содержание цинка, вследствие чего
агитация раствора естественной циркуляцией и поднимающимися пузырьками
газов, выделяемых на электродах, является достаточной для получения
однородного состава электролита во всей ванне. Охлаждение электролита
при помощи змеевиков и разность температур в различных местах ванны
также способствуют созданию однородности раствора.
В табл. 218 приведены составы растворов, поступающих на электролиз,
а также отработанных электролитов, вытекающих из ванн.
§ 3. Охлаждение электролита
При прохождении электрического тока через электроды и электролит
выделяется джоулево тепло, за счет которого происходит нагревание
раствора. При повышении температуры электролита выход по току падает
вследствие снижения сверхнапряжения водорода на катоде и усиления
39 Металлургия тяжелых цветных металлов

610
Чаешь третья. Металлургия цинка
Таблица 218
Состав растворов до и после электролиза
Завод
«Электроцинк»
• я
Трэйл
я
»
»
Грейт-Фолле
»
Рисдон
»
ДО
после
ДО
»
после
»
ДО
после
до
после
г/л
Zn
83
44
155-165
127
60-65
54
110-115
50-60
110
50
HjsSOi
—
60
—
—
135-140
107
—
80-90
—
90
Μη
_
—
1.35
0.56
мг/л
Си 1 Cd 1 As+Sb
ί [
- 6 -
2.9 0.6ι -
0.3
4.5 0.2-0.08
0.80-0.230.25 — 0.2
0.23
1.01
0.47
6.5
0.2 - 0.1
0.15 -
0.14 4.6
0.1
0.21
Co
„
67
3.5—7
5-7
2-3
2—:!
10.2
Fe
24
23
£0-20
10
10
10
—
химической поляризации катодного осадка цинка. Чем выше плотность
тока, тем сильнее нагревается электролит.
Оптимальной температурой электролита является 35—40°.
Охлаждение электролита производится при помощи свинцовых змеевиков, в
которых циркулирует холодная вода. Охлаждению могут подвергаться
как растворы до электролиза, так и электролит непосредственно в
ваннах.
Змеевик изготовляется из свинцовых труб диаметром 25—30 мм. На
каждую ванну приходится один змеевик. При каскадном расположении
ванн змеевики устанавливаются у выходного конца ванны, чтобы в
следующую ванну поступал охлажденный электролит. При каскаде из 8—
10 ванн две средние ванны имеют по два змеевика. Длина труб змеевика
8—10 м.
При горизонтальном расположении и индивидуальном питании ванн
змеевики располагаются в передней части ванны —у места подачи
раствора. В этом случае охлаждение раствора может быть вынесено вне ванн,
в питающий бак.
Расход воды на охлаждение колеблется в зависимости от
технологического режима электролиза и температуры поступающей в змеевик
воды.
В табл. 219 приведена зависимость расхода воды от плотности тока на
катоде.
Таблица 219
Расход воды на охлаждение электролита
Плотность тока, а/м2
Расход воды при 15°
на 1 τ цинка, м3
200
22
300 350
48
54
400
85
450
108
500
134
Так как трубы постепенно покрываются слоем сульфата свинца
(снаружи) и основных солей (внутри), теплопроводность стенок
уменьшается; в связи с этим змеевики должны подвергаться регулярной
очистке.

Глава XXII. Практика электролиза
611
§ 4. Выемка катодов из ванн и снятие осадка цинка
Катоды вынимаются из ванны каждый в отдельности или группами
(фиг. 254). В первом случае катоды поднимают вручную при помощи
крюка, опущенного с помоста, устроенного над ваннами. Поднятые катоды
держат некоторое время над ванной в подвешенном состоянии, пока с них
не стечет механически увлеченный раствор. Сдирка катодного цинка
производится рядом с электролитной ванной. Снятые катодные осадки укла-
Фиг. 254. Общий вид электролитного цеха и выемка катодов
дываются на вагонетку в виде пакетов и отвозятся к печи для
переплавки. Сдирку катодов можно также производить в одном
определенном месте, куда доставляются катоды, вынутые из ванны при помощи
тали.
Снятие осадка цинка с алюминиевого листа производится вручную
при помощи специального ножа-зубила. При нормальных условиях
катодный осадок цинка, легко отстает от алюминиевого листа. Достаточно
ударить деревянным молотком по верхнему краю осадка, чтобы
последний отделился от листа. При помощи ножа поддевается слой цинка в
верхней его кромке, и весь осадок отходит от алюминиевого листа.
Нередко имеет место прилипание катодного осадка к алюминиевому
листу. Прилипание чаще всего носит местный характер. Плотно
приставший осадок цинка приходится в этих местах подрубать зубилом. Если
осадок хрупкий, легко ломающийся, тогда при его сбивании получается
много мелочи, что увеличивает потери при переплавке. Иногда
прилипание охватывает целый лист.
39*

612
Часть третья. Металлургия цинка
Природа этого явления не вполне выяснена. Металлографическое
исследование показало, что в случае плотного приставания цинкового
осадка к алюминиевому катоду между алюминием и цинком под микроскопом
наблюдается четкая граница без признаков каких-либо промежуточных
слоев. Это указывает на то, что поверхностный слой окиси, присутствую
щий обычно на алюминиевом катоде, удален действием какого-то реагента.
Таким реагентом считается фтор.
Алюминиевые листы после снятия катодного осадка цинка очищаются
металлической щеткой, смазываются и опускаются обратно в ванну.
Катоды вынимаются из ванны каждые 24 или 48 час. Чем чище
электролит, тем дольше может быть пребывание катода в ванне. При наличии
загрязняющих примесей в электролите вредное влияние их в связи с
удлинением срока отложения цинка быстро возрастает. Определенный
электролит моя?ет оказаться пригодным лишь для электролиза в течение 24час.
с удовлетворительным выходом по току. Использование того же
электролита для 48-часового периода отложения может обусловить получение
низкого к. п. д. тока. Можно считать правилом, что при меньшей
продолжительности пребывания катодов в ванне выход по току повышается.
§ 5. Защита от кислых брызг
Пузырьки газов, выделяющиеся на электродах, механически
увлекают с собой мельчайшие частицы кислого электролита, образуя туман
в электролизном цехе. Чем выше плотность тока, тем интенсивнее
происходит образование тумана. Кислый туман, в котором находятся серная
кислота и ее соли, оказывает раздражающее действие на дыхательные
органы. Кроме того, сернокислотный туман разрушающе действует на
оборудование и перекрытия цеха. Для предупреждения туманообразо-
вания в электролитную ванну добавляют клей, жидкое стекло или крезол
в смеси с гумми-арабиком. При расходовании 0.35—0.6 кг крезола,
0.5—0.75 кг клея и 0.7 кг жидкого стекла на 1 τ катодного цинка на
поверхности электролита сохраняется устойчивая пена.
Весьма эффективным способом является покрытие поверхности
электролита измельченной пробкой размером кусков 0.5 см* слоем 10—20 мм.
Пробковый покров удерживает пузырьки газа на поверхности
электролита, собирая их вместе. Большие пузырьки медленно поднимаются через
пробковый слой и, лопаясь, почти не увлекают с собой частиц
электролита. На 1м2 поверхности ванны требуется около 2 кг пробки. Для этой же
цели применяется измельченный мыльный корень, который периодически
засыпается на поверхность электролита в ванне.
Пределы концентраций серной кислоты и сульфата цинка в воздухе
электролизных цехов и режим температуры и влажности атмосферы
цеха характеризуются следующими цифрами (табл. 220).
Τ a G л и ц а 220
Загрязненность воздуха электролизного, цеха
Туман H2S04
Туман ZnSOt
Содержание в мг/я воздуха на высоте
от уровня пола рабочей площадки
1.3 м 1 2-2.5 м
1
0.065-0.0002
0.095-0.015
0.135-0.0008
0.035 Следы
5.5-6.0 м
0.065-0.008
0.003

Температура

воздуха, °С
15 -30
Относи-
тельяая
влаж-
дость

воздуха, %
55-85

Глава XXII. Практика электролиза
613
Концентрации даны для зимнего периода года при бездействии
механической вентиляции. Нижний предел концентраций относится к случаю
применения пенообразующих присадок.
Температура и относительная влажность даны средние для зимнего и
летнего периодов года.
Для соблюдения санитарно-гигиенических условий предельно
допустимые концентрации вредных составляющих в атмосфере цеха не должны
превышать:
туман серной кислоты 0.02 мг/л.
туман сульфата цинка 0.004 >.
§ δ. Очистка и ремонт электролитной ванны
На дне ванны постепенно накапливаются марганцовистый шлам и
кусочки катодного цинка. В течение года ванна 2—3 раза выключается
для очистки. При остановке ванны проверяются и прочищаются
змеевики, трубопроводы для растворов, футеровка. Выпрямляются
аноды. Изолируются токоподводящие шины. После этого подвешивают
электроды, заполняют раствором, включают ванну и продолжают
электролиз.
Шлам направляется в цех выщелачивания.
В табл. 221 приведены составы марганцовистого шлама из
электролитных ванн.
Таблица 221
Состав анодного шлама (%)
^~ѵ·^^ Завод
Компо- ^~~^
ненты ^\^
МпОо
РЬ
Ζη

Челябинский
70.0
14.0
—
Трэйл
72.5
9.8
1.7
Рисдон
G3.0
3.65
4.І!
Грейт- j
Фоллс 1
I
1
Й5.71
14.8 !
■і;л ;
§ 1. Контроль процесса электролиза
При электролизе цинка объектом наибольшего внимания является
электролит. Состав электролита и его температура контролируются
ежечасно. Необходимые изменения кислотности электролита производятся
регулированием количества подаваемого в ванны свежего раствора.
Температура рабочего электролита регулируется скоростью циркуляции
холодной воды в змеевиках.
Большое внимание уделяется борьбе с короткими замыканиями между
электродами или последними и обшивкой ванн. Короткое замыкание
узнается при помощи переносных вольтметров, по разогреву электродов,
интенсивному выделению пузырьков вследствие обратного растворения
цинка. Для автоматизации наблюдения за возникновением коротких
замыканий применяется окраска ушков анодов теплочувствительным
лаком, меняющим свой цвет под влиянием нагрева.
Для устранения коротких замыканий электроды должны подвешиваться
строго параллельно. Появление и рост дендритных отложений должны
быть своевременно ликвидированы.

614
Часть третья. Металлургия цинка
Непрерывно контролируется напряжение между электродами.
Засорение контактов, увеличение толщины слоя шлама на анодах
понижение содержания кислоты в электролите являются причиной
повышения напряжения. Особенное внимание должно уделяться
содержанию контактов в чистоте.
Для предупреждения утечки тока необходимо следить за изоляцией
ванн; практиковать размыкание цепи в циркуляционной системе
введением труб из неэлектропроводного материала: резины, стекла, эбонита
и др., периодическое прерывание струи циркулирующих растворов и т. д.
При неожиданном прекращении тока немедленно приступают к
выемке катодов. Для предупреждения обратного растворения цинка в кислом
электролите последний вытесняется при этом из ванн свежим
нейтральным раствором.
§ 8. Технические показатели процесса электролиза
Основным показателем, определяющим экономику процесса
электролитического осаждения цинка из растворов, является удельный расход
электроэнергии постоянного и переменного тока на единицу металла.
Электрохимический эквивалент, т. е. теоретическое количество
металлического цинка, которое выделяет один ампер-час (1 Ah), равняется
H'-fiO-бО 65-37-60-60 . 0,00
w = = = 1.2193 г,
96 500/. 96500-2
где w — количество цинка в г;
W — атомный вес металла;
η — валентность металла.
На практике это количество полностью никогда не получается.
Отношением веса осажденного металла к его электрохимическому эквиваленту
определяется коэффициент полезного действия (к. п. д.) тока.
Общее напряжение у зажимов ванны выражается уравнением
E = eK + ea+e + JR.
Энергия для разложения одного грамм-эквивалента вещества
составляет
А = (ек + еа + е + JR) -96500 вольт-кулонов.
Теоретически для получения 1 г металлического цинка требуется
1.927 вт-ч электроэнергии постоянного тока, что соответствует 0.52 г
цинка на 1 вт-ч. Если через а обозначить коэффициент использования
тока, то степень использования энергии К выразится формулой
ν loo·Et
К — а !— о/0
Ε,+e+IR '° '
где а — к. п. д. тока;
ек — потенциал катода;
ея — потенциал анода;

Глава XXII. Практика электролиза
615
е — сверхнапряжение;
/ — сила тока;
R — сопротивление электролита.
Коэффициент использования энергии будет тем больше, чем выше
выход по току и меньше сопротивление или разность потенциалов на
зажимах ванны.
Для экономии энергии напряжение должно быть минимальным, а
выход по току — максимальным.
а) К. п. д. тока. Колебания коэффициента полезного действия тока
зависят от трех основных факторов:
1) количества выделяемого на катоде водорода;
2) восстановления и обратного окисления примесей;
3) обратного растворения катодного осадка цинка.
Кислые растворы сульфата цинка содержат ионы водорода вследствие
диссоциации воды и серной кислоты. При близких между собой
напряжениях разложения сульфата цинка и воды с выделением водорода на
цинковом катоде на последнем могут осаждаться как ионы водорода, так
и ионы цинка. При соответствующем регулировании сверхнапряжения
водорода на цинковом катоде будет оседать преимущественно цинк.
Интенсивное перемешивание электролита и достаточно высокая
концентрация ионов цинка в слое электролита, находящемся в
непосредственном соприкосновении с катодом, обеспечивают при заданной плотности
тока преимущественное выделение цинка на катоде. Гладкий осадок,
высокая плотность тока, низкая температура раствора препятствуют
выделению водорода на катоде, повышая к. п. д. тока.
Помимо непроизводительного расходования электрического тока на
выделение водорода и примесей на катоде к. п. д. тока снижается также и
вследствие обратного растворения цинка. Цинк, раз осевший, имеет
тенденцию снова растворяться в электролите. Интенсивность разъедания
цинкового катодного осадка зависит от ряда причин. Высокая
концентрация кислоты в растворе, повышение температуры электролита, неровная,
губчатая, с почковидными отложениями поверхность осадка,— все это
вызывает обратное растворение катодного осадка цинка.
Заметное влияние на выход по току оказывает длительность
пребывания катода в ванне.
Длительность пребывания катода, часы 12 24 48 72 96
Выход по току, % . 95:7 95.3 94.9 94.0 93.1
Примеси, оседающие на катоде, образуя очаги с низким
сверхнапряжением водорода, способствуют растворению осевшего цинка благодаря
возникающим гальваническим парам.
Чем чище получается цинк, тем медленнее он разъедается, тем
ближе он к «пассивному» состоянию.
Из всех причин, отрицательно влияющих на к. п. д. тока, наиболее
вредно присутствие металлических примесей, как сурьма, мышьяк,
кобальт и др.· Получение высокого выхода по току находится в прямой
зависимости от чистоты электролита.
На практике выход по току при стандартной схеме гидроэлектроме-
таллургического способа получения цинка составляет 89—92%,
повышаясь в некоторых случаях до 94%.
б) Напряжение. Теоретическое напряжение разложения раствора
сернокислого цинка составляет 2.35 в. Эта цифра относится к платиновым
анодам, чистым разбавленным растворам и нормальным условиям темпе-

616
Часть третья. Металлургия цинка
ратуры и давления. При работе в ваннах заводской конструкции со
свинцовыми анодами, покрытыми слоем перекиси свинца, и техническими
растворами сульфата цинка рабочее напряжение значительно превышает
теоретическое.
Общее напряжение ванны складывается из:
1) обратимого напряжения, равного сумме обратимых
потенциалов на электродах;
2) напряжения поляризации, равного сумме напряжений
поляризации на обоих электродах (напряжение на преодоление сопротивления па
поверхности электродов);
3) напряжения на преодоление сопротивления раствора.
4) напряжения на преодоление омического сопротивления электродон.
Сопротивление электродов обычно невелико. Свинцовые аноды и
алюминиевые катоды являются относительно хорошими проводниками.
Образование пленки из перекиси свинца на аноде увеличивает его
сопротивление.
То же действие оказывает осаждающаяся на аноде перекись
марганца. Сопротивление прохождению тока повышается, а вместе с ним
увеличивается необходимое напряжение. Чем толще пленка перекисей свинца
и марганца на поверхности анода, тем больше сопротивление, а
следовательно, и необходимое напряжение ванны. С этой точки зрения
своевременная замена старых анодов новыми позволяет работать с более
низким напряжением.
Процесс электролиза сернокислого раствора цинка сопровождается
выделением кислорода на аноде и частично водорода на катоде. Пузырьки
кислорода, образуя тонкую пленку на поверхности свинцового анода,
увеличивают сопротивление ванны. Скорость, с которой пузырьки
кислорода удаляются с анода, оказывает влияние на величину напряжения.
Перемешивание электролита благоприятствует этому. Более
рациональным является использование реакции на аноде для окисления какого-
либо химического реагента. При электролизе цинка таким реагентом
является сернокислая закись марганца. Последний является одной из
немногих примесей, допускаемых в довольно значительных количествах
при электролизе цинка без вреда для процесса. Окисляясь до Мп02,
марганец тем самым влияет на уменьшение напряжения на аноде.
Аналогичное действие оказывают пузырьки водорода, образующиеся
на катоде. Эффективная поверхность цинкового катода уменьшается,
что приводит к увеличению плотноститока.. Сордается добавочное
сопротивление, требующее повышения напряжения. Все условия,
предупреждающие, образование водорода на катоде, способствуют также понижению
потенциала ванны.
На напряжение ванны заметно влияет сопротивление раствора.
Электропроводность последнего зависит от ряда факторов: концентрации
цинка и серной кислоты, температуры и т. д. При повышении кислотности
электролита сопротивление ванны падает. В ванне, работающей с
плотностью тока 300 а/м2, увеличение концентрации серной кислоты с 5 до
8% приводит к понижению напряжения с 4 до 3.6 в. Повышение
содержания кислоты до 10% вызывает дальнейшее понижение напряжения до 3.4 в.
Повышение температуры электролита также понижает сопротивление
ванны.
В табл. 222 приведены результаты опытов, проведенных Гансѳном но
изучению влияния температуры ванны на напряжение при разной
кислотности раствора и различных плотностях тока. Расстояние между
электродами составляло во всех опытах 50 мм.

Глава XXII. Практика электролиза
617
Таблица 22ϋ
Влияние температуры и

Температура,
"С
40
40
40
40
40
40
50
50
50
50
50
50
60
60
60
60
60
60
70
70
70
70
70
70

Кислотность,
г/л
0
20
40
60
80
100
0
20
40
60
80
100
0
20
40
60
(0
100
0
20
40
60
80
100
кислотности электролита на напряжение вгнны
Плотность тока, а/м"
0 1
2.68
2.68
2.69
2.69
2.70
2.70
2.64
2.65
2.65
2.65
2.66
2.66
2.56
2.58
2.58
2.60
2.62
2.62
2.52
2.54
2.56
2.57
2.59
2.60
юо |
3.48
3.26
3.16
3.08
3.02
2.96
3.34
3.13
3.07
2.97
2.92
2.89
3.24
3.08
2.?8
2.92
2.89
2.85
ЗЛО
3.00
2.95
2.91
2-87
2-81
200 | 300 j
Напряжепие ваппі
4.25
ЗЛО
3.58
3.42
3.28
3.15
4.СО
3.67
3.48
3.32
3.17
3.08
3.80
3.55
3.38
3.S5
3.12
3.03
3.65
3.44
3.30
3.19
3.07
3.00
5.02
4.33
3.98
3.72
3.51
3.33
4.67
4.15
3.82
3.62
3.43
3.27
4.40
3.95
3.72
3.53
3.37
3.22
4.17
3.83
3.62
3.45
3.31
3.17
400 |
л (в)
5.75
4.87
4.38
4.02
3.74
3.51
5.32
4.61
4.20
3.91
3.65
3.50
4.97
4.40
4.06
3.79
3.57
3.39
4.64
4.09
ЗЛ8
3.71
3.50
3.32
500 j
6.50
5.40
4.78
4.33
3.97
3.72
6.00
5.07
4.58
4.20
3.87
3.62
5.55
4.83
4.40
4.05
3.77
3.55
5.20
4.55
4.26
3.97
3.70
3.49
100 0
10.25
8.07
6.78
5.86
5.12
4.69
9.38
7.37
6.48
5.90
4.97
4.50
8.42
7.00
6.10
5.22
4.77
4.37
7.77
6.62
5.85
5.27
4.77
4.32
Из таблицы видно, что при повышении температуры от 40 до 70°
напряжение ванны падает при всех плотностях тока, применяемых в
процессе электролиза. Аналогичное действие оказывает повышение
кислотности с 20 до 100 г/л H2S04. Если с повышением кислотности и
температуры ванны не увеличивалась бы коррозия катодного осадка цинка,
было бы желательно употреблять горячие кислые растворы для
работы с более низким напряжением. На практике, температура
электролита держится между 35 и 40° при удалении катодных цинковых
осадков через каждые 24—48 час.
Для уменьшения сопротивления ванны большое значение имеет также
расстояние между электродами, которое колеблется от 50 до 35 мм.
Необходимо следить за тем, чтобы электроды сохраняли полную
параллельность. При высокой плотности тока малейшие неравномерности
при заданном расстоянии между электродами ведут к образованию
неправильного осадка.
В табл. 223 приведены рабочие напряжения ванн при электролизе
цинка. Как видно из таблицы, падение напряжения колеблется от 3.1
до 3.6 в.
В табл. 224 приведен примерный баланс напряжения электролитной
цинковой ванны, снятый Е. Давыдовской на Челябинском цинко-
электролитяом заводе.
в) Коэффициент использования электроэнергии. Расход
электроэнергии постоянного тока на 1 τ цинка приведен в табл. 225. В среднем на

Таблица 223
Основные данные, характеризующие процесс электролиза в зависимости от кислотности отработанного
алевтролита и плотности тока
Завод
«Электро-
цинк» . . .
Челябинский
Анаконда . .
Трэйл ....
Магдебург
Келлог . . .
Флин-Флон .
Сила
тока
на

ванну, а
9 000
8 000
8 000
10 000
8 000
6 000
Плотность тока
на катоде
па
аноде
а/м2
400
380
320
286—297
730
1080
317
295
Выход
по
току,
о/
/о
92
88—90
94
92
94
85—90
Размеры ванн
(внутренние),
длина X
ширина X глубина
м
2.2Х0.82ХІ.ЗЗ
2.194χ0.82χ
ХІ.32
3.13x0.86
2·032χ0.686χ
χ 1.067
1.4x0.94x1.36
1.9x0.76x1.15
2.286χ0.94χ
Xl.219

Поверхность
ванн на
100 τ
в сутки,
М2
1230
430
700

Расстояние
между
анодами,
мм
80—85
85—90
102
50
между
катодами
102
Расстоя·
ное
между

электродами, мм
50
23
16
Напряяіе-
нпе на
ванне,
в
3.5—3.6
3.55
3.5
3.1—3.35
3.2—3.6
Состав
рабочего
электролита
Ζη
IbS04
г/л
60
50
60
30
78
93
160
300
Содерят -
пне
цинка в
растворе,
г/л
112
112
160
230
Расход
энергии

постоянного тока
на 1 τ
цинка,
квт-я
3385

постоянный
= 3400

переменный
=4160
3320
2830
Число
ванн
в
серии
240
(из них
16 в
резерве)
160

Глава XXII. Практика электролиза
619
Таблица 224
В алане напряжения цинко-электролитной ванны
Показатели
Потенциал разложения сульфата
цинка
Падение напряжения:
в электролите
» алюминиевом катоде .....
Падение напряжения в переходных
контактах:
со штанги на штангу двух со-
с медной штанги на анод . . .
» медной штанги на катод . .
Падение напряжения, связанное
с анодной и катодной
поляризацией, а также сопротивление
2.Я50
0.260
0,002
0.010
0.013
0.006
0.005
0.950
3.596
в
2.350
0.272
0.024
0.950
О'
/О
65.35
7.57
0.67
26.41
3.596 100
получение 1 τ катодного цинка расходуется 3350 квт-ч постоянного тока,
при теоретическом количестве 1927 квт-ч. Таким образом,
коэффициент использования электроэнергии постоянного тока составляет
около 60%.
С учетом потерь электроэнергии при выпрямлении тока, в проводниках
до ванн, а также утечки тока вследствие дефектов изоляции общий
коэффициент использования электроэнергии переменного тока низкой
стороны составляет 45—50%.
В среднем на 1 τ чушкового цинка, получаемого электролитическим
путем, расходуется 4500 квт-ч электроэнергии переменного тока.
Следовательно, на каждую тонну получаемого цинка в год необходимо около
0.5 квт установочной мощности источника электроэнергии.
В табл. 225 приведены технические показатели электролиза цинка.
Производительность одной ванны определяется количеством
электричества, проходящего через нее, и коэффициентом использования
тока.
Производительность одной серии ванн при данной силе тока
определяется количеством ванн, включаемых в серию при заданном исходном
напряжении.
Таким образом, общая производительность электролизного цеха при
заданной мощности энергоустановки (ампераж и вольтаж) будет тем выше,
чем больше коэффициент полезного действия тока и чем большее
количество работающих ванн включено в серию.

Τ a о л и ца '22с
Технические показатели электролиза цинка
Показатели
Единица

измерения
Состав отработанного электролита:
Ζα
; h2so4
[ Температура электролита
'. Расход воды на охлаждение
электролита (на 1 τ цинка)
Расход клея па 1 τ катодного цинка . .
Катодная плотность тока
Расстояние между электродами
г/л
ι
г/л
! "''
і м3
кг
! а/м2
і мм
ι
В
часы
кг
кг
Падение напряжения на ванну
Длительность отложения цинка ....
Получается цинка с катода в сутки . .
Расход свинцовых анодов на 1 τ цинка
| Расход алюминиевых катодов на 1 τ цинка j кг
I Выход по току I %
Расход энергии постоянного тока на 1 τ |
цинка ! квт-ч
Расход энергии переменного тока на 1 τ
цинка | квт-ч
Завод
Челябинский
Троил
Греит-Фоллс
49
95
33-35
ίου
υ. 75
380
107
30 - ΊΟ
49
0.3
400
Между Между
анодами анодами
80—90 I 100
3.55
24
88-90
I 3.5
I 'і8
ι 12.7-14.5
0.7-0.9
4.5
91 -ί4
50-СО
110-115
4 5-50
32 - 38
1-2
350
Между
анодами
100
3.4-3.1',
24
10.9
0.8-0.9
4.7
91-9Ί
3130-3330 ! 3100-3310
3460-3750 3310-3530
Рпсдон | Магдебург | Ксллог
Зо
90
35-4(1
-
285
Между
анодами
100
3.54-3.6
72
9.0
2.8
0.4
92.Х
„
55-60
150-160
35-40
0.4
730
23
3.1-3.35
24
·-
·-
■-
94
2830
30
300
40-50
—
1100
20-30
8.2 — 3.8
10
—
—
—
10
3100 — 3200
I 3400 — 3500 !

Глаеп XXIII. Пербработка продуктои, получаемых при гидрометаллургии цинка 621
Глава XXIII
ПРОДУКТЫ, ПОЛУЧАЕМЫЕ ПРИ ГИДРОЭДЕКТРОМЕТАЛЛУРГИИ
ЦИНКА, И СПОСОБЫ ИХ ДАЛЬНЕЙШЕЙ ПЕРЕРАБОТКИ
При гидроэлектрометаллургии цинка получаются следующие
коночные продукты:
1) катодный листовой цинк:
2) отвальные кеки;
3) медно-кадмиевые кеки:
4) кобальтовые кекп.
Катодные цинковые листы направляются на переплавку и отливку
в чушки.
Отвальные кеки представляют полиметаллический продукт, содержащий
цинк, свинец, медь, кадмий, драгоценные металлы. Дальнейшая
переработка их имеет целью комплексное извлечение всех ценных составляющих.
Медно-кадмиевые кеки являются исходным сырьем для получения
кадмия. При переработке медно-кадмиевых кеков извлекаются помимо
металлического кадмия также медь в виде купороса и цинк в виде
сернокислого раствора. Последний возвращается обратно в цинковое произ-
яодство.
Кобальтовые кеки используются для извлечения из них кобальта.
Ниже приведено описание способов переработки получаемых продуктов.
§ 1. Переплавка катодного цинка
Осажденный на алюминиевых катодах цинк получается в виде листов
толщиной 2—3 мм. После просушки цинковые листы направляются на
переплавку в отражательную или электрическую печь.
Для предохранения цинка от окисления в процессе плавки в печи
поддерживается восстановительная атмосфера. Для этой же цели
расплавление цинка производится погружением листов в жидкую ванну
перегретого металла.
Разлив цинка производится специальной ложкой, подвешенной на
монорельсе, в стационарные изложницы либо карусельные машины с
изложницами, охлаждаемыми снизу обрызгиванием водой.
В качестве флюса при переплавке катодного цинка применяется
хлористый аммоний. Последний разрушает поверхностную пленку окиси
цинка и способствует слиянию корольков расплавленного металла.
Загрузка цинковых листов в отражательную печь производится через
отверстие в своде (фиг. 255).
Цинковые листы в виде столба покоятся на лещади печи. По мере
оплавления и оседания вниз, на столб сверху, над сводом, кладутся новые
лачки цинковых листов.
С поверхности ванны периодически удаляется слой дросса.
Отражательные печи отапливаются углем, нефтью или газом.
В табл. 226 приведены основные размеры и технические показатели
работы печей для переплавки катодного цинка. Как видно из данных этой
таблицы, емкость отражательных печей для переплавки катодного цинка
достигает 180 т. Расход топлива колеблется от 3.5 до 8.9%. Дроссов
получается около 4% веса цинка. В дроссы и пыль переходит от 4 до 8.5%
металла. Содержание цинка в дроссах составляет 85%.
На цинкоэлектролитном заводе Ивэнс-Валовер (США) для переплавки
катодного цинка применяется вращающаяся цилиндрическая печь. Через

62 2
Часть третья. Металлургия цинка
Таблица 226
Печи для переплавки катодного цинка и технические показатели работы
Показатели
Тип печи
Емкость печи
Размеры печи:
Длина
глубина
Расход топлива (отвеса
цинка)
Расход хлористого
аммония (на 1 τ цинка)
Температура в печи . .
» ванны . .
Количество дроссов (от
веса цинка) ....
Распределение цинка:
в чушковой металл
в дроссы и пыль . .
Единица
измерения
__.
τ
мм
мм
мм
о/
/о
кг
°с
°С
%
%
%
%

«Электроринк» ,

Отражательная
70
—
—
—
4.5
2.5
—
—
—
«4.3
—
3

Челябинский

Отражательная
120
5000
3000
800
3.5
0.86
800
550
4.0
93.7
5.1
а в
Трэйл

Отражательная
125
6200
4570
1067
8
—
—
480
—
95.5
3-4
1—1.5
о д
Рисдон

Отражательная
180
5485
4877
1220
8.90
0.82
—
460—480
—
ί 5.97
3.95
0.08

Магдебург

тропечь
20
:^
—
—
—
0.40
—
—
2.5
97.5
2.12
0.38
Флин-
Флон

Отражательная
100
—.
—
6
—
775
460
—
—
—
один конец печи периодически загружаются сложенные пакетами
катодные листы. В другом конце печи имеется отверстие для выпуска металла.
Печь отапливается натуральным газом. Плавка во вращающейся
барабанной печи происходит быстрее, чем в отражательной. Количество
образующихся дроссов меньше.
На заводе «Электроцинк» катодный цинк плавится в
электрической, низкочастотной индукционной печи (фиг. 256). Суточная
производительность печи 70 т. Расход электроэнергии составляет 110 квт-ч на
1 τ цинка.
В табл. 227 приведены анализы чушкового электролитного цинка.
Как видно из анализов, содержание цинка в металле колеблется от 99.91
до 99.99%.
Основной примесью в цинке является свинец, количество которого
доходит до 0.056%. В электролитном цинке содержатся также
кадмий, железо, медь. Присутствие меди в электролитном цинке
объясняется, главным образом, попаданием ее в электролит при чистке
контактов.
При переплавке катодного цинка получаются дроссы и пыль,
содержащие хлориды цинка и аммония. Количество получаемых дроссов зависит
от физического состояния переплавляемых катодных листов. Переплавка
губчатого, почковидного с дендритами цинка связана с образованием
значительного количества дроссов. Последние состоят из смеси окислов
и гранул цинка.
Прямое выщелачивание цинка из дроссов серной кислотой
нецелесообразно, так как при этом в раствор переходят также хлориды. Для
удаления хлора при последующей очистке раствора требуется
дополнительный расход сульфата серебра.

Глава XXIII· Переработка продуктов, получаемых при гидрометаллургии цинка 625
На заводе Трэйл дроссы загружаются в барабанную вращающуюся
печь. При нагревании пленка окиси цинка разрушается действием
хлорида·»
Продольный разрез
Поперечный оазоч:·
штлм
-гк
Ρ*
.| ..·
J^"X, J"a \ _,.
s -~-кІя I
" в * . "*.'VlV fclV Λι V ' ' . * » .
fULUUU
I
Фиг. 255. Отражательная печь для плавки катодного цинка
/ — крепление печи; 2 — 2 — газоходы; 3 — 3- рабочие дверки; 4 — 4— загрузочные отверстия
в своде печи; 5 — топка
стого аммония, что способствует слиянию жидких частиц металла. Таким
способом можно извлечь из дроссов большую часть металлического цинка.
Таблица 227
Соетав электролитного цинка (%)
Завод
Zn
Cd
Pb
Ре
Челябинский
«Электроцинк*
Флин-Флон
Трэйл . . .
Рисдон. . . .
Келлог. . . .
Брокен-Хилл
99.07
99.9Г03
99.9920
99.9683
99.9930
99.9760
99.9983
99.815
0.008
0.0038
0.0054
0.0013
0.0003
0.005
0.002
0.0071
0.0001
0.002
0.010
0.0039
0.0042
0.0049
0.0037
0.024
0.0035
0.0148
0.0004
0.017
0.003
О.ОО'О
0.0023
0.0008
0.0014
0.0017
0.0007
0.0012
0.0004
0.001
Си
0.001
0.0003
0.0005
0.0027
0.0026
0.001
0.008
0.0008
0.0008
0.0005
Для удаления хлоридов из твердых остатков дроссы нагреваются до
700—800°. Улетучивающиеся хлориды улавливаются. Хлориды могут
быть также удалены из дроссов выщелачиванием водой.

«24
Часть третья. Металлургия цинка
После извлечения части металлического цинка и удаления хлоридов
дроссы направляются обратно на выщелачивание.
§ 2. Переработка отвальных кеков
В отвальных кеках электролитных цинковых заводов кроме цинка,
«винца и меди остаются полностью драгоценные металлы.
Фиг. 256. Низкочастотная индукционная электрическая печь для плавки
цинковых катодов
1— трансформаторы; 5 —плавильное пространство; з — зумпф для вычерпывания
цинка; 4— колпаки для отвода газов; 5—загрузочная воронка; 5--воздух для
охлаждения
Ниже приведен ситовой (табл. 228), рациональный (табл. 229)
и химический (табл. 230) анализ кеков, получаемых при переработке
цинковых концентратов.
Τ а о лица 228
Ситовой а на.им отвальных кеков (%)
~ -______^ Меш
Исходные концентраты --
Лениногорские . ...
Мизурские
+40
1.19
1.00
+60
0.58
0.38
+ 100
1.23
0.92
+ 120
1.06
1.66
+ 140
1.03
2.46
+ 170 +200
2.71
2.36.
5.45
4.56
—200
86.77
86.66
Из рационального анализа видно, что свинец в кеке находится,
главным образом, в виде сульфата, а цинк и медь — в виде ферритов.
При невысоком содержании цинка кеки можно направлять ыепосреД-
твенно на свинцовые предприятия. Прибавлением кеков к шихте ва-

Таблица 292
Рациональный анализ отвальных кеков (%)
Исходные концентраты
Лениногорские
PbSO<
11.22
РЬО
2.29
PbS
0.09
ZnSO,
0.13
ZnO
0.07
ZnO·
• Fes02
47.12
ZnS
8.08
ZnO·
•Si02
0.76
CuO
0.11
CuO·
•Fe203
4.21
Таблица 230
Состав отвальных кеков (%)
Исходные
концентраты
Лениногорские
Мизурскиѳ . .
РЬ
11.76
4.82
Zn
18.67
23.74
Си
1.21
1.28
Fe
23.30
29.28
Μη
0.46
0.86
Cfl
0.08
CaO
3.ί9
1.96
MgO
1.24
0.28
A1203
4.58
2.11
Si02
11.88
11.67
°общ.
5.99
5.14
RSO,
3.48
1.51

626 Часть третья. Металлургия цинка
тержакетов свинцовой плавки можно извлечь свинец, медь, золото и
серебро. Если вкеках содержится мало свинца и цинка, но много меди, то
их можно прибавлять к шихте медной плавки на штейн в отражательной
печи.
Из пирометаллургических процессов для удаления цинка и свинца
из кеков наиболее подходящим является вельцевание. При переработке
кеков вельцпроцессом получается оксидный концентрат, который
поступает на выщелачивание раствором серной кислоты. В осадке после
выщелачивания остается сернокислый свинец. Медистый клинкер, получаемый
при вельцѳвании кеков, направляется на медеплавильные заводы.
Пирометаллургический способ переработки кеков цинковых заводов
вельцеванием требует дополнительных капиталовложений для
строительства вельцустановок. Поэтому большего внимания заслуживают те
способы, которые позволяют использовать наличное оборудование
электролитных заводов для извлечения цинка из кеков.
На заводе Трэйл применяют способ сульфатизации. Кеки нагреваются
в атмосфере сернистого газа при 550°. Окись цинка при этом сульфати-
эируется и переходит в ZnS04. Те же результаты получаются при обжиге
смеси кеков и свежих сульфидных концентратов.
При сульфатизации сернистым газом протекает реакция
ZnO · Fe203 + S02 + 7«0« = ZnS04 + Fe203.
На заводе Анаконда сульфатизация производится при помощи крепкой
серной кислоты при нагревании.
Сульфатизация проводится в две стадии: сначала кек смешивается
с серной кислотой и нагревается до 300—350° в печах с механическим
перегребанием. При этом протекает реакция
ZnO -Fe203 + 4H2S04 = ZnS04 + Fe3 (S04)3 + 4H20.
Цинк и железо феррита сульфатизируются. Крепкая серная кислота
может также реагировать с ZnS по уравнению
ZnS + HaS04 = H,S + ZnS04.
При последующем повышении температуры до 620—650° сульфат
окиси железа диссоциирует по уравнению
Fe2(S04)3-»Fe203 + 3S03.
Выделяющийся серный ангидрид реагирует с неразложившейся в
первой стадии процесса частью феррита цинка с образованием сульфата
ZnO ■ Fe208 + S03 = ZnS04 + Fea03.

Глава XXIII. Переработка, продуктов, получаемых при гидрометаллургии цинка 627
Расход серной кислоты составляет 1.75 вес. части (в моногидрате)
на 1 вес часть цинка. Для лучшего использования выделяющегося S03
слой кека в печи должен быть достаточной толщины.
При обработке кеков серной кислотой сульфатизируются также медь
и свинец.
При выщелачивании слабым раствором серной кислоты ZnS04, 3ΖηΟ·
• 2S03 и CuSОі переходят в раствор. Кек после фильтрации,
содержащий свинец и благородные металлы, направляется на свинцовый завод.
Метод сульфатизации при помощи серной кислоты был проверен на
кеках, полученных при выщелачивании обожженных лениногорскпх и
мизурских концентратов на заводе «Электроцинк».г
На основании опытов были сделаны следующие выводы:
1) Сульфатизацию необходимо проводить в две операции, вначале при
300—350°, а затем при 620—650°; расход кислоты (100%) составляет
26.0— 33.6% веса материала.
2) Сульфатизация цинка происходит, главным образом, серным
ангидридом, получаемым от диссоциации образовавшегося Fe2(S04)3. Чем
интенсивнее диссоциация последнего и лучше обеспечен контакт между
S03 и неразложившимися ферритами цинка, тем полнее происходит
сульфатизация цинка. Чем толще слой кека, тем полнее идет сульфатизация.
Чем выше температура, тем интенсивнее разложение сульфата окиси
железа. Однако при 650° начинается диссоциация сульфата цинка,
поэтому выше этой температуры переходить не рекомендуется.
3) Извлечение цинка из, кека после сульфатизации составляет 84—
88%. При выщелачивании сульфатного кека раствором серной кислоты
извлечение цинка в раствор выше, чем водой, так как при этом
растворяются также основные сульфаты цинка, которые могут образоваться в
процессе сульфатизации. Однако выщелачивание раствором серной
кислоты имеет тот недостаток, что при этом увеличивается также переход
железа и других примесей в раствор.
4) При обработке кека 25—30-процентной серной кислотой при 80—
90° извлечение цинка составляет 80.34%, меди—80.65%, железа —
94.76%.
Подробное описание пирометаллургических способов переработки
кеков цинкоэлектролитных заводов см. часть VI, глава I.
§ 3. Переработка медно-кадмиевых веков
Из анализов медно-кадмиевых кеков, приведенных в табл. 201, видно,
что в них содержится 1.5—8.3% кадмия, 2—10% меди, 20—60% цинка.
Переработка медно-кадмиевых кеков производится на месте их
получения в цехах, примыкающих непосредственно к цинкоэлектролитному
заводу. Извлечение кадмия из кеков производится гидроэлектрометал-
лургическим способом. Путем многократного растворения и цементации
цинком получаются кадмиевые растворы необходимой концентрации.
Последние направляются на электролиз с нерастворимыми анодами.
Катодный кадмий переплавляется под слоем каустика.
Растворы, содержащие цинк, направляются обратно в цинковое
производство.
Медь переводится в" сернокислый раствор. При упарке
получаются кристаллы медного купороса.
Сульфатизация неков электролитных эаводов. «Цветные металлы», №6, 1936.

Раздел Е
СПОСОБЫ ЖЖТВЖСЖФЖКАЦЖЖ ТЖДРОЭЛЕКТРО-
ММТАЛЛУРТЖЖ ЦЖЖВА
Глава XXIV
ВАРИАНТЫ СХЕМ ГИДРО ЭЛЕКТРОМЕТАЛЛУРГИИ ЦИНКА
§ 1. Основные направления
Как уже указывалось, наиболее широкое применение получила гидро-
электрометаллургическая схема, разработанная впервые на заводе Трэйл.
Отличительными особенностями этой схемы, известной .под названием
«стандартной:*, являются невысокие концентрации серной кислоты в
начальных растворах нейтральной и кислой стадий выщелачивания, низкие
плотности тока на катоде (350—450 а/м2), невысокая концентрация
серной кислоты в отработанном электролите (10—12%) и цинка в растворах,
поступающих на электролиз (110—120 г/л).
В целях уменьшения удельной емкости аппаратуры на 1 τ катодного
цинка и интенсификации процесса делались многочисленные попытки
работать с более высокими плотностями тока с получением более высокой
концентрации серной кислоты в отработанном электролите и цинка в
нейтральном растворе.
Эти тенденции нашли отражение в схемах заводов Магдебург (Германия)
и Келлог (США, способ Тэнтона). По обеим схемам сульфидные
концентраты предварительно подвергаются окислительному обжигу.
Огарок затем выщелачивается отработанным электролитом. После очистки
от примесей раствор направляется на электролиз при повышенной
плотности тока.
В схемах, разработанных Маковецким и Кульбо, окислительный
обжиг заменен процессами сульфатизации. Сульфатный продукт
выщелачивается водой.
Полученные растворы после очистки поступают на электролиз или
упариваются до купороса.
Хлорный способ (по схеме автора) основан на действии хлора на
сульфидные концентраты, в результате чего получаются хлориды металлов.
При выщелачивании водой хлористый цинк, а также хлориды железа,
кадмия, меди и др. переходят в раствор. После очистки от примесей
раствор поступает на электролиз в ванны с диафрагмами. На катодах
выделяется цинк, на анодах — хлор. Последний направляется на
хлорирование свежей порции концентратов.
Из перечисленных схем способы Магдебург, Кульбо и Тэнтона
освоены в промышленных масштабах. Способ Маковецкого прошел стадию
полузаводской проверки. Хлорный способ испытывался на укрупненно-ла-
бораторной установке.
Ниже приведены описание и отличительные особенности каждой из
перечисленных схем.

Глава XXIV. Варианты схем гидроэлектрометаллургии цинка 629
§ 2. Способ завода Магдебург
Цинковый завод Магдебург заслуживает внимания благодаря
весьма рациональному технологическому и техническому оформлению
гидроэлектролитного -производства, вытекающего из высокой селективности
получаемых при флотационном обогащении цинковых концентратов.
Содержание в концентратах до 93% сульфида цинка, менее 3% железа
и около 1 % свинца делает возможным при форсированном обжиге
получать огарок с высокой растворимостью цинка в растворах серной кислоты.
Небольшой, сравнительно, выход кеков позволил остановиться на
пропеллерных мешалках с диффузором для целей выщелачивания. Для
обеспечения полноты протекания всех реакций при гидрометаллургических
процессах и получения раствора с минимальным содержанием примесей
выщелачивание и очистка растворов производятся периодически, с
отдельными порциями продукта.
Раствор, направляемый в электролиз, получается с высокой
концентрацией цинка, что определяет возможность работать на повышенных
плотностях тока с получением отработанного электролита,
концентрированного по серной кислоте.
Обжиг концентратов. Обжиг цинковых концентратов
производится в восьмиподовых печах. Перед обжигом концентраты сушатся
для удаления влаги. Обезвоживание концентратов осуществляется в шести-
подовой сушильной печи, обогреваемой глухим паром, подаваемым в полые
пода под давлением 2 —3 ат. Печь делается диаметром 5150 мм с общей
поверхностью сушильных подов, равной 100 м2. Расстояние" между подами
равно 425 мм. Перегребание материала производится при помощи гребков
от центрального вала, вращающегося со скоростью 3—4 об/мин.
Производительность сушилки составляет 6—7 τ концентратов в 1 час при
снижении количества влаги с 8—10 до 1—2%. Расход пара составляет
110 кг на 1 τ концентратов. Достоинством сушилки является весътяа
малый унос пыли, которой получается в сутки около 100 кг. Так как было
установлено, что для процесса обжига содержание влаги должно
составлять 4—5%, высушенные концентраты перед загрузкой их в обжиговую
печь смешиваются с равным количеством сырых концентратов. Печь для
обжига имеет внутренний диаметр 7500 мм и центральный вал диаметром
1600 мм. Скорость вращения центрального вала может меняться в
пределах 1 оборот за 1—2мин., в соответствии с чем длительность обжига
варьирует от 5 до 10 час.
Интенсивность обжига достигается подачей нагретого воздуха для
окисления сульфидов, увеличенным количеством пересыпных отверстий на
подах печи и возможностью отвода обжиговых газов с 4 верхних подов.
Системой подводящих и отводящих труб, расположенных внутри
центрального вала и снабженных специальными задвижками, воздух
нагнетается вентилятором- в перегребатели для их охлаждения. Нагретый воздух
направляется затем в соответствующие пода печи и поступает в
обжиговые камеры через специальные отверстия в нижнем основании лап, что
способствует более полному использованию кислорода воздуха и
интенсивному протеканию процессов окисления. Для этой же цели
пересыпание обжигаемого материала с рерхних подов на нижние производится
через кольцевые отверстия вокруг центрального вала шириной 500 мм
на четных подах и через 10 периферийных отверстий, размерами 300 χ
Х.400 мм на нечетных подах. Это обеспечивает интенсивное окисление
концентратов во время их пересыпания.

630
Часть третья. Металлургия цинка
Производительность печи достигает 55—60 τ концентратов в сутки,
что составляет 240 кг/м2 площади пода в сутки или 75 кг серы при
десульфуризации с 30—32% до 1% S. Благодаря изоляции и
хорошему использованию тепла обжиг ведется без дополнительного
подогрева. Наивысшая температура 900—1000° устанавливается на втором и
третьем подах. Постепенно, к нижним подам, температура снижается, и
на восьмом — девятом поду достигает 600— 700°. В обжиговых газах
содержится около 6% S02. Пыли получается 14% веса концентратов.
В циклонах оседает 4% всей пыли, в газоходах —4%, в
электрофильтрах —6%. При обжиге возгоняется 90% свинца, 90% хлора, 15—20%
кадмия и мышьяка. В табл. 231 приведены анализы продуктов обжига (%).
Таблица 231
Анализ продуктов обжига завода Магдебург (%)
Продукт обжига
Концентрат . . .
Огарок
Пыль циклонов .
» газоходов .
»' из форкамеры
» » котреля 1
» » » 2
» » » 3
Zu
61.4
72.4
62.5
59.3
56.35
41.37
31.63
22.20
Pb
0.71
0.78,
2.40
4.00
5.19
20.00
24.35
32.36
Fe
2.95
3.54
3.10
3.24
2.32
2.32
1.69
1.32
Cd
0.32
0.26
0.25
0.37
0.55
1.80
2.31
3.09
As
0.13
0.15
0.21
0.25
0.21
0.32
0.40
0.42
ss
32.7
0.5
1.6
3.3
3.4
2.8
1.6
0.8
ssoa
0.06
0.86
5.15
5.35
5.36
7.73
9.25
11.60
CI
0.14
0.007
0.02
0.075
0.068
0.059
0.093
0.075
Те
0.2
0.1
1.1
1.8
2.3
Огарок классифицируется на вибрационном сите на две фракции.
Нижний отсев в минус 0.5 мм направляется на выщелачивание. Верхний
отсев и комки измельчаются и возвращаются обратно на обжиг.
Выщелачивание огарка проводится в две стадии: 1)
нейтральное и 2) кислое. Выщелачивание периодическое. Для выщелачивания
применяются агитаторы с пропеллерной мешалкой. Емкость агитатора 100 м3.
Верхняя часть агитатора цилиндрическая, нижняя коническая. Диаметр
бака 6.2 м, высота 4.6 м. Бак изготовлен из 7-мм стальных листов,
футерованных изнутри кислотоупорными плитками. Стальной вал мешалки
вращается в железной трубе конической формы, установленной по оси
агитатора. Вал и труба гуммированы. Вал вращается со скоростью 40—
100 об/мин. Содержимое бака при агитации циркулирует в вертикальном
направлении.
В первой стадии выщелачивание нейтральное. В агитатор заливается
85 м3 раствора, составленного из отработанного электролита и верхнего
«слива кислых отстойников второй стадии выщелачивания. В растворе
содержание кислоты доводится до 120 г/л. Температура раствора 45°.
Для очистки раствора от мышьяка в раствор прибавляют некоторое
количество сульфата железа и тонкоизмельченного пиролюзита. Затем
производится загрузка огарка в количестве 10 т. Температура раствора к
концу выщелачивания, которое длится один час, составляет 75—80°.
Благодаря тому, что на нейтральное выщелачивание поступает
фракция огарка в минус 0.5 мм, в раствор переходит в первой стадии процесса
более 90% растворимого цинка.
В отстойник нейтральная пульпа из агитатора подается в течение
б час. из расчета 200 л на 1 ма поверхности сгустителя при содержании

Глава XXIV. Варианты схем гидроэлектрометаллургии цинка 631
15—20г/л твердого. Верхний слив с температурой 60° пропускается через
фильтр-пресс для удаления мути из раствора. Фильтрат получается
следующего состава ι
Zn Fe Cd Cu Co As Si02 . Mn
170 г/л ел. мг/л 350 мг/л 50 мг/л 2 мг/л 1 мг'л 150 мг/л 3 г/л
Очистка раствора от меди и кадмия производится при помощи
цинковой пыли в две стадии. В первой стадии в агитатор, в котором содержится
35 м3 раствора, подается в два приема с интервалом в 20 мин. 30 кг
цинковой пыли в виде суспензии. Температура раствора в процессе
цементации поддерживается около 60°. Раствор, в котором остаточное
содержание кадмия составляет 80—100 мг/л, пропускается через фильтр-
прессы. Фильтрат подвергается вторичной очистке цинковой пылью для
полного удаления кадмия. Вторичный фильтрат с рН в пределах 5.6
охлаждается до 15—20° и направляется на электролиз. В растворе
содержится 170 г/л цинка, 3 г/л Μη, 1—2 мг/л Со, до 1 мг/л кадмия и 100 мг/л
Si02.
Сгущенная пульпа из отстойников нейтрального выщелачивания
перекачивается при помощи диафрагмовых насосов в шаровые мельницы.
•Измельченная пульпа поступает на кислое выщелачивание. В
агитатор с пропеллерной мешалкой заливается 35—40 м3
отработанного электролита и подается 50—55 м3 нейтральной сгущенной
пульпы. Перемешивание длится 90—120 мин. при температуре 80° до
получения остаточной кислотности в 12 г/л. Пульпа из агитатора
спускается в кислый сгуститель. Верхний слив с 135—150 г/л Zn, 0.7—1.3 г/л
As, 120—160 мг/л Си, 12 г/л H2S04, 2.5—4 г/л Fe, 3 г/л Мп, 3—6 мг/л
Со, 350—500 мг/л Cd, 80 мг/л Si02 направляется в агитатор нейтрального
выщелачивания. Сгущенная кислая пульпа с 300—400 г/л твердого
перекачивается диафрагмовыми насосами в баки, где она подогревается до 80°.
Из подогревательных баков кислая пульпа накачивается в друкфильтры
специальной конструкции. Друкфильтр представляет сосуд, в котором
помещаются 52 фильтрующих элемента с 40 м2 фильтрующей
поверхности. Фильтрующим материалом служат керамиковые колонки высотой
220 мм, изготовленные из колец диаметром 123/81 мм и высотой 30 мм.
Колонки нанизываются на трубу. 10 колонок, зажатых винтом,
образуют фильтрующий элемент. Продолжительность фильтрования
«оставляет 20—30 мин. Толщина кека 8—10 мм. По окончании
фильтрования остаток шлама из фильтра спускается обратно в сборник,
а кек промывается водой при температуре 70°. Отдувка кека производится
сжатым воздухом. Производительность фильтра составляет 1000 кг кека
за одну операцию при содержании влаги 30—40%.
Выход кека от огарка составляет 15—20% при среднем содержании
20% цинка.
Особенностью аппаратурного оформления выщелачивательного цеха
является широкое применение гуммированного железа.
Электролиз. Электролитный цех имеет 750 ванн,
расположенных в три серии.
Ванны изготовлены из. бетона и выложены изнутри 3-мм рольным
свинцом. Размеры ванны (внутренние) 1400x940 мм, глубина. 1460 мм,
емкость 1.8 м3. Каждая ванна смонтирована отдельно. В ванне помещается
16 катодов из чистого алюминия. Размеры катодного листа: 960 X 600 X
Х'5 мм. Катодные штанги, также из алюминия, приварены к листам.
Края катодов обтянуты резиновой шиной. Аноды, числом 17, изготов-

632 Часть третья. Металлургия цинка
лены из свинца с 1% серебра. Размеры анодного листа: 952χ615χ6 мм.
Анодные штанги медные, припаянные к листам. К краям анодов
прикреплены изоляторы для фиксации расстояния между
электродами. Каждая ванна снабжена двумя змеевиками из свинцовых труб для
охлаждения электролита. Режим электролиза следующий. Катодная
плотность тока равна 720 а/м2. Напряжение на ванне 3.4 в. Температура
электролита 35°. Кислотность 150 г/л H2S04. Расход электроэнергии
постоянного тока 3100—3300 квт-ч. Выход по току около 90%. Расход
переменного тока на 1т чушкового цинка равен 4000—4120 квт-ч. Коллоиды
добавляются в количествах: столярного клея 120 г, гумми-арабика 240 г
на одну тонну цинка. Период наращивания 24 часа. С одной ванны в сутки
получается до 250 кг цинка. Iіосле снятия осадка цинка алюминиевые
катоды подвергаются обязательному осмотру и выправлению. Чистка ванн
от шлама производится один раз в три недели. Шлам, образующийся
на поверхности анода, снимается раз в три недели. Для этого свинцовые
аноды помещают в электролитную ванну в качестве катодов. В ванну
непрерывно поступает отработанный электролит с 145 г/л серной кислоты.
Благодаря выделению водорода на поверхности свинцовых листов
происходит разрыхление шламовой пленки. Последняя удаляется затем при
помощи струи пара под давлением 6 ат. Таким же способом
производится очистка свинцовых змеевиков.
Переплавка катодного цинка. Для переплавки
катодного цинка применяются низкочастотные индукционные печи емкостью
20 τ металла. Ванна печи имеет внутренние размеры 3200 X1400 мм.
Глубина ванны 705 мм. Поперечной перегородкой ванна делится на
две части в отношении 3:1. В перегородке имеется отверстие
500 X 455 мм. Назначение перегородки не допускать проникновения дрос-
сов в отделение выдачи цинка. Температура в печи держится на уровне
500°. Загрузка печи осуществляется при помощи тельфера. Разлив цинка
производится вручную ложкой, вмещающей 120 кг цинка. Ложка
сделана из специального чугуна с 30% гематита. Для уменьшения разъедания
ложка смазывается время от времени окисью цинка.
Два раза в смену в печь загружают хлористый аммоний и производят
перемешивание дросса. Расход нашатыря 0.6% веса чушкового цинка.
Раз в смену производят съем дросса. Выход металла 97.8%. Дроссы,
в которых содержится до 35% металлического цинка, после измельчения
в шаровой мельнице, пропускаются через сито с отверстиями 0.5 мм.
Крупная фракция направляется обратно в плавильную печь. Мелкая
фракция перерабатывается вместе с отвальными кеками.
Расход энергии'на переплавку 1 τ чушкового цинка —110 квт-ч. Цинк
получается следующего состава (%):
Pb Cd Cu Zn
Файнцинк «А» (40%). . . 0.008—0.012 0.0008—0.001 0.0005 99.98—99.985-
» «В» (60%). . . 0.003—0.005 0.0008—0.001 0.0005 99.99—99.993.
§ 3. Способ Тэнтона
Особенностью технологической схемы получения цинка по способу
Тэнтона является высокая плотность тока на катоде, достигающая 1050 а/м2.
Содержание цинка в растворе, поступающем в электролиз, равно 210 г/л;
концентрация серной кислоты в отработанном электролите 270—300 г/л.
Цинковые сульфидные концентраты при способе Тэнтона обжигаются
в семиподовых печах Веджа. Обжиг ведется форсированно при темпера-

Глава XXIV. Варианта, схем гидроэлектрометаллургии цинка 635
туре 790—820°. Обожженный концентрат пропускается через магнитный
сепаратор. Получаются две фракции: магнитная, с преобладанием феррита
цинка, и немагнитная, состоящая в основном из структурно свободной
окиси цинка.
Выщелачивание цинка из огарка периодическое.
На кислое выщелачивание поступают отработанный электролит,
содержащий до 30% H2S04 при температуре 60°, и ферритная фракция
обожженного концентрата. Выщелачивание проводится в механических
агитаторах, выложенных изнутри рольным свинцом. Агитатор имеет
следующие размеры: диаметр 6 м, высота 4.4 м, емкость 80 м3. Мощность
мотора 15 л. с. Выщелачивание ведется до постоянной кислотности в
100 г/л H2S04 в растворе, что служит показателем полноты разложения
ферритов. Продолжительность выщелачивания один час.
К пульпе после кислого выщелачивания прибавляется марганцевая
руда для окисления сульфата закиси железа. В агитатор затем
загружается необходимое количество немагнитной фракции для нейтрализации
раствора и гидролитического осаждения железа и других примесей.
Конечный раствор получается с концентрацией 210 г/л цинка при
температуре 55—60°.
При способе Тэнтона, благодаря высокой начальной концентрации
серной кислоты, более полно извлекается цинк из ферритных соединений.
Гидролиз значительного количества железа, перешедшего в раствор,
способствует наиболее полному удалению из раствора мышьяка и сурьмы.
Растворенная коллоидальная кремнекислота легко коагулирует в кислых
нагретых растворах и выпадает вместе с гидратами окиси железа.
Для отделения раствора от твердых остатков применяются
вращающиеся барабанные друкфильтры.
Фильтрат после очистки от примесей поступает в электролиз.
При работе по способу Тэнтона весьма важным вопросом является
борьба с «кислым туманом» в цехе. Интенсивное выделение газов на
электродах способствует насыщению атмосферы цеха микроскопически
малыми каплями кислого электролита. После длительных опытов было
установлено, что крезоловая кислота образует стойкую защитную пену на
поверхности электролита.
Для борьбы с туманом иногда применяются особого устройства аноды.
Последние состоят из двух параллельных перфорированных свинцовых
листов, расположенных на расстоянии 25 мм друг от друга. Верхние
отверстия в анодных листах находятся вне электролита. Выделяющийся
на аноде кислород собирается в пространстве между анодными листами.
Этим значительно уменьшаются унос электролита пузырьками кислорода
и образование тумана в цехе.
Выемка катодов и снятие сних цинка производятся следующим образом:,
рабочий, находящийся на платформе, расположенной на высоте 3 м от
уровня пола цеха, передвигается вдоль ванн, поднимает при помощи
деревянного шеста по одному катоду и подвешивает его над ванной. Через
несколько минут второй рабочий снимает катод и сдирает катодный
осадок. При выемке одного катода режим ванны не нарушается; избегается
также разрушение и разъедание оборудования ванн стекающим с
вынутых катодов кислым электролитом. Катоды вынимают каждые 8 час. Это
делается для того, чтобы расстояние между поверхностями электродов с
отложившимся на них цинком было не меньше 15 мм.
Ванны деревянные, из сосновых досок толщиной 65 мм, выложенные
свинцом толщиной 3 мм. Размеры ванн: длина 1875, ширина 775, высота
1200 мм. В каждой ванне 12 катодов и 24 анода. Поверхность катода 0.8 м

«634 Часть третья. Металлургия цинка
с обеих сторон. Катодная плотность тока 1050 а/м2. Напряжение 3.4 в.
Расстояние между центрами катодов 100 мм.
Катоды силико-алюминиевые, толщиной 4 мм. Расстояние между
электродами равно 30 мм и может меняться по желанию. Катоды у кромок
покрываются деревянными рейками. Для избежания коротких замыканий
катоды закрепляются неподвижно к стенкам ванны.
Аноды имеют меньшую площадь, чем катоды. Аноды отливаются в виде
решеток толщиной 10 мм с квадратными отверстиями 15 χ 15 мм.
Расстояние между центрами отверстий 25 мм. Электроды располагаются по
концам ванны; посредине остается свободное пространство в 25—30 см.
Раствор обновляется в ванне 1 раз в течение 1 часа. Охлажденный
раствор поступает в средней части ванны, опускается на дно и двигается между
электродами к верху ванны, где имеются спускные трубы. По последним
электролит стекает в расположенные под ваннами зумпфы. Для спуска
всего электролита из ванны имеется специальная труба, через которую
ванна может быть опорожнена в течение 6 мин. Марганцовый шлам
выпускается через специальный вентиль. Очистка ванны от шлама
производится каждые 25 дней.
Раствор, поступающий в ванны, содержит: Ζη—210 г/л; HaSO-4—25 г/л.
'Отработанный электролит содержит: Ζη—30т/л; H2S04—280 г/л.
Электролит окрашен в малиновый цвет от присутствия соединений марганца.
Коэффициент полезного действия тока—90%. Расход электроэнергии
составляет 3500 квт-ч на 1 τ Ζη.
Применение крепких растворов H2S04 и ZnS04 уменьшает
количество пульпы, которую необходимо перекачивать, агитировать,
фильтровать, хранить. Рабочий объем аппаратуры также уменьшается.
Первоначальные капитальные затраты на оборудование завода по способу
Тэнтона ниже, чем при стандартном способе. Однако вследствие более
быстрого износа оборудования при работе с крепкими и горячими
.кислыми растворами увеличиваются эксплоатационные расходы.
Преимущества работы по способу Тэнтона сводятся к следующему:
1) благодаря тому, что цинк из его ферритов выщелачивается крепкими
растворами серной кислоты, обжиг концентратов можно вести более
форсированно, чем при стандартном процессе; производительность обжиговых
печей увеличивается; контроль работы печи упрощается;
2) допускается переработка концентратов с высоким содержанием
железа; образование значительного количества ферритов при обжиге не
отражается на эффективности последующего выщелачивания;
3) делается излишней установка вельцпечи для отгона цинка из кеков
от выщелачивания, так как содержание цинка в последних получается
невысокое;
4) возможно обрабатывать руды с высоким содержанием растворимого
кремнезема;
5) благодаря растворению и последующему гидролитическому
осаждению большого количества железа удаление примесей, главным образом
мышьяка и сурьмы, при очистке раствора более совершенное и полное.
§( 4. Способ Мадаовецкого
Из других методов, предложенных для переработки сульфидных цинк-
содержащих руд или концентратов, заслуживают внимания способы
А. Маковецкого и М. Кульбо.

Глава XXIV. Варианты, схем еидроэлектрометаллургии цинка 635
В основе обоих методов лежит стремление перевести весь цинк,
находящийся в концентрате, в воднорастворимую сульфатную форму. При
методе Кульбо это достигается соответствующим режимом обжига
концентратов в многоподовых печах с механическим перегребанием,
По методу Маковецкого судьфатизация цинка достигается
нагреванием сульфидных концентратов в смеси с крепкой серной кислотой, в
результате чего получаются сульфаты металлов и сероводород. При
действии серной кислоты на комплекс из сульфидных минералов
протекает реакция сульфатизации
MeS + H2S04 = MeS04 -f H2S.
Ниже приведены тепловые эффекты реакций взаимодействия
отдельных сульфидов с серной кислотой:
PbS + H2S04 = PbS04 + H2S + 7355 кал
ZnS + H2S04 = ZnS04 + H0S - 1945
H2S + H2S04 = 2H20 + S02 + S - 5760,
CuS-fH2S04 = CuS04 + H2S-16065 ,
CdS + H2S04 = CdS04 + H2S -18220 „
FeS -f H,S04 = FeS04 + H2S - 31825 „
Из приведенных реакций видно, что лишь сульфатизация свинца
происходит с выделением тепла. Все прочие реакции сульфатизации эндо-
термичны.
Таким образом, при действии серной кислоты на сульфиды металлов
наиболее интенсивно должна протекать сульфатизация свинца и цинка.
Так как в кислой среде сероводород осаждает медь, мышьяк и сурьму,
то эти элементы при действии серной кислоты на смесь сульфидов сульфа-
тизируются очень мало. При соблюдении необходимых условий сульфа-
тизируются свинец, цинк, кадмий, кобальт, никель. В остатке
получаются сульфиды железа и меди и пустая порода.
Как показали опыты, пирит медленно и в незначительном количестве
разрушается серной кислотой. Сульфиды меди легче переходят в
сульфатное состояние, чем пирит.
Свинец сульфатизируется полностью. Сульфатизация цинка при
подогреве до 170° заканчивается практически нацело через 2 часа.
Благодаря такому последовательному действию кислоты можно при
■определенной концентрации последней и температуре нагрева провести
избирательную сульфатизацию металлов.
Схема процесса. Сульфидный цинксодержащий материал смешивается
с серной кислотой уд. веса 1.52 (60%). Для смешивания можно применять
железный сосуд. Перемешивание производится при помощи деревянной
мешалки. Полученная пульпа поступает во вращающуюся
цилиндрическую печь, обогреваемую извне. Материалом для реакционной трубы
может являться кислотоупорная сталь. Для предупреждения налипания
сульфатного продукта на внутренние стенки трубы в печи по всей длине
свободно лежит закрепленная с обоих концов стальная цепь. При
вращении трубы цепь сбивает образующиеся настыли. Наилучшие результаты
по сульфатизации получаются при нагревании пульпы до температуры
170° и при избытке серной кислоты в 50% против теоретически
необходимого ^ сульфатизации цинка. При переработке цинковых концен-

636
Часть третья. Металлургия цинка
тратов с малым содержанием свинца сульфатизация цинка составляет
в среднем 96%, меди 19%, железа 15%· Эти результаты получены при
сульфатизации медно-цинковых концентратов следующего состава (табл.
232).
Таблица 232
Состав цинковых концентратов (%)
Zn
38.16
25.63
Си i Pb Fe
ί !
3.2
7.9
0.53
0.55
17.21
21.28
8
38.34
35.90
Концентрах
Селективный
Коллективный
Избыток кислоты необходим для обеспечения полноты реакции
сульфатизации цинка, на частичную сульфатизацию прочих металлов, на
пустую породу, в особенности при наличии в руде извести, а также на
побочные реакции взаимодействия серной кислоты с сероводородом.
В среднем расход серной кислоты на 1 τ цинка при сульфатизации
медно-цинковых концентратов определяется в 1.7—2.4 τ (считая на
моногидрат).
Сульфатизация свинцово-цинковых коллективных концентратов (табл.
233) также показала возможность перевода сульфида цинка в сульфатное
состояние. При этом сульфатизируется также свинец. При работе с 60%-
ной кислотой и при температуре нагрева 155° свинец сульфатизируется
полностью, цинк на 99%, железо на 22%. Продолжительность
сульфатизации составляет 4—5 час.
Таблица 233
Состав коллективного концентрата (%)
Ζη
32.76
Си
2.18
Pb
18.83
Fe
10.33
S
30.25
Расход кислоты при сульфатизации полиметаллических концентратов
составляет 130—150% теоретически необходимого на сульфатизацию
цинка и свинца.
Отходящие газы состоят из сероводорода, паров воды и сернистого
ангидрида.
В зависимости от герметичности прибора в газах содержится то или
иное количество воздуха, засасываемого через неплотности в аппарате.
В среднем в газах содержится 40 объемных процентов H2S и 3—4% S02.
Время пребывания материала в сульфатизаторе зависит от количества
упариваемой влаги, концентрации кислоты, теплопроводности^ стенок,
размеров зерен сульфатизируемого продукта, температуры нагрева и др.
В результате сульфатизации получаются сухой рассыпчатый
сульфатный продукт, который направляется на водное выщелачивание, и газы,
используемые для производства элементарной серы. Так как
реакционные газы содержат большое количество паров воды, последние предва-

Глава XXIV. Варианты схем гидроэлектрометаллургии цинка 63 7
рительно конденсируются в охладительной камере. Охлажденный газ,
состоящий в основное из сероводорода, направляется в печь
специальной конструкции. При сжигании сероводорода получается элементарная
сера по реакции
2H2S + 02=2H20+S2.
Последующая гидроэлектрометаллургическая переработка
сульфатного продукта проводится по следующей схеме.
Сульфатный продукт выщелачивается водой в механических
агитаторах. Вместе с цинком в раствор переходят также сульфаты железа, меди,
кадмия, кобальта и другие воднорастворимые сульфаты металлов. Раствор
получается кислым за счет остаточной серной кислоты. Пульпа
отстаивается в сгустителе и затем фильтруется и промывается на вакуум-фильтре.
Получаются отвальный кек и раствор. Последний направляется на
очистку от примесей и затем на электролиз.
Для очистки раствора от железа последний необходимо окислить, затем
нейтрализовать раствор и осадить железо путем гидролиза. Окисление
сульфата закиси железа в сульфат окиси производится при помощи
пиролюзита. Окисление железа лучше вести в отфильтрованном от твердого
осадка растворе, так как добавление в пульпу пиролюзита для окисления
железа при выщелачивании связано с большим расходом окислителя
вследствие восстановительного действия пирита на сульфат окиси железа.
Для полного окисления железа необходим 50%-ный избыток пиролюзита.
Для нейтрализации раствора и гидролитического осаждения железа
применяется окись цинкапЧем больше железа в растворе, тем больше
необходимо окиси цинка для его осаждения. Гидролитическое осаждение
железа производится при 90°. Гидратный кек фильтруется и промывается.
Фильтрацию раствора от гидратного осадка железа необходимо
производить в друкфильтрах или фильтр-прессах рамного типа. Фильтрование
пульпы в вакуум-фильтрах вследствие чрезмерной желатинозности
осадка гидрата железа проходит медленно. Нагретые до 90° растворы
фильтруются лучше, чем холодные.
Для промывки гидратного кека последний репульпируется и затем
повторно фильтруется на фильтр-прессах.
Очистка раствора от меди и кадмия производится при помощи
цинковой пыли.
Свободный от примесей нейтральный раствор подвергается
электролизу. Электролиз ведется при высокой плотности тока и повышенной
кислотности до минимального содержания цинка в отработанном
электролите, приближаясь в этой части процесса к способу Тэнтона.
Отработанный электролит направляется затем на упарку для доведения
концентрации серной кислоты до 60%. Вследствие малой растворимости ZnS04
в 60%-ной серной кислоте оставшийся в растворе сульфат цинка выпадает
при упарке в виде кристаллов.
После упарки отработанный раствор направляется обратно на
сульфатизацию свежей порции руды.
Наиболее подходящим сырьем для этого способа должны явиться мед-
но-цинковые богатые руды и цинково-медные концентраты, получаемые
при флотации полиметаллических руд.
Избирательное извлечение цинка из медно-цинковых сульфидных
материалов с оставлением главной массы меди и железа в .неизменном виде
в исходном продукте рационализирует переработку коллективных
концентратов, содержащих кроме цинка, также медь, железо, благородные
а другие металлы.

638
Часть третья. Металлургия цинка
Цинковый концентрат
Φ
Сѵшка
"лХлор ■
—> Хлорирование
ψ
Прохлорированный
концентрат
Выщелачивание ^_
. 1
Фильтрация
Ψ ψ
Фильтрат
Кек
Хлор -*■ Окисление железа
Окисленный раствор
1
-> Ζη(ΟΗ)2-> Гидролитическое
осаждение железа
На разделение (см. схему
переработки свинцовых
концентратов хлорным
способом, фиг. 150)
Раствор
Fe (ОН),
Ζτι -» Цементация Мумия
меди и кадмия
Очищенный
раствор
ψ Ψ_
Осадок
меди и
кадмия
Са (OH)js -> Гидролиз
. 1 I
Ζη(ΟΗ)
Ψ
* Раствор
CaCL
Электролиз
I I
Хлор
--»■ На производство
кадмия
—> Отработанный
электролит
Катодный —> Плавка
цинк |
Чушковый
цинк
Фиг. 257. Технологическая схема переработки цинковых концентратов
хлорным методом (по способу автора)

Глава XXIV. Варианты, схем гидроэлектроліеталлургии цинка 639
Переработка медно-цинковых концентратов сульфатпзацией по
способу Маковецкого имеет следующие достоинства:
1) избирательно извлекается цинк;
2) остатки от выщелачивания относительно обогащаются медью в
благородными металлами;
3) получается элементарная сера.
На цинкоэлектролитных заводах, работающих по стандартному
способу, целесообразно устанавливать печи для сульфатизации
медно-цинковых продуктов обогащения. Сульфатный раствор, полученный при
выщелачивании водой, может быть направлен в общую систему на очистку
от примесей и дальше в электролиз. Количество прибавляемого
сульфатного продукта не должно превышать нормальных потерь кислоты в
процессе.
§ 5. Способ Кульбо
Сульфатизации полиметаллических сульфидных руд по способу
Кульбо применена в промышленном масштабе на заводе Дурэнго (Колорадо,
США). Примерный состав перерабатываемой, руды приведен в табл. 234.
Обжиг руды производится в восьмиподовой печи с внутренним
диаметром 6 м. Обжиговые газы движутся вместе с обжигаемым материа-
Таблица 234
Состав руды, перерабатываемой на заводе Дурэнго
Zn
Pb
Си
Fe
S
%
28
10
5
18
2.9
Нерастворимый
остаток,
%
12
Au
Ag
«,т
Ιό
360
лом в одном направлении — вниз. На верхнем поду влажные
концентраты подсушиваются, проходя мимо каналов, отводящих обжиговые газы.
Горение сульфидов начинается на первом поду благодаря вдуванию туда
горячего воздуха из перегребающих устройств.
Для замедления реакции окисления и избежания слишком высоких
температур на "отдельных подах к гребкам приделаны специальные
устройства для подачи в печь пара или водяных брызг.
На втором и третьем подах (сверху) температура не должна превышать
550°. Часть сульфидов свинца, цинка, меди и железа при этом переходит
в окислы и сульфаты.
На четвертом поду достигается максимальная температура 700°.
Температура отходящих с нижнего пода газов колеблется около 350°.
Образующиеся ферриты цинка разлагаются на нижних подах окислами
серы. Наличие большого количества окиси цинка при высокой
концентрации S02 и S08 в газах и низкая температура на нижних подах создают
необходимые условия для сульфатизации. Таким путем удается перевести
85—90% серы в воднорастворимую сульфатную форму.
Производительность печи составляет 30 τ концентратов в 24 часа.
Обожженный материал поступает на вибрационный грохот с отверстиями
в 10 меш. Верхний отсев направляется в измельчительные аппараты,

640
Часть третья. Металлургия цинка
а нижний поступает на выщелачивание, которое ведется при температуре
70°. Удельный вес пульпы 1.5. Фильтрование пульпы, вследствие
небольшого содержания коллоидного кремнезема и гидратов железа,
осуществляется без особых затруднений.
Раствор сульфата цинка после очистки от примесей поступает на
выпаривание и кристаллизацию. Кристаллизатор представляет собой
прямоугольную камеру, в которую под низким давлением вводится струя
горячего воздуха. При помощи распылителей раствор сернокислого цинка
разбрызгивается по потоку горячего воздуха. Смесь завихряется в камере,
при этом происходит интенсивное испарение влаги. Выпадающие
кристаллы сернокислого цинка собираются на дне камеры, в которой имеются
воронкообразные отверстия. Увлажненный воздух отводится через
специальные отверстия в камере.
§ 6. Способ Чижикова (хлорный метод)
Хлорный метод основан на том, что при действии газообразного
хлора на сульфид цинка протекает реакция
ZuS + С12 = ZnCl2 + S + Q.
При этом получаются хлористый цинк и элементарная сера. Реакция
экзотермична. Если вести хлорирование при 800°, образующийся
хлористый цинк и элементарная сера улетучиваются в виде паров, которые
затем конденсируются в жидкие продукты. При хлорировании сульфидных
концентратов вместе с цинком хлорируются также и другие металлы,
хлориды которых в зависимости от упругости паров при данной
температуре либо улетучиваются вместе с хлоридом цинка, либо остаются в про-
хлорированном продукте. Последующая переработка хлоридного
продукта заключается в выщелачивании его водой. Хлористый цинк переходит
в раствор. Вместе с цинком в раствор переходят также хлориды железа,
жадмия, меди и др. Очистка раствора хлористого цинка от примесей
производится аналогично сульфатным растворам. Железо осаждается
гидролитически при помощи свежеосажденной гидроокиси цинка.
Предварительно железо переводится в трехвалентную форму пропусканием
газообразного хлора через раствор. На практике это достигается
пропусканием раствора через скруббер, заполненный хлором. При определенной
высоте скруббера и соответствующей длительности контактирования
раствора с газообразным хлором хлористое железо нацело переходит в хлорное.
Гидролитическое осаждение железа протекает по реакции
2FeCl3 + 3Zn (ОН), = 2Fe (0H)3 + 3ZnCl2.
После удаления железа последующая очистка раствора от меди и
кадмия производится цементацией на цинковых листах согласно реакциям:
СиС12 4- Zn = Си + ZnCl2,
CdCl2 + Zn = Cd + ZnCl2.
Очищенный* раствор хлористого цинка направляется на электролиз
в ванны с диафрагмами из микропористого эбонита. На катодах
осаждается цинк, на угольных анодах выделяется хлор. Последний
направляется на хлорирование свежей порции сульфидных концентратов. На фиг.
257 приведена схема хлорного способа получения цинка.1
1 Д. Чижиков. Хлорный метод переработки полиметаллических руд и
концентратов. ГОНТИ, 1936.

ЧАСТЬ ЧЕТВЕРТАЯ
МЕТАЛЛУРГИЯ МЕДИ
іі Металлургия тяжелых цветных кеталлов

Раздел Л
ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ ПРОИЗВОДСТВА МЕДИ
Глава I
СПОСОБЫ ПОЛУЧЕНИЯ МЕДИ
§ 1. Состав медных руд и концентратов
Исходным сырьем для производства меди в современной металлургии
являются преимущественно сульфидные концентраты, получаемые в
результате флотационного обогащения медно-колчеданных и медно-
лорфировых руд и песчаников. Некоторая часть богатых медных руд,
минуя обогащение, подвергается непосредственной металлургической
обработке.
В табл. 235 приведены примерные составы медных концентратов,
а также медных руд, поступающих на медеплавильные заводы.
Таблица 235
Исходная руда
Медистые колчеданы
Медно-цинковая
руда
Вкрапленники . .
Песчаники сульфид-
Руда для
непосредственной плавки:
медно-колче-
данная....
окисленная . .
Состав медных концентратов
Си
10—12
10—12
20—25
23 -35
2
4—6
Zn
1—2
8—12
—
—
0.25
S
35—43
30—35
30
15-17
45
3
Fe
35—37
25—30
25—27
16—17
41
4
(%)
Si02
5—6
6—8
10—12
26-29
4
63
ALG3
5—7
5-6
7—8
6—7
1.2
12
CaO
1—2
1—2
1—2
2
1.5
4
MgO
1
1
1
1
0.4
1
Как видно из анализов, медные сульфидные концентраты по
содержанию в них минералов пустой породы можно разбить на два вида:
сильножелезистые, получаемые в результате флотационного обогащения
медно-колчеданных руд, и кремнистые, получаемые при обогащении медно-
порфировых руд и песчаников.
Содержание меди в концентратах колеблется в широких пределах
от 10 до 35°/0.
Из других ценных металлов в концентратах могут находиться цинк,
иногда свинец, молибден, селен, теллур, мышьяк, золото, серебро, кобальт.

644
Часть четвертая. Металлургия меди
Высоким содержанием цинка отличаются концентраты, получаемые
при обогащении медно-цинковых руд. В сильножелезистых
концентратах благородных металлов содержится больше, чем в кремнистых.
Молибден ассоциирован в медно-порфировых рудах.
По содержанию меди и элементов пустой породы концентраты,
получаемые при флотации окисленных и смешанных руд, мало отличаются от
аналогичных сульфидных концентратов. В них отмечается лишь
отсутствие или пониженное содержание серы. Медь в таких концентратах
находится преимущественно в виде окисленных, частично сульфидных
минералов.
Медно-колчеданные руды с высоким содержанием пирита в первой
четверти текущего столетия являлись главным видом сырья для
получения меди пирометаллургическим путем. С освоением селективной
флотации непосредственная плавка кусковых медно-колчеданных пиритных
руд резко сократилась и в настоящее время имеет ограниченное
распространение.
Непосредственная переработка окисленных и смешанных руд с кислой
пустой породой производится гидрометаллургическим путем.
§ 2. Основные методы получения меди
В медном производстве находят применение два метода получения
металла из руд: пирометаллургический и гидроэлектрометаллургический.
В современной практике производства меди наибольшее распространение
имеет пирометаллургия. Более 80% мировой добычи меди получается
пирометаллургическим путем. Превалирующая часть медных руд
предварительно, до плавки, подвергается флотации с целью получения
обогащенных содержанием металла концентратов. Лишь незначительная часть
медных руд плавится в печах без предварительной обработки.
Гидрометаллургической переработке подвергаются окисленные или смешанные
руды, плохо поддающиеся флотации, непосредственная плавка которых
в печах экономически невыгодна.
Пирометаллургия меди отличается своеобразием технологических
процессов. В отличие от свинца и цинка, которые получаются
восстановлением углеродом из окислов, медь получается из сернистого соединения
по реакции взаимодействия с ее закисью. При продувке воздуха через
расплавленную полусернистую медь образуется закись меди,
реагирующая с избытком сульфида, по уравнению
Gu2S + 2Cu30 = 6Gu + S02.
Все операции, предшествующие пирометаллургической обработке
медных руд и концентратов, имеют целью получение чистого сульфида меди,
так называемого белого штейна.
Получение последнего осуществляется в две стадии. При
первичной плавке руд или концентратов получаются роштейны, или сплавы
сульфидов меди и железа. При. последующем бессемеровании или
продувке расплавленного роштейна воздухом происходит окисление в
первую очередь сульфидов железа. Образующаяся закись железа ошлаковы-
вается кремнекислотой. Процесс бессемерования ведется до получения
чистой прлусернистой меди. При дальнейшей продувке получается
черновая медь.
' Гидроэлектрометаллургия меди основана на растворении медных
минералов соответствующими техническими растворителями, преимуще-

Глава I. Способы получения меди
645
ственно растворами серной, кислоты, солей окиси железа и др. Из
полученных растворов медь осаждается электрохимическим путем.
Руды, содержащие самородную медь, обрабатываются растворами
аммиачных солей.
Концентрат |
Газы SO?
ψπΰ аппаратов
Обжиг
Произіодстіо ttjSO,
\Отражательная turn]
шахтная плабка
Шлак б ombon
Печь кресгафа
Шахтная печь
Штейн
1—
§ 3. Принципиальные схемы металлургии меди
Широко распространенным способом переработки медно-колчеданных
руд до конца первой четверти текущего столетия являлась пиритная и
полупиритная плавка в шахтных печах ватержакетного типа. Пирит
при плавке использовался в качестве горючего. В результате плавки
получался медный штейн и от-
вальный шлак. Для удале- технологическая схем
ния железа и серы штейн
подвергался затем
бессемерованию продувкой воздухом
до получения чистого
сульфида меди или белого
штейна. Образующаяся закись
железа ошлаковывалась крем-
некислотой.
При дальнейшей продувке
белого штейна по реакции
взаимодействия между
закисью и полусернистой медью
получается черновая медь.
Для удаления примесей
черновая медь подвергается
окислительному рафинированию
в пламенных печах. Отлитая
в аноды после огневого
рафинирования медь подвергается
электролизу, в результате
которого получаются катодный
металл высокой чистоты и
анодный шлам, в котором
концентрируются
драгоценные металлы.
Внедрение в практику
селективной флотации и
получение тонкоизмельченных
медных концентратов
повлекли за собой отказ от плавки
кусковых руд в шахтных
печах и переход на плавку
концентратов в отражательных
печах. Последующие
процессы —бессемерование
штейнов до черновой меди и
двухстадийное: огневое и электролитическое рафинирование металла —
остались без существенных изменений.
На фиг. 258 приведена принципиальная технологическая схема и цепь
основных аппаратов пирометаллургического способа получения меди.
Отражательная печь
SeccenepoSanue
Чернобая педь
ОгнеНое
раіринироіание
Электролиз
Электролит.педь
Электролизер
Фиг. 258. Принципиальная технологическая
схема и цепь основных аппаратов
пирометаллургического способа получения меди

Б46
Ча-'-тъ четвертая. Металлургия меда
В современной пирометаллургии меди основными агрегатами являются
отражательные и шахтные печи для плавки на штейн, конвертеры для
бессемерования штейна, пламенные печи для огневого рафинирования чер-
Шехтлогичесиая схема
Рида
Изпельчение
Выщелачиіание
Очистка
растЬора
Электролитическое
осаждение меди
Переплабка
катодной педи
Отлиока
Цепь аппаратов
3WWWSn?v>
Мельница
ШіШщ
Перколятор
Агитатор
п>1
Электролизер
Отражательная печо
Фиг. 259. Принципиальная
технологическая схема и цепь основных
аппаратов гидрометаллургического
способа получения меди
новой меди и электролитные ванны
для получения металла высокой
чистоты и извлечения благородных
металлов.
Гидр о металлургия
меди, хотя и является
старинным способом, широкое
применение нашла только в текущем
столетии для переработки окисленных
и смешанных руд, флотационное
обогащение которых не дает
удовлетворительных результатов.
Техническим реагентом для
растворения меди наиболее часто
являются сернокислые растворы суль:
фата окиси железа.
Выщелачивание проводится в перколяторах
пропусканием растворов через
неподвижно лежащую медную руду.
Полученные растворы после
очистки от примесей
направляются в электролиз с
нерастворимыми анодами. При прохождении
тока медь осаждается на катодах.
На анодах образуются серная
кислота и сульфат окиси железа.
Отработанный электролит
возвращается на выщелачивание в голову
процесса. Таким образом, процесс
ведется по замкнутому циклу.
На фиг. 259 приведена
принципиальная технологическая схема и
цепь основных аппаратов при
гидрометаллургии меди,
в гидрометаллургии меди являются перко-
J
Основными агрегатами
лятор, электролизер и печь для переплавки катодной меди

Раздел Б
ОБЖИГ МЕДНЫХ СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
Глава II
ТЕОРИЯ И ПРАКТИКА ОБЖИГА МЕДНЫХ
СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
§ 1. Общие сведения
При обжиге медно-колчеданных концентратов ставится задача удалить
часть серы для получения обогащенного по содержанию меди штейна при
последующей плавке огарка в отражательной печи.
Степень десульфуризации при обжиге медных сульфидных
концентратов может колебаться в значительных пределах. В связи с этим требования,
предъявляемые к процессу при обжиге медных концентратов, более
просты, чем в металлургии цинка. При малой степени десульфуризации,
что имеет место при переработке медных концентратов с высоким
содержанием металла, процесс обжига сводится в основном к сушке и
подогреву материала до определенной температуры перед загрузкой его в
печь.
Медные концентраты подвергаются обжигу в смеси с необходимыми
флюсами и оборотными материалами. При прохождении шихты через
печь помимо обжига достигаются хорошее перемешивание и нагрев
огарка, что способствует повышению производительности и снижению расхода
топлива при последующей плавке обожженного материала в
отражательной печи.
Для уменьшения потерь тепла при транспортировании горячего
огарка и сокращения длины пути обжиговые печи располагаются
непосредственно над плавильными печами.
§ 2. Химизм окисления медных сульфидных концентратов
Медь в сульфидных концентратах встречается в виде халькопирита
CuFeS2, ковелина GuS, халькозина Cu2S.
При нагревании в присутствии кислорода воздуха сульфиды меди
переходят в кислородные соединения. При нагревании в восстановительной
или нейтральной среде имеет место диссоциация сульфидных медных
минералов.
Из сульфидов меди наиболее устойчивым соединением является
полусернистая медь Cu2S. Халькопирит CuFeS3 диссоциирует при нагревании
по реакции
2CuFeS2 -*. Cu2S -f 2FeS + S.
CuS начинает заметно диссоциировать при 400°.

648
Часть четвертая. Металлургия меди
Ниже приведена зависимость упругости диссоциации CuS от
температуры для реакции1
4CuS->2Cu2S+S2:
t, °С- 400 436 460 470 480 490
Ρ, мм рт. ст 1.5 14.0 55 .200 313 510
При нагревании сульфидов меди в присутствии кислорода воздуха при
низких температурах первичным продуктом окисления являются
сульфаты.
Халькопирит окисляется при этом по реакции
CuFeS2 + 402 = CuSO.! + FeS04.
Ковелин окисляется по реакции
CuS + 202 = CuS04.
В условиях воздушного окисления халькозина имеют место следующие·
реакции:
4Gu2S + 02 = 4GuS + 2Cu20,
Cu2S + 202 = Cu2S04,
4Gu2S + 902 = 4CuS04 + 2Cu20,
2Cu,S + 502 + 4Η2Θ = CuS04-3Cu(0H)2 + H3S04.
Образовавшиеся сульфаты меди при недостатке воздуха реагируют с·
полусернистой медью. Для реакции 2GuS04 + Gu2S = 2Cu20 + 3S02
упругость S02 при 400° достигает 0.681 ат.
Могут иметь место также реакции взаимодействия между первичными
сульфидами и сульфатами меди:
CuFeS2 + CuS04 = 2GuS + FeS04,
5CuFeS2 + HCuS04 + 8H20 = 8Cu2S + 5FeS04 + 8H2S04,
3CuS + CuS04 = 2Cu2S + 2S02.
В результате приведенных выше реакций получаются Си20 и Gu2S.
При нагревании в токе кислорода воздуха при высокой температуре-
CuFeS2 окисляется по реакции
6GuFeS2 + 177,0, = 3Cu20 + 2Fe304 + 12S02
с образованием закиси меди.
Полное окисление CuS кислородом воздуха происходит по реакциям:
CuS + 17,0, = CuO + S02 -f 96 860 кал,
2CuS + 2V,0, = Cu20 + 2SO,.
Окисление Cu2S в токе воздуха при высоких температурах протекает-
по реакциям:
Cu2S + 202 = 2CuO + S02 + 13 700 кал,
Cu2S + 17,0, = Cu20 + S02 + 89 560 кал.
1 А 11 е n-L ombard: Am. Jour. Sc, 43, 185, 1917.

Глава II. Теория и практика обжига медных сульфидных концентратов 649
Искусственно приготовленная Cu2S окисляется при 200° по реакции
2Cu2S + 50, = 2CuO + 2GuS04.
При 330° начинается реакция
Cu3S+202 = 2CuO + S02.
Температура воспламенения GuaS зависит от размеров зерна и
составляет 430° при величине зерна 0.1 мм и 697° при 0.2 мм.
Серный ангидрид, взаимодействуя с Cu2S, образует Gu20 по реакции
Cu2S + 3SOs = Cu20 + 4S02.
При действии S03 на Gu20 получаются GuO и S02 по реакции
Cu20 + SOs = 2GuO+S02.
Образующаяся окись меди при нагревании диссоциирует по уравнению
4CuO->2Cu20-f 02.
Ниже приводится упругость диссоциации GuO по реакции
4СиО£2Си20 + 02
в зависимости от температуры1.
. . 16.0
950
37.5
1000
99.0
1050
239
1100
557
Cu,0 при нагревании реагирует с Cu2S согласно уравнению
Cu2S + 2Gu20 = 6Cu + S02 - 28 800 кал,
причем выделяется металлическая медь. Для этой реакции парциалвное
давление Рао, составляет 3.5 мм рт. ст. при 508° и 760 мм рт. ст. при 730°.
Gu20 может вступать также в реакцию с CuS04, образуя при
температуре 500—550° сначала основной сульфат, а при дальнейшем повышении
температуры — выше 650° — окись меди по уравнениям:
Cu20 + 4CuS04= 3 (CuO -CuS04) + S02,
Cu20 + CuO -CuSOi = 4CuO + S02.
Упругость S02 составляет для первой реакции: 48 мм рт. ст. при
554° и 502 мм рт. ст. при 648°; для второй реакции 39.5 мм рт. ст. при
644° и 380 мм рт. ст. при 749°.
Термическая диссоциация сульфата меди протекает с образованием
промежуточного продукта — основного сульфата меди. Ниже приведены
величины упругости диссоциации CuS04 по реакции
2GuS04^ CuO -CuS04 + SO, + */»(),
в зависимости от температуры:
ί, ,°С . . 680 720 760 780
Р, мм рт. ст 34 131 287 442
1 Foote-Smyth. J. Am. Chem. Soc, SO, 134, 1908.

Чйсть четвертая. Металлургия меди
Упругость диссоциации сульфата меди для реакции
CuO -GuS04^2CuO + S02 + 1/2Oi.x
в зависимости от температуры
t, °С ..... · '40 760 780 800 818
Р, мм рт. ст 61 84 144 224 354
При недостаточной газопроницаемости шихты и повышенных
температурах сульфиды меди в смеси с сульфидами железа могут давать
сравнительно легкоплавкие штейны.
Окислы меди, реагируя с окислами железа и кремния, образуют
комплексные соединения типа ферритов и силикатов. Интенсивно протекает
образование ферритов меди при окислении халькопирита- благодаря
тесному контакту сульфидов меди и железа.
Как простые, так и сложные соединения меди, плавясь или только
размягчаясь в процессе обжига, спекают тугоплавкие частицы шихты.
В табл. 236 приведены температуры плавления некоторых соединений
меди.
Таблица 236
Температуры плавления соединений меди
_ Температура
Формула плаилеяия, °С
CuO*
Си „О
CuS**
Cu3S
CuO —Си20 (эвтектика)
* С выделением кислорода ■
** С выделением серы.
1222
1230
1110
ИЗО
1011
§ 3. Печи для обжига медных концентратов и практика работы
Для обжига медных концентратов находят применение многоподовые
печи с механическим перегребанием системы Веджа или Гересгофа.
В конструктивном отношении они мало отличаются от аналогичных
печей, применяемых для обжига цинковых концентратов с получением
огарка в порошковидном состоянии.
Для обжига медных концентратов могут быть использованы печи с
большим количеством подов. В медной промышленности нашли применение
10—16-подовые печи системы Николс-Гересгофа для обжига
многосернистых концентратов (фиг. 171).
Производительность обжиговых печей Веджа и Николс-Гересгофа
колеблется от 200 до 325 τ шихты в сутки. Производительность печи
зависит от скорости вращения центрального вала, толщины слоя шихты
на подах и интенсивности перемешивания. Скорость вращения
центрального вала составляет 1 оборот в 30—55 сек. Толщина слоя шихты на
поду печи обычно не превышает 15 см. Так как скорость вращения
питателя синхронна со скоростью вращения центрального вала, в печи
сохраняется постоянная толщина слоя шихты на подах.
^Reinders-Coudrian, Z. an. Ch.,126, 85, 1923.

Глава II. Теория и практика обжига медных сульфидных концентратов 651.
Эффективность процесса обжига определяется количеством серы,
выжигаемой в сутки на 1 м 2 площади пода. При содержании серы в шихте,
поступающей на обжиг, в пределах от 21 до 31% (в среднем 26%), а
серы в огарке в пределах от 9 до 14% (в среднем 11.5%), степень
десульфуризации меняется от 75 до 45%. Степень десульфуризации
снижается до 20—15% в случае использования печи в качестве смесителя и
подогревателя шихты для богатых содержанием меди концентратов.
Степень десульфуризации при обжиге при заданной скорости вращения
центрального вала зависит от природы шихты: ее минералогического
состава, тонкости измельчения и т. д. Присутствие пирита или
халькопирита обусловливает более высокую степень десульфуризации
вследствие диссоциации сульфидов. Наиболее низкая десульфурпзация
наблюдается при обжиге халькозиновых концентратов.
Количество пыли, уносимой обжиговыми газами, колеблется от 5 до
15% веса шихты. Для осаждения пыли и очистки газов обжиговые печи
оборудуются пылеуловительными устройствами, состоящими из
газоходов, осадительных камер и котрелей. Безвозвратные потери меди при
обжиге в дымовую трубу и на распыление при транспортировании,
загрузке и выгрузке составляют в среднем 0.5%, колеблясь от 0.15 °/t
до -0.90% металла в' шихте.
При высоком начальном содержании серы в шихте и высокой степени
десульфуризации обжиг ведется без дополнительного подогрева. При
влажных концентратах и низкой степени десульфуризации делается
необходимым дополнительный подогрев за счет сжигания углеродистого
горючего. Расход топлива на подогрев колеблется от 2 до 4 кг на 1 %т
шихты (0.2—0.4%), редко превышая 1% (10 кг на 1 т).
Расход электроэнергии при обжиге составляет 10—15 квт-ч на 1 τ
шихты, включая электроэнергию, затрачиваемую на
транспортирование шихты в бункеры обжиговых печей и подачу воздуха на охлаждение
лерегребающих устройств. Расход воздуха на охлаждение
перегребающего механизма составляет 85 м3/мин. при упругости 6—8 мм рт. ст.
для печи Веджа и 200 м3 для печи Николс-Гересгофа.
В табл. 237 приведены составы шихт, поступающих на обжиг.
Таблица 237
Состав шихт, поступающих на обжиг (°/0)
^~~~-~-^_^ Завод
Компоненты ' .^_^
Концентраты
Сульфидная руда . . .
Кремнекислая » . . .
Оборотные материалы .
Коппер-Квин
35
35
15—20
5—10
Калюмет
15
60
20
5
Анаконда
80—91
10
5—10
Но ранда
20
60
15
5
Гарфилд
60
І35
5
Как видно из таблицы, количество сульфидных материалов, входящих
в состав шихты, составляет 70—80%, кремнекислой руды добавляется
10—20%. Количество оборотов не превышает 5—10%.
В табл. 238 приведены химические составы огарка. Как видно из
таблицы, содержание меди в огарке колеблется от 4 до 11.22%. Пределы
колебаний количества серы и железа в огарке соответственно
составляют 9—14% и 26—36.6%. Кремнекислоты в огарке содержится
14;9-32.5%.

652
Часть четвертая. Металлургия меди
Таблица 238
Химический состав шихты и огарка обжиговых печей медеплавильных заводов,%
Завод
Красноуралъ-
с к и й
Шихта
Огарок
Флин-Флон
Шихта
Огарок
Η ор а нда
Шихта
Огарок
Коппер-Квин
Шихта
Огарок
К алюме τ
Шихта
Огарок
Ю н а й τ е д-В е ρ д е
Шихта
Огарок
Си
11.22
8.00
4.05
10.93
4.67
6.12
5.1
5.5
Ζη
8.6
4.1
1.7
1.8
Pb
0.7
Fe
35.3
31.0
36.2
27.6
31.7
38.2
23.7
26.0
SiO,
14.9
20.9
26.3
27.1
16.6
18.1
30.0
32.5
A1,03
5.7
2.3
5.70
2.9
3.5
7.1
7.8
MgO
2.5 '
2.5
4.6
CaO
1.1
4.4
1.60
1.90
s
31.0
14.0
28.7
13.3
24.3
11.8
27.3·
13.3
29.6
9.9
20.8
9.0
В табл. 239 приведены технические показатели обжига медных
сульфидных концентратов.
Таблица 2S9·
Технические показатеии обжига медных концентратов
Завод
Показатели
Красно-
уральский
Норанда
Флин-Флон
Коппер-
Квин
Тип печи
Число печей, игг
Число внутренних подов . . .
Диаметр пода, м
Высота печи, м
Скорость вращения
центрального вала (сек/1 обор.) . . .
Серы, %
в шихте
в огарке
Степень десульфуризации, %
Температура, °С
в печи
воздуха (подогретого) . . .
огарка
обжиговых газов
Производительность
печи, т/сутки
шихты
серы (ойисляемой)
Расход топлива,
кг/т шихты
Получается пыли (% шихты)
S02 в гаэах, %
Николс-
Гересгоф
10
6.5
35
30—32
12—15
75
700—800
200
500—700
300—400
200
35
10—15
6
Веджа
й
7
7.63
55
24.3
11.8
55.8
7С0—815
590—670
4£0
295
40
2—4
5
5
Николс-
Гересгоф
3
10
6.5
9.23
30
28.7
13.3
60.6
250
327
57
1.8
Николс-
Гересгоф
12
11
6.1
23.7
10.8
45
538
250—350
210
25
9—13
4.8

Раздел В
ПЛАВКА ЖЕДЬСОДЕРЖАЩИХ МАТЕРИАЛОВ
ДА ШТЕЙЖ В ОТРАЖАТЕЛЬНЫХ ПЕЧАХ
В современной пирометаллургии меди отражательная плавка имеет
доминирующее значение. Плавка медных руд в шахтных печах в
настоящее время применяется лишь в редких случаях, преимущественно для
переработки медно-колчеданных руд, трудно поддающихся флотации.
Применение отражательных печей начало развиваться с внедрением
флотационных методов обогащения медных руд, в результате которых стали
получаться медные концентраты в порошкообразном виде. При плавке
в отражательной печи ставится задача перевести медные концентраты из
твердого Состояния в жидкое с получением штейна для последующего
бессемерования в конвертере. Особенностями отражательной плавки
медьсодержащих материалов являются мелко-измельченное состояние шихты
и ограниченное взаимодействие между твердыми или жидкими продуктами
и газами, образующимися при сжигании топлива.
Аппаратом для плавки мелких медьсодержащих материалов служит
отражательная печь. Отражательные печи для плавки медных
продуктов делаются длиной 30—32 м, шириной 6—8 м и высотой рабочего
пространства 2.5—3.0 м. Материалом для кладки печи служит динас,
иногда магнезит. Шихта в печь загружается через боковые отверстия в
•своде лечи, реже — через боковые стены. Шихта в печи располагается
небольшими кучами вдоль боков, образуя откосы, защищающие стены от
разъедания их шлаком. Отопление печи осуществляется пылеугольным
или жидким топливом и натуральным газом. В печи по длине ее
устанавливается температура 1600—1250°..Отходящие газы используются под
паровыми котлами.
Загружаемая через отверстия в своде печи шихта сразу попадает в
зону высоких температур. Топочные газы омывают шихту с поверхности,
почти не пронизывая ее. Нагрев шихты достигается как за счет
теплоотдачи газами, так и теплотой, излучаемой раскаленными стенками и
сводом печи.
Атмосфера в печи при плавке медных материалов поддерживается
нейтральная или слабоокислительная. Газы в печи выполняют лишь функцию
передатчика тепла. Реакции взаимодействия между газами и продуктами
плавки не оказывают сколько-нибудь существенного влияния на ход
процесса.
Химизм процесса при плавке медных продуктов в отражательной печи
сводится в основном к взаимодействиям между твердыми и жидкими
продуктами и к термическим превращениям под влиянием высоких
температур, развиваемых в рабочем пространстве.
Целью плавки является максимальный перевод меди в штейн с
получением отвальных шлаков при минимальном расходе флюсов и топлива.
Основным медьсодержащим материалом (сырьем), поступающим на
плавку в отражательную печь,являются концентраты, получаемые в
результате флотационного обогащения медных руд. Концентраты загружаются

654
Чагтъ четвертая. Металлургия меди
в печь в сыром, высушенном или обожженном виде. Кроме того, в
отражательную плавку могут поступать и другие медьсодержащие продукты;
как то: пыль конвертеров и печей, рудная мелочь, конвертерный шлак
в твердом или жидком состоянии, всевозможные очистки и т. д. В печь
загружаются также необходимые для процесса флюсы: кварц, известняк,,
железная или марганцовая руда и др.
Глава III
ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПЛАВКИ МЕДНЫХ
КОНЦЕНТРАТОВ В ОТРАЖАТЕЛЬНОЙ ПЕЧИ
Медь и железо содержатся в шихте в виде сернистых и кислородных
соединений: CuFeS2, CuS, Cu2S, FeS2, FeS, CuO, Gu20,' Fe203, Fe304, FeO
в свободном или связанном состоянии.
В процессе плавки шихта, загруженная в печь, постепенно
нагревается до образования жидких продуктов— штейна и шлака. Изменения,
которые претерпевают отдельные соединения металлов, входящие в состав,
шихты, определяются процессами термической диссоциации под действием
высоких температур, либо являются результатом взаимодействия этих
соединений между собой.
Из сернистых и кислородных соединений меди и железа устойчивыми
при температурах, развиваемых в печи, являются: Gu2S, Cu,0, FeS,
Fe304, FeO.
Остальные соединения: CuFeS2, CuS, FeS2, CuO, Fe2Os под влиянием
высоких температур диссоциируют с образованием устойчивых при
данной температуре соединений. Последние вступают во взаимодействие
между собой, а также с породообразующими составляющими шихты,
давая конечные продукты плавки: штейн и шлак.
§ 1. Поведение соединений меди в процессе отражательной плавки
(система Си — S — О)
Все реакции взаимодействия между сульфидами, сульфатами и окислами
меди могут быть расположены на треугольной диаграмме изотерм
Си — S — О. На фигуре 260а,
составленной А. Крестовниковым и Я. Герасимовым
на основе работ Г. IПенка, прямыми
линиями соединены сульфиды и оксиды меди,
расположенные на сторонах треугольника
Си—S и Си—О.
Треугольник / соответствует системе
Си — Си20 — Cu2S. При взаимодействии
Си с S02 образуются Cu2S и Си20,
количество которых возрастает с повышением
концентрации S02 по направлению прямой
Си — S02. Прямая Cu2S — Си20
является границей существования
металлической фазы.
Треугольник // представляет область
равновесия реакции
I Cu3S + 2Cu20 = 6Cu + S02.
I CuO ]CuO-CuS04
Γ I Ш
Фиг. 260а. Треугольная
диаграмма изотерм системы Си—S—О

Глава III. Теория плавки медных концентратов в отражательной печи 655
Другие участки диаграммы соответствуют реакциям:
II Cu2S + 2CuS04$ 2Cu20 + 3S02,
Ш 3GuS + CuS04 $ 2Cu2S + 2SOa,
IV Cu20 + 4CuS04 $ 3 (CuO · CuS04) -f S0S,
V Cu20 + CuO · CuS04$ 4CuO + S02,
VI 2CuS04 $ CuO · CuS04 + S03 (S02 -f VaO.),
VII CuO -CuS04$2CuO + S03(S02 + i/,Os).
Все остальные сочетания сульфидов, окислов и сульфатов меди не
образуют равновесных моновариантных систем. На фиг. 2606 показаны
кривые давления сернистого газа для реакций I— У.
600 700 80S
Грліператѵоа 'С
Фиг. 2606. Кривые давления сернистого газа реакций для системы Си—S—О
Ниже разобраны в отдельности поведение сульфидов, окислов и
сульфатов меди и реакции взаимодействия, протекающие между сульфидами
и окислами меди при нагревании.
а) Поведение сульфидов меди при нагревании (система Си— S).
Медь с серой образует два химических соединения: CuS и Cu2S (фиг.
261).. Из них устойчивым является Cu2S. При температуре плавления
полусернистой меди, соответствующей 1125°, упругость диссоциации
определяется настолько малой величиной (lg Ps,=~6 ), что можно сделать
допущение, что в условиях плавки в отражательной печи вся свободная,
непрореагирававшая полусернистая медь перейдет в штейн. Что касается
соединения CuS, то из. исследования, проведенного Аветисяном, следует,
что при температуре выше 600° сернистая медь как самостоятельная фаза
существовать не может и разлагается по реакции 2CuS -> Cu2S + S с
выделением элементарной серы и образованием полусернистой меди.

656
Часть четвертая. Металлургия меди
б) Поведение окислов меди при нагревании (система Си — О). Медь с
кислородом образует два химических соединения: GuO и Gu20 (фиг. 262).
При нагревании окись меди диссоциирует по уравнению
4CuO-»2Cu20-f О,.
Упругость диссоциации СиО равна 16 мм рт. ст. при 900° и 557 мм при
1100°. Закись меди устойчива при температурах выше 370°.
Температура плавления закиси меди составляет 1235°. При этой
температуре Си20 частично диссоциирует по уравнению
2Cu20-»4Cu + 02.
Упругость диссоциации закиси меди в зависимости от температуры
определяется следующими данными:
г, °С 1119.2 1І50.4 1184.G 1205 1240 1260 1324
Ρθ2, мм рт. ст. . 0.028 0.035 0.041 4.0 10 12 25
Закись меди при высоких температурах является достаточно
устойчивым соединением.
Из диаграммы состояния системы Си — СиО видно, что выше 1200°
находится область расслаивания в пределах 7.5—51.0% GuO. Область
твердых растворов СиО — Си20 точно не установлена.
в) Поведение сульфатов меди при нагревании. Сульфаты меди при
нагревании диссоциируют по реакциям
2CuS04-» CuO -CuS04 -f S02 + Ѵ80,,
CuO -CuS04-^2CuO + S02 + Va02.
В условиях высоких температур отражательной плавки сульфаты меди
полностью диссоциируют.
мтомн. %$ г) Взаимодействие между
Μ 20 за сульфидами и окислами меди
при нагревании (система СиО
(Си20) — Cu2S)· Реакции
взаимодействия между
сульфидами и окислами меди
имеют большое значение в
металлургии меди.
На реакции Cu2S+2Cu20=
= 6Cu + S02 основан
процесс получения меди из
белого штейна при продувке его
кислородом воздуха. При
отражательной плавке
одновременное присутствие в шихте
сульфидов и окислов меди,
обеспечивает высокую
степень десульфуризации и
получение штейнов,
обогащенных содержанием меди. При
конвертировании штейна
реакция взаимодействия
между сульфидом и закисью ме-
Фиг. 261. Диаграмма состояния системы ДИ происходит в жидком
состоянии. При отражательной
плавке обожженных
сульфидных концентратов или смеси сульфидных и окисленных медных
материалов эта, реакция может иметь место и в твердом состоянии.
Ш
1100
1300
I
f 1200
I
& two
1083°
woo
—гит—;—ι—ι 1—
• шин и бауэр
х Фридрих и ввлерт х —
° борнемон и Вагенман
а Фридрих
° Позняк, Аміен и мерВии_
+ Жуков
2 жидких слоя
1102-1105°
^/Жидк.+ CuzS
0.77
1057°
Cu-hCuiS
J L
0 Ч в 12 18
Си Вес. % S
0 19.0В 39.72 59.58 73.fi/
8*0. % Сн~8 —■
261. Диаграмма состояния
Си — S
20 2k
99.31
системы

Глава III. Теория плавки медных концентратов в отражательной печи 657
Величины упругости Pso, для реакции Cu2S + 2Cu20 = 6Cu +.S02
в зависимости от температуры приведены ниже:
и °С . 516 555 605 650 702 730 768.5 810.5 893.5 973.5 1051.5
ρ „(ат) 0.0474 0.096 0.202 0.295 0.728 1.007 1.45 2.17 4.015 5.73 6.46
Как видно из приведенных данных, реакция взаимодействия между
сульфидом и закисью меди протекает при наличии контакта между ними
во время пребывания шихты в печи до ее расплавления. В жидкой штей-
Вес. % СиО
1400
1300
1200
1100
1083°
£> 1000
|
§ 900
Ъ
5
100
300
200
12ЛЗ 21.8В 37.23 19.72 62.15 71.58 87.01 39.11
ЖиВк\
А
/
"А*у
■■■ ι ι
' 1
2 жидких слоя
Жидк
120В'
остЬ +
10В5°
X
Сиг0
• \
\
• \
\*12
ЗОЛ
Жи
ЖиЗкостЬ + ΰι
_ + \4—
Ы SL.
ш
isa
1110
-ЖиЖ+СиО—
1075'
Си + CuzO
о,Геин
_· СлеОд и Фаррау
+ Роберте и смис
χ ФоеелЬ и Похер
О
Си
W
Сиг0 + Си0
Zu + CuQ
2.5
7.5 10 12.5
Вес %ΰ -*■
I .1 I
15
17.5 20
22.1 V1.7 87.1 89.4 100
Вес. °h Сиг0 -*■
Фиг. 262. Диаграмма состояния системы Си — О
новой ванне эта реакция имеет малое распространение. Интенсивное
протекание этой реакции в самой шихте объясняется также тем, что Gu2S,
которая плавится при температуре 1125°, ликвируя в виде штейна, по
пути реагирует с окислами меди. Кинетически выделение меди при
взаимодействии между сульфидом и окислами меди в твердом состоянии
может иметь двухстадийный характер и протекать по следующим
реакциям:
Cu,S + 6CuO = 4Си20 + S02,
Cu2S + 9СиО = 5Си20 + CuS04,
2Cu20 + Cu2S = 6Cu+S02,
Gu2S + 2СиО = 4Си + S02.
Непрерывное удаление S02 способствует протеканию этих реакций.
42 Металлургия тяжелых цветных металлов

658
Часть четвертая. Металлургия м,еди
§ 2. Поведение соединений железа в процессе отражательной плавки
(система Fe—S—0)
а) Поведение сульфидов железа при нагревании (система Fe — S).
В природе сульфиды железа встречаются в виде пирита или марказита
Атамн °/о S
W SO 30 40 50
W
300
год
too
298°
138°
34
ал ■
О
10
15 20
вес. % S
25
30
35
Фиг. 263. Диаграмма состояния системы Fe — S
FeS2 с 53.42% серы и пирротина или магнитного колчедана Fe7S8 с 39.5%
серы.
Из сульфидов железа определенными химическими соединениями
являются FeS2 и FeS. Остальные сульфиды типа пирротина представляют
собой твердые растворы серы в FeS (фиг. 263). Согласно исследованию
А. Байкова, FeS2 выше 700° существовать не может. Продуктом рас-

Глава III. Теория плавки медных концентратов в отражательной печи 659
пада является твердый раствор серы в FeS. При 1000° образуется
чистый FeS.
Упругость диссоциации пирита в зависимости от температуры по
реакции FeS2-*-FeS + S приведена на стр. 90.
Устойчивым сульфидом железа при высоких температурах является!
FeS. До температуры плавления FeS диссоциирует в незначительной
степени. При нагревании выше температуры плавления FeS
диссоциирует с выделением металлического железа по реакции FeS--»Fe+S.
Упругость диссоциации FeS в зависимости от температуры приведена
ниже.
ί, °С ч 812 962 1023 1000 1060 1100
PSl 3.5-ΙΟ"9 2.1-10-' 6-10-' 0.03 0.3 1.08
ат мм рт. ст.
X. Аветисян и Е. Натансон А. Байков
б) Поведение окислов железа при нагревания (система Fe — О). Железо
с кислородом образует три химических соединения: FeO (22.28%02);
Fe304 (27.64%02); Fe203 (30.06%02).
FeO — чистая закись железа — плавится при температуре 1370°.
По диаграмме состояния Fe — О (фиг. 264) отмечена
неустойчивость закиси железа. При температуре ниже точки плавления FeO
начинает распадаться по уравнению
4FeO-^Fe304+Fe.
При температуре ниже 570° диссоциация полная с получением Fes04
и насыщенного твердого раствора железа. FeO и Fe304 образуют твердые
растворы — вюстит.
Диссоциация закиси железа на металл и кислород по уравнению
FeO-s» Fe + О начинается выше 2200°. По IНенку, упругость диссоциации
FeO при 1200° выражается величиной: Р0і = І0г12 ат.
Fe304—' магнетит—плавится при температуре 1585°. При высоких
температурах .Fe304 является устойчивым соединением. Упругость
диссоциации Fe304 при 1200° выражается величиной Рош= Ю-9 ат.
Полная диссоциация Fe304 на металл и кислород имеет место
при температурах выше 2200°. Присутствие окислов кальция и
магния способствует разложению магнетита по следующим реакциям:
Fe304+Ca0 = CaO.Fe203+FeO; Fe304+MgO=MgO-Fe203+FeO.
Разложение магнетита окисью кальция начинается при 600—700°. СаО как
более сильное основание вытесняет закись железа, образуя устойчивый
феррит окиси кальция. То же действие, но несколько слабее, оказывает
окись магния. Кремнезем и глинозем разлагают магнетит при
температуре выше 1275°. При этом образуются силикаты и алюминаты закиси
железа.
Для Fe203, вследствие неустойчивости окиси железа при высоких темпе-
рагурах, определение температуры плавления затруднительно. Окись
железа плавится, примерно, при 1565°. Окись железа при высоких
температурах диссоциирует по уравнению
3Fe>0,-*.2Fe,O4 + 1/20I.
Присутствие окиси кальция или магния замедляет диссоциацию
окиси железа, что объясняется образованием ферритов. Кремнезем и
глинозем в интервале температур 1150—1235° не оказывают влияния на
диссоциацию окиси железа.

660
Часть четвертая. Металлургия меди
Отражательная плавка ведется при температуре выше 1250° и почти
■нейтральной атмосфере. При этих условиях закись железа и магнетит,
«зятыѳ изолированно, будут оставаться неизменными либо слегка
диссоциируют. Окись железа как более неустойчивое соединение в условиях
•высоких температур будет диссоциировать в большей степени.
АтомнЬій % О
1528
1500
Фиг. 264. Диаграмма состояния системы Fe — О
в) Взаимодействие между металлическим железом и окислами железа
(системы: Fe — Fe203 и Fe — Fe304). Из диаграммы состояния Fe — О
следует, что металлическое железо при температуре выше 570°
совместно' с Fe203 и Fe304 существовать не может. Высшие окислы железа
восстанавливаются железом до закиси по реакциям:
Fe203 + Fe=3Fe0,
Fe304 + Fe = 4FeO .

Глава III. Теория плавки медных концентратов β отражательной печи 661
Металлическое железо окисляется до закиси. Наличие
больших.количеств высших окислов железа в шихте обеспечивает полноту окисления
железа до закисного состояния. В присутствии кварца образующаяся
закись железа связывается кремнекислотой в силикаты и выводится
из системы, что способствует протеканию реакции в сторону окисления
металлического железа.
г) Взаимодействие между сульфидами и окислами железа (системы:
FeS—Fe203; FeS — Fe304; FeS — FeO). В процессе отражательной
плавки при наличии в шихте сульфидов и окислов железа протекают
следующие реакции:
FeS -f 10Fe2O3 = 7Fe304 + S02,
FeS + 3Fe,04 = lOFeO + S02,
FeS + 2FeO = 3Fe + S02.
По данным В. Смирнова и А. Веселовского, реакция между сульфидом
и окисью железа начинается заметно при 550°. Интенсивно реакция
протекает при 850°. Окись железа при этом восстанавливается до магнетита.
При молярном отношении Fe203 : FeS, равном 10, степень десульфу-
ризации составляет 95.6%.
При взаимодействии пирита с окисью железа имеет место реакция
FeS2 + 16Fe203 = HFe304 + 2S02.
Реакция протекает в две стадии. Сначала происходит сульфидирование
железа окиси по реакции
7FeS2 + 2Fe203 = HFeS + 3S02.
Реакция начинается при 450° и протекает достаточно интенсивно при
температуре 500—600°. Избыток окиси железа реагирует с полученным
сульфидом с образованием магнетита.
При молярном отношении FeS2 : Fe203, равном 1, десульфуризация
составляет 88.7%.
Рассматривая реакцию окисления сульфида железа магнитной окисью,
Шенк указывает на весьма низкие упругости сернистого газа над системой
FeS — Fe304. Реакция между сернистым железом и магнетитом начинается
при температуре 1100°. Интенсивно эта реакция протекает при
температуре 1300—·1350°. Магнетит при этом восстанавливается до закиси железа.
На фиг. 265 приведена диаграмма состояния системы FeS —Fe304.
По данным В. Смирнова, при нагревании смеси изЗРе304и lFeS при
1200° в течение одного часа была достигнута десульфуризация в 96.4%.
В присутствии кремнекислоты реакция между сульфидом железа
и магнетитом ускоряется, что объясняется образованием силиката закиси
железа по уравнению
FeS + 3Fe,04 + 5SiO, = 5(2FeO -Si02) + S02.
Ниже приведены давления S02 реакций в отсутствии и при наличии
кремнекислоты (в мм рт. ст.)1:
t, °С 550 650
PS02(FeS+Fe304) ... 4.0 4.75
Pso (FeS+Fe3044 Si02) 9.0 10.5
750 850 950 1050
5.55 6.75 9.0 14.0
12.50 14.5 24.0 120.0
1 В. Смирнов. Отражательная плавка, стр. 60, 1940.

662
Часть четвертая. Металлургия меди
Систему FeS — FeO изучали Джиани и Обергоффер (фиг. 266).
Диаграмма указывает на отсутствие твердых растворов. Аветисян нашел,
что упругости S02 над конденсированной системой, состоящей из FeS
чип
№.
іШ
1180
№
Ш
7"П
1
1
то
1
Ге30* \
іт
с я
W%hA
t'C
Ш00
ізоо
1200
1187
I0U
та
то
900
800
...
s
,1,
I
ι
ι
I
\J
T|
II
II
1 1
i
ί
I
1
1
/
/
f
λ
...
1383
Фиг. 265. Система
FeS—Fe304
0 10 20 3040 SO SO 70 80 30100
FeS to % FeO-»· FeO
Фиг. 266. Система FeS—FeO
и FeO, представляют весьма малые величины. Ниже приведены значения
давления S02 реакции FeS + 2FeO $ 3Fe + S02 в зависимости от
температуры:
t, °С 527 327 927 1127 1327 1527 1727
lgPs02(aT). . . -14.9 -11.0 -8.3 -6.5 -5.3 -4.3 -3.7
S02
(at)
1.26-10-» 1.0-10-" 5-10-» 3.16-10-' 5-10-5 5 -10~5
2-10-
Вследствие крайне малых величин равновесных упругостей реакция
практически имеет малое значение.
§ 3. Взаимодействия металлов, сульфидов и окислов меди и железа
а) Взаимодействие между металлической медью и сернистым железом
(система Си — FeS). По реакциям:
Cu2S+2Cu20 = 6Cu + S02,
Cu2S + 6Fe203 = 2Cu + 4Fe304 + S02,
Cu2S + 2Fes04 = 2Cu + 6FeO + S02
имеет место выделение меди в металлическом виде. При взаимодействии
с сернистым железом металлическая медь вступает с ним в реакцию
FeS + 2Cu^Fe + Cu2S.
Реакция обратимая. Константа равновесия реакции имеет вид
[CJU.S] {Fe]
К
[FeS] [Cu]2
Направление реакции определяется количественными соотношениями
реагирующих веществ и зависит от температуры. В процессе
отражательной плавки металлическое железо окисляется за счет кислорода окислов
железа и переходит в шлак, т. е. все время убывает из системы. В то же

Глава III. Теория плавки медных концентратов в отражательной, печи '663
время, благодаря реакциям между полусернистой медью и окислами,
происходит непрерывное уменьшение Cu2S и увеличивается количество
образующейся металлической меди. Это способствует протеканию реакции
слева направо. Повышение температуры также способствует протеканию
реакции в сторону образования полусернистой меди, т. е. слева направо,
так как повышение температуры по закону Вант-Гоффа —Ле-Шательѳ
сдвигает равновесие в сторону веществ, образование которых связано
с поглощением тепла. Термохимически уравнение FeS + 2Cu = Cu2S +
+Fe—4810 кал эндотермично. Таким образом, в процессе отражательной
плавки выделяющаяся металлическая медь должна сульфидизпроваться
за счет сернистого железа.
б) Взаимодействие между окислами меди и железа. Образование
ферритов меди (системы СиО — Fe203 и Cu20 — Fe203). Окислы меди с окисью
железа образуют при нагревании ферриты окиси и закиси меди по
реакциям:
CuO + Fe2Os = СиО -Fe203,
Си20 + Fe203 = Си20 · Fe203.
Образование феррита окиси меди начинается при температуре 600°.
Интенсивно реакция ферритообразования протекает при 750°. Феррит окиси
меди существует в двух кристаллических формах: кубической и
тетрагональной, образование которых находится в зависимости от термических
условий. При нагревании смеси из окислов железа и меди при
температуре 800—900° и резком последующем охлаждении получается
феррит кубической модификации. При медленном охлаждении получается
феррит тетрагональной формы, устойчивый при температурах 350—400°.
Феррит закиси меди получается при нагревании окислов меди и железа
при температуре 1100° и выше. Феррит закиси меди кристаллизуется
в гексагональной системе.
в) Взаимодействие между сульфидами и окислами железа и меди
(системы CuO(Cu20)— FeS и Fe203(Fc304)— Cu2S).
1) Взаимодействие между окислами меди и
■сернистым железом. Окислы меди при взаимодействии с
сернистым железом переходят в сульфид меди по реакциям:
6CuO + 4FeS = 3Cu2S + 4FeO + S02,
Cu20 + FeS = Cu2S-f FeO
2Cu20 + 3FeS = (Cu2S)2 · FeS -f 2FeO (Аветисян).
Реакция между закисью меди и сернистым железом начинается при 280°.
С повышением температуры скорость реакции увеличивается. Эта реакция
играет существенную роль в металлургии меди, способствуя переводу
меди в штейн, а железа — в шлак. Термодинамически, на основе упру-
гостей диссоциации сульфидов и окислов железа и меди, в условиях
температур металлургических процессов, характерных для плавки и
конвертирования штейнов,' реакция будет «направлена слева направо, с
образованием сульфида меди и закиси железа. Ошлакование закиси железа
кремнекислотой и перевод сульфида меди в штейн обеспечивают
полноту реакции сульфидизации закиси меди.
На фиг. 267 приведено взаимное расположение и направление кривых
логарифмов. упругостей диссоциации сульфидов металлов.
Как видно из кривых, lgPs2 Для Cu2S и FeS довольно близки между
«обой и пересекаются при температуре 500°. Расхождение между срод-

664
Часть четвертая. Металлургия меЬи,
ством металлов к сере..
5000 кал при 1000°. В
301 Jill ,.j
выраженное в калориях, колеблется в пределах
то же время упругость диссоциации закиси меди
№
1100 fC
SOU
пои
МОП
-к
значительно выше
упругости диссоциации всех
окислов железа (фиг. 29).
2) Взаимодействие
между окислами
железа и полусер-
нистоймедью.
Взаимодействие между окисью
железа и полусернистой
медью протекает по
реакции
6Fe„03 + Cu2S = 4Fe304 +
" +S02 + 2Cu.
Окись железа
восстанавливается до магнетита,
а медь выделяется в
металлическом виде.
Реакция начинается
при температуре выше 600°
и протекает медленнее, чем
аналогичная реакция
между Fe203 и FeS, что
объясняется меньшей
упругостью диссоциации Cu2S в
сравнении с FeS при температурах 800—900°.
Взаимодействие между магнетитом и полусернистой медью протекает
по реакции
2Fe304 + Cu,S = 6FeO + S02 + 2Cu.
Магнитная окись восстанавливается до закиси железа, а медь выделяется
в металлическом виде. Реакция, по данным В. Смирнова, начинается
при температуре 1200°. При этой температуре она протекает медленно.
Заметное повышение скорости реакции наблюдается при температуре
1280°. Присутствие кремнекислоты ускоряет реакцию. Ниже
приведены упругости паров S02 реакций в зависимости от температуры при
отсутствии и наличии кремнекислоты (мм рт. ст.).
■
•
У
PbS,
3У
Ѵгу//
- Д
//^.
3 у
,.<У .<
' /г
/
5 Ь25з_
■'"'/"
/
S
Нг}^.-
SnS
y/Ul
-Ιΰ
-11
-Ц
-16
Фиг. 267. Взаимное расположение и направление
логарифмов упругостей диссоциации сульфидов
металлов
J — Аветисян и Натансон; 2 — Брицке и Капустинский;
3 — Еллиаек и Цаковский
ί, °С
JWFe»°«+CuiS) · · ·
Pso2(Fe304+Cu2S+Si02)
550
6.5
6.5
650
7.5
7.5
750
8.5
8.5
850
9.5
9.5
950
11.0
11.0
1050
12.5
15.5
3) Взаимодействие между ферритами меди и
сульфидами меди и железа (системы: CuO-Fe203— Gu2S
и CuO-Fe203—FeS). Изучением реакций взаимодействия между
ферритами меди и сульфидами занимался В. Смирнов, который установил
следующие реакции:
5 (CuO · Fe203) + 2FeS = 5Cu + 4Fe304 + 2S02,
3 (CuO · Fe203) + 2Cn2S = 7Cu + 2Fe304+2S02.
Реакции заметно протекают в интервале температур 600—700°. Быстро
и нацело реакции протекают при 1100—1150°. Реакция взаимодействия
феррита меди с его сульфидом начинается при более низкой температуре

Глава III. Теория плавки медных концентратов в отражательной печи 665
и протекает быстрее и более полно, чем с сульфидом железа. Это
объясняется меньшей упругостью диссоциации FeS по сравнению с Cu2S и
побочными реакциями между выделяющейся металлической медью с
сернистым железом.
Ниже приведены значения равновесных упругостей реакций
взаимодействия феррита меди с сульфидами меди, железа и цинка (мм рт. ст.).
750 850
408 574
416 613
532 680
В условиях отражательной плавки ферриты меди в присутствии
достаточных количеств сульфидов меди и железа должны полностью
разлагаться.
§ 4. Химизм образования штейна и шлака в процессе отражательной плавки
Из рассмотрения поведения отдельных составляющих при плавке
медьсодержащих материалов в отражательной печи можно сделать
следующие основные выводы.
Окислы меди, как структурно свободные, так и в виде комплексных
соединений — ферритов и силикатов, в условиях температурного режима
отражательной печи активно взаимодействуют с сульфидами металлов
с образованием полусернистой меди, непосредственно переходящей в штейн,
либо с образованием металлической меди, также образующей
полусернистую медь в результате реакции с сульфидами железа в атмосфере S02.
Из приведенных ниже реакций:
2Си20 + Cu2S = 6Cu -f S02,
Gu,0 + FeS = Cu2S + FeO,
2Cu20 + 3FeS = 2Gu2S· FeS + 2FeO
при температурах выше 800—£00° протекает преимущественно вторая
реакция, так как при этой температуре упругость диссоциации FeS
превышает упругость диссоциации Cu2S. Кроме того, наличие в шихте крем-
некислоты, связывающей образующуюся закись железа, также
способствует сульфидизации меди.
Таким образом, при достаточном количестве в шихте серы и кремне-
кислоты вся медь в виде Cu2S перейдет в штейн.
Окислы железа для перевода их в шлак должны восстанавливаться
в процессе плавки до закиси, которая при наличии в шихте кремне-
кислоты образует основной компонент шлака — силикат закиси железа.
Окись железа в процессе плавки реагирует с сульфидами или
металлическим железом и восстанавливается до магнитной окиси или закиси
железа. При недостатке сульфидов окись железа может перейти в шлак
в виде ферритов.
Магнетит восстанавливается сульфидами и металлическим железом
до закиси при высоких температурах. В присутствии кремнекислоты,
которая образует с закисью железа силикаты, процесс восстановления
магнетита ускоряется. При тщательном перемешивании шихты, когда
между отдельными реагирующими веществами обеспечен хороший
контакт, вся магнитная окись при отражательной плавке может перейти в
t, °С 550 650
Ps03(GuO-Fe2Os+Cu2S) 380 397
PSCl2(CuO-Fe2Os+FeS) 350 370
-pS02(Cu0'Fe2°3+ZnS) 280 402

666
Часть четвертая- Металлургия меди
шлак в виде силиката. Непрореагировавшая магнитная окись
распределяется между шлаком и штейном.
Магнетит может разлагаться непосредственно кремнекислотой с
образованием силиката закиси железа. При наличии более сильных оснований
магнетит переходит в ферриты кальция, магния или ферриты
щелочноземельных металлов.
Закись железа в присутствии кремнекислоты образует силикат закиси
железа, переходящий в шлак. Эта реакция энергично протекает при 800—
1000° и активизируется с повышением температуры. Образование силиката
закиси железа способствует активному протеканию реакций, в результате
которых высшие окислы железа восстанавливаются до закисного
состояния.
Суммарная реакция шлакообразования с получением силиката
закиси железа может быть представлена уравнением
2FeS + 6Fe203 + 7Si02 = 7 (2FeO ■ Si02) + 2S02.
§ 5. Плавление шихты и отстаивание жидких продуктов
Шихта загружается в отражательную печь в сыром или обожженном
виде, в холодном либо горячем состоянии. Располагаясь в печи в виде
конических куч, шихта подвергается нагреву за счет лучеиспускания от
раскаленных свода и стен и тепла потока топочных газов. Нижняя часть куч
нагревается расплавленной массой, в которую они погружены.
При работе с влажными концентратами из шихты в первую очередь
испаряется влага. При дальнейшем нагреве отдельные частицы в
зависимости от температуры диссоциируют и вступают во взаимодействие, друг
с другом. Поверхностный слой куч реагирует также с газовой фазой.
При наличии в газах свободного кислорода происходят окисление
сульфидов и горение паров элементарной серы, получаемой в результате
диссоциации высших сульфидов металлов.
Образующиеся жидкие продукты, соответствующие составам штейна
и шлака с наинизшими температурами плавления, стекают с откосов
куч в ванну. При отекании шлаки перегреваются и растворяют в себе
раскаленные, тугоплавкие составляющие шихты. При правильной
дозировке и тщательно составленной смеси расплавление кучи протекает
достаточно равномерно. Одновременно с плавлением верхней части куч
происходит растворение нижней ее части, погруженной в расплавленную
массу жидких продуктов.
В ванне образуются два слоя: верхний — шлак и нижний — штейн.
Через слой шлака все время проходит свежеобразующийся штейн. Жидкие
продукты по мере их образования постепенно перемещаются к
выпускным отверстиям. По пути происходит отстаивание штейна от шлака.
Степень отстаивания зависит от температуры ванны и длительности
пребывания жидких продуктов в печи.
§ 6. Десульфуризация при плавке медных концентратов
в отражательной печи
Для обеспечения высоких температур в отражательной печи и полноты
сгорания топлива плавка ведется при слабоокислительной или
нейтральной атмосфере. При относительно неподвижном кучевом расположении
шихты и нейтральности атмосферы активные реакции между печными
газами и отдельными составляющими шихты почти не имеет места.
Удаление серы, или степень десульфуризации определяется в связи с этим лишь

Глава III. Теория плавки медных концентратов в отражательной печи 667
Таблица 240
Величина десульфуризации при отражательной медной плавке
Исходный материал
для плавки
Сырой концентрат . .
Обожженный концен-
Смесь сырого и
обожженного концентра-
Обожженный концент .
» » . .
» » . .
» »
* » . .
» 1> . .
О о
44.25
30.40
26-65
25.05
23.17
16.26
15-43
15-20
11-81
^5 Й
10.70
12.70
Щ
Ssll
17.56
3.6'.'
12-10 7.23
12-11
14-62
13-07
13-34
12-86
13-40
10-57
—
—
—
—
—
Сера
сульфатная, °/о
0.G4
2.00
0.86
2.26
2.38
З.СО
5.13
5.00
3.73
Активныіі
кислород, 7»
0.56
1.43
3.08
4.76
3.31
С. 73
7.20
7.72
7.80
6 о
Ξ ЕС ^
its
ряд
1.35
1.33
1.40
1.76
1.39
3.44
4.45
4.32
5.60
II!
41.4
18.8
30.0
46.6
19.0
52.3
67.4
62.5
Ѳ2™
2s
I
41.7 14-40
і
21.8 16-f3
29-0 j 18-06
41-0 ί 21-3
23-8 I 20-4
55-8 45-0
62-4 | 59-3
65-7 55-G
71.5 73-5 і 75-0
I
Таблица 241
Степень десульфуризации на медеплавильных заводах
Завод
Кировоградский
Красноураль-
ский ....
Карсакпайский
Роэн-Антилоп .
Анаконда . . .
Коппер-Квин .
Калюмет энд
Аризона . . .
Норанда ....
Характер шихты
Огарок+конверторный шлак. . .
Сырой концентрат'+флюсы+пыль-Ь
-(-конвертерный шлак . · . .
Сырой концентрат + флюсы+кон-
Сырой концентрат-)- руда+извест-
няк+конвертерный шлак ....
Сырой концентрат+известняк . .
Огарок+конвертерный шлак . . .
Огарок+конвертерный шлак. . . .
Огарок+конвертерный шлак . . .
Состав шихты,
%
Си | S
10—12
5.8
10—12
17—20
58.6
26.07
10.69
8.9
4.05
11—18
13.20
32—36
8.12
16.02
17.4
13.2
11.0
11.8
Си в
штейне,
7о
18—30
15—20
12—18
55—60
78.73
46.75
34.42
32.98
19.3
Степень

фуризации, 7о
15—25
40—45
50—55
15—20
15
25
38
38
13—18

663
Часть четвертая. Металлургия меди
процессами термической диссоциации сульфидов и сульфатов и
взаимодействием между сульфидами и окислами металлов, имеющимися в шихте.
Таким образом, степень десульфуризации при плавке медной шихты
определяется составом последней и может быть более или менее точно
подсчитана. Степень десульфуризации может быть также установлена
экспериментально пробной плавкой шихты в тигле.
При известном составе шихты методика определения
величины десульфуризации заключается в следующем: определяются
количество серы, выделяющееся при термической диссоциации высших
сульфидов: пирита, халькопирита, ковеллина; количество сульфатной
серы, а также количество активного связанного кислорода высших
окислов железа и меди, являющихся окислителями по отношению к
сульфидам.
По разности между количеством исходной серы, имевшейся в шихте,
и степенью десульфуризации определяется количество серы, переходящей
в штейн. По подсчитанному содержанию серы определяются состав штейна,
количество шлакообразующих компонентов и необходимое количество
флюсов.
В табл. 240 приведены расчетные и экспериментальные данные
по величине десульфуризации, полученные В. Смирновым для сырых
и обожженных медных концентратов. В табл. 241 приведены составы шихт,
величина десульфуризации и содержание меди в штейне при плавке
медных концентратов в отражательных печах.
Степень десульфуризации меняется в довольно широких
пределах. Наибольшая величина десульфуризации получается при плавке
сырых медно-колчеданных концентратов, главным образом за счет
диссоциации пирита и халькопирита. Степень десульфуризации при плавке
сырых концентратов достигает 55%. Из этого количества 80—85%
приходится на серу от термической диссоциации высших сульфидов.
При плавке обожженных концентратов или смеси сульфидных и
окисленных медных материалов десульфуризация зависит от степени обжига
или отношения между количеством сульфидов и окислов в шихте.
На степень десульфуризации влияет также количество и состав
конвертерного шлака, сливаемого в отражательную печь. Чем больше в
конвертерном шлаке магнетита и меньше кремнекислоты, тем интенсивнее
будут реакции между штейном и шлаком в лечи, тем выше будет степень
десульфуризации.
Глава IV
МЕДНЫЕ ШТЕЙНЫ
§ 1. Общее понятие о штейнах
Штейнами называются сплавы сульфидов металлов. В зависимости
от содержания сульфидов тех или иных металлов различают штейны
медные (FeS — Cu2S), никелевые (FeS — Ni2S2), медно-никелевые (FeS —
Cu2S—Ni3S2), медно-свинцовые (FeS — Cu2S — PbS). Как видно, во
всех штейнах присутствует сульфид железа. Помимо основных сульфидов,
определяющих название штейна, в последнем могут также находиться
сульфиды других металлов: ZnS, Sb2S3, Ag2S, а также свободные металлы:
Си, Ni, Fe, РЬ, Аи, Ag.

Глава IV. Медные штейны
669
Штейны часто содержат кислород в виде растворенных окислов железа
(магнетита). В штейне могут быть включения шпейзы и шлака.
В табл.242 приведены некоторые физико-химические свойства штейно-
образующих сульфидов металлов.
Таблица 242
Теплоты образования, температуры плавления, удельные веса
и теплоемкости сульфидов
Сульфид
A&S
Cu2S
PbS
FeS
ZnS
Реакция образования
Сульфида из элементов
2Ag4-S=Ag2S
2Cu+S=Cu2S
Pb+S=PbS
Fe+S=FeS
Zn+S=ZnS
Тепловой
эффект,
кал
3 330
19 000
18 420
18 800
43 000

Температура
правления, °С
842
ИЗО
1155
1171
1630
Удельный
вес
6.85
5.6
7.56
4.65
4.03
Средняя
теплоемкость, кал
удельная
0.0903
0.1369
0.060
0.1455
0.1167

молекулярная
22.38
21.79
14.36
12.79
7.63
§ 2. Строение медных штейнов
Целью плавки медьсодержащих руд и концентратов являются
получение меди в виде жидкого штейна и ошлакование пустой породы.
Как следует из разобранных выше реакций, в процессе плавки
медь, независимо от формы, в которой она находилась в рудной части
шихты, почти полностью переходит в штейн в виде сернистого ее
соединения.
Железо, имеющееся в шихте, распределяется между штейном и шлаком.
Количественный переход железа в штейн определяется избытком серы,
остающейся после сульфидизации всей меди. Остаточное железо в форме
окислов переходит в шлак. Чем ниже содержание серы в шихте, тем
меньше железа переходит в штейн и тем выше, следовательно,
концентрация меди в последнем.
Распределение цинка, свинца и других металлов между штейном и
шлаком зависит от степени сродства их к сере и кислороду.
Медные штейны состоят в основном из сульфидов меди и железа.
Сумма компонентов: меди, железа и серы в виде сульфидов составляет
80—90% веса штейна. Остальные 10—20% приходятся на соединения
металлов с кислородом.
В некоторых случаях, в зависимости от состава шихты, в "штейнах
могут содержаться сульфиды и окислы других металлов, а также
включения типа шпейз.
Строение медных штейнов определяется тройной диаграммой Си —
Fe -S.
Система Си — Fe — S. . Тройная диаграмма состояния системы
приведена на фиг. 268. На последней четырехугольник Fe — FeS —
Cu2S —Си представляет площадь штейнов. Очерченная жирной линией
часть площади соответствует области жидких штейнов; незаштрихован-
ная — области расслаивания системы на штейновую и металлическую

670
Часть четвертая. Металлургия меди
фазы. В треугольнике FeS — Gu2S — S находится область высших
сульфидов меди и железа, не устойчивых при высоких температурах.
Более полное объяснение системы Си — Fe — S можно получить
при рассмотрении двойных систем: Си2S—FeS, Си —Cu2S, Fe —FeS.
IS30 MS ПВО Ι0Ί0 ΗΒΊ
"/is υπ ms wso sts fes
Фиг. 268. Диаграмма состояния системы Си—Fe—S
Система Cu2S—FeS (фиг. 269). Несмотря на многочисленные
исследования, вполне достоверных сведений о природе этой системы не
имеется. По характеру кривой предполагается существование
эвтектической точки с температурой плавления 995°. Точное местоположение этой
точки не удалось установить. Некоторые исследователи нашли
эвтектические смеси при указанной температуре, содержащие от 50 до 92.5% FeS.
Карпентер и Хейвард считают, что эвтектический сплав содержит 68% Си;
ими-же установлено наличие двух твердых растворов с содержанием
от 0 до 7.5% Cu2S.
В расплавленном состоянии оба компонента обладают
неограниченной растворимостью.
Выделение волосовидной меди при затвердевании сплава Байков
и Трутнев объясняют реакцией
Cu2S + FeS = CuFeS2 + Cu.
Образование металлической меди Мостович объясняет реакцией
2Cu„S + 2FeS -*Cu2S · Fe2S3 + 2Cu.

Глава TV. Медные штейны
671
Ш
1
SOO
\
V
V
—
ГЧ
'W
995
ί-
„.---
^
' тішіах. Cu7 J!~
«да
?tyM?
Карпентер и Хейвард. образование металлической меди объясняют
реакцией
Cu2S + Fe = FeS + 2Cu.
Металлическое железо получается в результате диссоцлации FeS.
Мостович считает возможной реакцию
Gu2S+FeS-»2CuS + Fe,
протекающую при
затвердевании штейна с образованием
железа. Исследования
Аветисяна указывают на
образование химического соединения
(Cu2S)2FeS, содержащего 62.7%
Си. При большом содержании
меди наряду с этим
Соединением в штейнах находится
избыток полусернистой меди. При 0 30 !0 ΐΰΰ%Ζαφ
охлаждении штейна происходит Фиг. 269. Система CuaS — FeS
распад (Cu2S)2FeS с выделением
металлической меди. По Тидеману, при этом протекает реакция
4 ((Cu2S)2 · FeS) = 2 ((Cu2S)3 · Fe2S3) + 4Cu.
Выделение волосовидной меди начинается при 543° и заканчивается
при 180°.
Максимальное выделение меди происходит при охлаждении штейнов,
содержащих 60—62% Си. Выше 71% и ниже 6% металлическая медь
совершенно исчезает. На фиг. 270 в части а найдена чистая Cu2S; в части Ь
Си
Cu2S
(ЕалЬкоцшп
КоВеллин
FeS FbjS3
S ft
Фиг. 270. Система Си—Fe—S
установлена смесь из 2Cu2S-FeS, Cu2S-5Fe2S3 и металлической меди;
часть с содержит борнит и металлическую медь, часть d — халькопирит,
борнит и железистые сульфиды, часть е — халькопирит и сернистое
железо, часть / —только сернистое железо.
Система Си—Cu2S (фиг. 271). При .добавлении до 15% Си
температура-плавления Cu2S понижается с 1127 до 1102°. Дальнейшее
добавление меди до 90% не влияет на температуру плавления сплава.

672
Часть четвертая. Металлургия меди
При добавлении меди выше 90%, температура плавления продолжает
понижаться до получения эвтектической смеси, содержащей 3.8 % Cu2S
и 96.2% Си и затвердевающей при 1067°.
t'c
изо
с°с
ИЗО
иго
W
Η 00
то
І08І
то
1070
Си CujS
Фиг. 271. Система Си—Cu2S
Ί
ί
ί
τ
χ
ί
I
I
f
t
•
ног
1067
3.8/gCaiS
'
ι
V
I
ι
/
/
/
Г т°/м
то
wo
200
Ш7
\
\зо.пи
--
9Ш
—
т
т
\"
1
1
t
1
1
t
"Τ
I
. !
ІШ
90S
FeS Fe
Фиг. 272. Система Fe—FeS
С и с тем a Fe — FeS (фиг. 272). Оба компонента системы
образуют эвтектику при 983°. Состав эвтектической смеси: 85%, FeS и 15%
Fe. FeS растворяет в себе в твердом состоянии менее 1 % Fe, a Fe —
менее 3%FeS.
§ 3. Влияние сульфида цинка на свойства штейнов
По диаграмме плавкости системы ZnS — FeS
(фиг. 273) сульфиды цинка и железа образуют эвтектику при 1180°,
fC
1700
WOO
1500
1400
/ЗОН
1200
0 W 20 30 10 50 ВО 7В 80 90 100
PeS Вес°иы—»-
Фиг. 273. Система ZnS—FeS
;/
Μ'
тг ι
--
^~
■ζ-
1700
1Β00
1500
1«0ΰ
1300
ηοο
1130°
1100
0 10 SO 30 40 50 50 70 80 SO /00
CuzS Sec.%ZnZ—*" ZnS
Фиг. 274. Система ZnS—Cu2S
^
'ЛФ
I
,—
mors*
m
S
fiQ
содержащую 5%0 ZnS. Кроме того, установлено, что ZnS растворим
в FeS в твердом состоянии в количествах, не превышающих 3%, ZnS.
Компоненты системы ZnS — Cu2S (фиг. 274) не проявляют между
собой никакого химического сродства. В твердом состоянии растворов
не образуют. При наличии FeS полусернистая медь увеличивает
растворимость ZnS в штейне.
Сернистый цинк повышает температуру плавления штейна. При плавке
цинковистой шихты с получением богатых медью штейнов происходит

Глава ГѴ. Медные штейны 673
расслаивание последних. Вязкий с высоким содержанием цинка штейн
всплывает на поверхность менее цинковистого нижнего слоя.
§ 4. Растворимость серебра и золота в штейнах
а) Растворимость серебра. Штейн — хороший коллектор драгоценных
металлов. Влияние компонентов штейна на растворимость серебра видно
из диаграмм состояниями —Ag —S (фиг. 275), Fe — Ag—S (фиг. 276)
π РЬ — Ag -S (фиг. 277).
Фиг. 275". Система Си—Ag—S Фиг. 276. Система Fe—Ag—S
Система Cu2S — Ag2S (фиг. 278). Диаграмма плавкости системы
показывает, что оба компонента образуют непрерывный ряд твердых
растворов. Минимум находится при 677°. Сплав при этой температуре
содержит 30% Cu2S и 70% Ag2S. Диаграмма поясняет тот факт, что пріі-
Фиг. 277. Система Pb—Ag—S Фиг. 278. Система Cu2S—Ag,S
сутствие Cu2S способствует переходу сульфида серебра в штейн.
Система FeS -Ag2S (фиг. 279). Диаграмма показывает, что
FeS и Ag2S образуют эвтектику с 11% FeS и 89% Ag2S, затвердевающую
при 600°. Л1 п
Система PbS — Ag2S (фиг. 280Ϊ. Диаграмма плавкости
характеризуется эвтектикой, содержащей 23% PbS и 77% Ag2S; эвтектика
плавится при 630°.
43 Металлургия тяжелых цветных металлов

674
Часть четвертая. Металлургия меди
Система Ag2S — Ag (фиг. 281). Диаграмма показывает, что
температура плавления Ag понижается с 962 до 906° при
прибавлении 11—15% Ag2S. При дальнейшем прибавлении Ag2S образуются
два слоя.
t'C
1203
1100
WOO
900
800
700
SOU
ЧОй
300
200
842°
V
-Ρ
ss
830°

Γι ■
—
0 10 20 30 40 SO 60 70 80 90 100
4g2S Sec%Feb—" FeS
Фиг. 279. Система FeS—Ag2S
175°
—
—·-
10 20 30 10 SO SO 70 80 90 100
PbS
AgS
Aa.S Sec.o/apis-
Фиг. 280. Система PbS-
Система ZnS —Ag2S (фиг. 282). Оба сульфида образуют
эвтектику с 3% ZnS и 97% Ag2S при температуре 807°. В твердом состоянии
ZnS и Ag2S взаимно нерастворимы.
Приведенные диаграммы объясняют, почему штейны являются
хорошими коллекторами для серебра. С увеличением содержания Cu2S в-
t°C
<иии
Уии
800
200
962°
к
\
9>
16°
808°
17
4°
О 20 40 60 вО 100
Ад Sec %4j2S
Фиг; 281. Система AgjS—Ag
t°C
1600
1500
wo
1300
1200
1103
woo
900
812
800
807°
ι Ι Ι Ι Ι
**
--
1
0 10 20 30 ΊΟ 50 60 70 80 90 WO
AqtS 3ec.°/,Zn°.—- ZnS
Фиг. 282. Система ZnS—Ag2S
штейне особенно заметно возрастает растворимость сульфида серебра в-
последнем. Так как в штейне возможно присутствие металлического
железа, меди и свинца, растворимость серебра зависит также от·
содержания этих металлов.

Γ.ιαβα IV. Медные штейны
675
б) Растворимость золота. Полусернистая медь и сернистое железо
являются хорошими растворителями для золота. Cu2S лучше растворяет
золото, чем FeS. Присутствие в штейнах металлических железа, меди или
свинца способствует растворению золота.
§ 5. Медные штейны отражательной плавки
Штейны отражательной плавки состоят главным образом из сульфидов
меди и железа. В них содержится также магнетит, иногда сульфид цинка,
свободные металлы, шлаковые включения.
Штейны отражательной плавки отличаются повышенным по сравнению
с штейнами шахтных печей содержанием серы. Если верхним
пределом содержания серы в штейнах шахтной плавки является 25%
серы, то в штейнах отражательной плавки содержание серы
достигает 28.5%.
Количество меди в штейне в зависимости от исходного содержания
металла в шихте и способа плавки колеблется в широких пределах:
от 15 до 75%. На большинстве заводов выплавляются штейны с
содержанием меди от 20 до 35%.
Чем выше содержание меди в исходных концентратах и меньше в них
серы, тем богаче медью получаются штейны. Бедные штейны с
содержанием 15—20% меди получаются при плавке сырых медно-колчедан-
ных концентратов.
Богатые штейны, по составу соответствующие белому штейну (чистый
Cu2S), получаются на заводе Роен-Антилоп, на котором перерабатываются
концентраты, содержащие 58.6% меди.
Содержание серы в штейнах отражательной медной плавки
колеблется от 19.5 до 28.26%. Чем беднее содержанием меди штейны,
тем выше содержание серы. При плавке сырых концентратов получаются
высокосернистые штейны. В штейнах отражательной плавки возможно
присутствие высокосернистых сульфидов железа и меди, как GuS или
FeA-fi·
Отсутствие в штейнах отражательной плавки металлического
железа и нахождение его преимущественно в виде сульфида также
обусловливают повышенное содержание серы в штейне. Наиболее часто
содержание серы в штейнах колеблется в пределах 25—27%.
При сравнительно небольших колебаниях в содержании серы в штейнах
количество железа в последних определяется содержанием
в них меди. Чем больше меди в штейнах, тем соответственно ниже в них
содержание железа. Количество железа в штейнах колеблется от 25
до 50%, в среднем составляя 35—40%.
В штейнах отражательной медной плавки содержится некоторое
количество связанного кислорода в виде растворенного магнетита.
Последний попадает в печь с твердой шихтой, с обожженными
концентратами или с конвертерным шлаком, сливаемым в жидком виде. Кислород
в штейнах может также находиться в виде шлаковых включений, так как
шлаки частично растворяются в штейнах. Количество шлаковых
включений в штейнах отражательной плавки составляет нередко 4—5% веса
штейна.
О форме кислорода в штейнах медной плавки имеются разные
взгляды. А. Байков, основываясь на реакции между магнетитом и
сульфидами, предполагает, что кислород в штейне находится в виде
записи железа. В. Мостович установил, что кислород в штейнах связан
с ферритами металлов. По определению Мостовича, количество кисло-

676
Часть четвертая. Металлургия меди
рода в штейнах колеблется от 2.1 до 7.7%, что соответствует содержанию
ферритов в пределах 7.5—28%. Имеется определенная зависимость между
содержанием кислорода и концентрацией меди в штейнах. По данным
Мостовича, а также Хаулея, чем богаче
медью штейны, тем меньше содержится
в них кислорода. На фиг. 283
показана эта зависимость. Штейны содержат
в среднем 25% серы. Зная количество
меди в штейне и связав ее в виде Gu2S,
остальную серу связываем с
железом в виде FeS. Остаточное железо,
полученное по разности между общим
количеством и связанным в виде FeS,
рассчитывается в виде феррита. Приняв
сумму компонентов Си + Fe + S + 02
равной 100, можно определить
количество кислорода в штейне.
В табл. 243 приведены вычисленные
составы штейнов медной плавки.
На плавку в отражательную печь
поступают иногда медные концентраты,
содержащие цинк. В условиях
нейтральной или слабоокислительной среды
сульфид цинка будет в значительной
своей части переходить в штейн.
Примерно около половины цинка,
поступающего в отражательную печь вместе
с шихтой, переходит в штейн. Сернистый цинк повышает температуру
плавления штейна. Штейны с высоким содержанием цинка способны
расслаиваться. Вязкий, иногда пенистой структуры, обогащенный суль-
Фиг. 283. Зависимость между
концентрацией меди и содержанием
кислорода в штейнах
1 — по Мостовину; 2 —по Хаулею; 3 —в
заводских штейпах (по расчету)
Таблица 243
Составы штейнов медной плавки (вычисленные, в %)
Элементарный состав
Си
10
20
30
40
60
S
теор.
34.4
32.4
30.3
28.3
27.3
S
практ.
25.8
25.3
24.8
24.3
24.0
S
разн.
8.6
7.1
5-5
4.0
3.3
Fe
практ.
57.66
49.32
41.00
32.68
28.51
О
раоч.
6.54
5.38
5.20
3.02
2.49
Рациональный состав
Cu,S
12.5
25.0
37.5
50.1
56.3
Fes
63.9
55.6
47.3
39.0
34.7
Fe304
23.6
19.4
J5.2
10.9
9.0
фидом цинка слой штейна, обладающий меньшим удельным весом,
всплывает на поверхность, располагаясь между шлаком и нижним слоем
штейна. Вследствие плохого отделения верхнего слоя обогащенного
цинком штейна шлаки содержат повышенное количество меди.
Почти все уральские медеплавильные заводы перерабатывают
концентраты, содержащие некоторое количество цинка. В штейнах
уральских заводов содержание цинка достигает 4.5% (табл. 244).

Глава IV. Медные штейны
677
Таблица 244
Составы штейиов отражательной плавки медных концентратов
Завод
Карабашский .
»
Кировоградский
Красноураль-
скпй {до'.:
Среднеураль-
Балхашский . .
Карсакпайсшій .
Аллаверд-
ский { до . :
Коппер-Квин .
Калюмет....
Туол
Маями
»
Юнайтед-Верде
Гарфилд ....
Н-Кана ....
Анаконда . . .
Козака
Интернейшенел
Никель К°. .
Кананеа ....
Юнайтед Стейтс
Мет
Нораяда ....
Флин-Флон . .
Муфулира . . .
Роен-Антилоп .
Си
Fe
S
Zn
AIsO,
Si02
CaO
и'
о
24.34
32.5Г>
19.57
15.6
18.5
19.09
34.8—37-6
59
25.08
35.06
34.42
32.98
23.00
40.50
45.9
25.1
40.0
61.7
46.75
60.76
17.00
31.91
43.44
17.20
22.00
07.00
78.73
44.35
41.95
45.20
43.04
50.11
41.65
—
14.52
41.64
30.09
34.7
35.3
43.0
30.93
26.00
41.3
33.2
8.2
24.70
11.43
50.3
37.17
25.0
50.1
—
9.5
0.58
22.1 У
21.V5
25.14
27.48
28.26
—
22.87
25.47
22.31
25.5
27.5
26.5
25.0
25.2
24.8
22.7
22.3
25.1
23.25
26.7
26.87
25.0
22.6
24.5
21.6
19.52
1.55
2.45
3.45
1.02
2.86
4.31
—
—
2.56
2.14
—
—
—
—
—
—
2.41
—
—
—
1.76
5.40
0.61
0.24
1.55
2.70
—
. 2.0
2.10
2.99
—
—
_
—
—
—
—
_
—
—
—
1.48
2.44
1.22
1.18
3.64
0.44
.—
0.36
1.24
1.56
__
0.4
0.5
_
0.8
1.4
0.5
—
0.54
—
—
0.63
0.16
—
0.24
2.45
0.29
.
1.2
1.58
2.50
—
—
0.5
,
—
—
—
—
Ли
унц/і
—
—
—.
—
—
—
0.288
—.
0.065
0.26
—
0.125
—
—
0.2
—
—
Ag
г
—
—
—
—
—
—
—
- 7.7
—
2.08
—
3.7
5.6
—
20.05
—
—
25.0
.—.
4.2
В штейнах медной плавки содержится некоторое количество шлаковых
включений: Si02, А1203 и др. В штейнах отражательных печей уральских
медеплавильных заводов содержится в среднем 1—2% Si02 и 2—3%
А1203.
Более высокое отношение между глиноземом и кремнеземом в штейнах
по сравнению с составом шлака указывает на селективный переход
соединений алюминия в штейн.
Удельный вес штейна зависит от содержания в нем меди. Чем больше
содержится меди, тем выше удельный вес штейна. При 10% Си удельный
вес штейна составляет 4.82; при 80% Си (-белый штейн) — 5.55. На
величину удельного веса штейна влияет присутствие примесей свинца,
кислорода и др.

678
Часть четвертая. Металлургия меди
Г .) а « « Г
ШЛАКИ ОТРАЖАТЕЛЬНОЙ ПЛАВКИ НА МЕДНЫЙ ПIТЕЙЦ
§ 1. Состав медных шлаков
Шлаки отражательной плавки на медный штейн представляют сплав
окислов железа, кремния и кальция. В соответствии с составом
проплавляемых материалов в шлаках могут находиться также и окислы других
металлов: алюминия, магния, цинка.
Сумма окислов железа, кремния и кальция в шлаках медной плавки
составляет 80—90%. Соотношения между основными компонентами
шлака: окислами железа, кремния и кальция, колеблются в довольно
широких пределах. В практике отражательной плавки содержание кремне-
кислоты в медных шлаках меняется от 25 до 55%, окислов железа от 14
до 57%, окиси кальция —от 6 до 35%.
Широкий диапазон состава шлаков медной плавки определяется
двумя, резко отличающимися по содержанию пустой породы видами
концентратов, проплавляемых в отражательных печах: сильно железистых,
получаемых при обогащении колчеданных руд, и кремнистых, получаемых
при обогащении порфировых руд и песчаников. Так, шлаки заводов
Балхаша,Карсакпая, Роен-Антилоп и др., эксплоатирующих
месторождения кварцевых руд, содержат 42—55% Si02 и 13—25% FeO. Шлаки
уральских и большинства американских заводов, перерабатывающих
железистые руды, содержат 36—50% FeO и 35-—40% Si02.
Работа с высококремнистыми или высокожелезистыми шлаками
объясняется стремлением доводить до минимума количество флюсующих
добавок. Высокие температуры, достигаемые в отражательных печах,
позволяют вести плавку на шлаках разнообразного состава.
Шлаки медной отражательной плавки по своей структуре отвечают
четверной системе FeO — СаО — Si02—Fe203.
а) Окислы железа в шлаках отражательной плавки. Особенностью
шлаков отражательной плавки является присутствие в них окиси железа
и магнетита. Последний вводится в лечь вместе с обожженными
концентратами или жидким конвертерным шлаком, либо получается в
процессе плавки в результате реакций между окисью железа и сульфидами
металлов.
Окись железа может находиться в шлаках в виде ферритов кальция,
цинка и др. Большая часть железа в закисной форме ошлаковывается
кремнекислотой, образуя силикаты закиси ягелеза.
Как видно из анализов шлаков, приведенных в табл. 245, содержание
закиси железа при плавке кремнистых руд колеблется от 13.7 до 20%;
при плавке железистых руд — от 32 до 50%, достигая в некоторых
случаях 56.7%.
б) Кремнекиелота в шлаках отражательной плавки. Шлаки
отражательной плавки отличаются относительно высоким содержанием кремне-
кислоты. Работа на кислых шлаках вызывается стремлением снизить
содержание меди в последних и уменьшить разъедание динасовых свода
и стен печи.
При плавке железистых руд содержание кремнекислоты в шлаках
составляет 30—40%. При работе в печах с магнезитовыми стенками
содержание Si02 в шлаках может составлять 32—34%. На некоторых
заводах, перерабатывающих кремнистую шихту, как Балхашский, Кар-
саклайский, Роен-Антилоп, Санта Розалиа, где на плавку поступают
концентраты от обогащения медно-порфировых руд или песчаников,

Τ a 6 л н д а 245
Составы отвальных шлаков отражательной плавки медных концентратов1
Завод
SiO,
А1203
FeO
СаО
Си
Ag
Ли
уни/т
СреднеуральскиП
Балхашский
»
Карсакпайский
Коппер-Квпн
Калюмет
Маями
»
Юнайтед-Верде
Гарфилд
Анаконда
Мак-Гилл
Интернейшенел Никель К0
Сайта Ровалия
Юнайтед Стейтс Мет . .
Н-Кана
Кананеа
Норанда
Флин-Флон
Муфулира
Роен-Антилоп
32.44—38.42
50—55
40—50
52.6—54.7
40.0
39.3
30.95
35.40
36.fi
41.0
34.2
36.1
31.0
51.0
36.0
33.9
41.8
:J8.3
36.5
39.6
47.3
6.61—8.67
12 -
11.2-
7.
6.
6.
7.
6.
4.
fi.
14
15
П.. 7
.1
.2
.53
.70
.1
.3
.0
.2
.0
.2
.6
Л
.6
.1
6
.7
42.5-
16-
8-
20.0-
43,
44.
56,
49,
49
45,
34,
49.
54
43,
33,
40,
45.
41.
31.
13.
-49.5
-20
-14
-21.5
,6
,3
4.85—6.82
9—12
12—18
8.9-11.5
1.8
4.6
1.47
2.2Г)
2.1
4.5
3.2
5.4
3.0
1.5
1.5
2.9
1.3
1.7
16.6
11.4
1-63- 2-36-
.5
.7
.2
.4
.0
.0
.75
.5
0.25—0.36
.57—0.66
0.46
0.41
0.53
0.52
0.35
0.38
0.65
0.50
0.5
0.5
0.82
0.3
0.27
0.36
1.3
1.20
0.069
0.02
0.0'і
0.13
0.001
0.001
0.0007

680
Часть четвертая. Металлургия меда
содержание Si02 в шлаках доходит до 50% и выше. Кислые шлаки
отличаются вязкостью, которая объясняется склонностью шлака с высоким
содержанием Si02 к остеклованию при охлаждении. Наиболее вязкие
кислые шлаки имеют состав, при котором появляются свободные
молекулы Si02. Это имеет место при работе на порфировых шлаках,
содержащих около 50% Si02.
в) Окислы кальция и магния в шлаках отражательной плавки.
Содержание окиси кальция в медных шлаках отражательной плавки колеблется
от 1.5 до 5%.
При переработке сильно кремнистых материалов с недостаточным
для образования шлака количеством железа в качестве флюса может
применяться известняк. Содержание извести в шлаках при этом может
быть доведено до 16—18% при содержании железа 15—16% и
кремнекислом 44—48%.
Содержание окиси магния в шлаках составляет в среднем 2—3%.
Окись магния оказывает отрицательное действие на шлак, делая его
вязким. Вредное действие MgO усиливается при одновременном присутствии
окиси цинка и глинозема.
г) Цинк в шлаках отражательной плавки. Цинк в шлаках
отражательной плавки некоторых зарубежных заводов (Юнайтед-Верде,
Анаконда, Флин-Флон и др.) составляет 3—5%. Более высоким
содержанием цинка отличаются шлаки уральских заводов, в которых
находится 6—7, а иногда даже 10% Zn. В шлаках при плавке сырых
концентратов цинк присутствует в основном в виде ZnS. При плавке обожженных
концентратов значительная часть цинка находится в шлаках в виде
феррита, алюмината и силиката цинка. В одной пробе цинковистого шлака
цинк в форме отдельных соединений распределился следующим образом:
19.9°/о в виде ΖηΟ·Α1„03,
59.7% » » ZnO-Fe203,
20.4% » » ZnS
Петрографическое исследование пробы шлака состава: S —1.67%і-
Сй-0.68%; Zn-12.71%; Si02- 30.34%; FeO -30.41%; Fe203-
3.97%; A1203-11.29%; СаО -1.01%; MgO — 1.46%, показало, что-
основной формой соединения цинка является силикат 2 ZnO-Si02. Часть
цинка связана в виде шпинели. Ферритов было обнаружено мало.
Из соединений цинка наиболее отрицательное влияние на свойства
шлака оказывает ZnS. При наличии значительного количества ZnS в
продуктах плавки вязкость их повышается и отстаивание штейна от
шлака затрудняется. Более легко ошлаковывается окись цинка, в
особенности в сильножелезистых шлаках с малым содеря^анием окиси
кальция.
Для уменьшения затруднений при плавке сильноцинковистых
концентратов необходимо последние подвергнуть окислительному обжигу
для перевода максимального количества ZnS в ZnO.
д) Глинозем в шлаках отражательной плавки. Содержание глинозема
в шлаках колеблется от 5 до 12%.
Высоким содержанием глинозема отличаются кислые шлаки,
получаемые на заводах, перерабатывающих кварцевую шихту (Карсак-
пайский, Балхашский, Роен-Антилоп и др.). Присутствие в шлаке
глинозема способствует растворению других тугоплавких ингредиентов.
Кислый шлак при значительном содержании глинозема более
однороден, достаточно текуч и жидок и сравнительно легко отделяется от
штейна.

Глава V. Шлаки отражательной плавки на медный штейн 681
е) Закись марганца в шлаках отражательной плавки. При плавке
маложелезистых руд и концентратов (Карсакпайекий и Балхашский
заводы) в качестве флюса прибавляется иногда марганцовая руда,
преимущественно пиролюзит. В шлаках отражательной плавки встречается
до 3—4% МпО. Присутствие закиси марганца делает шлаки более жидко-
текучими.
§ 2. Медь и драгоценные металлы в шлаках отрааіательной плавки
а) Медь в шлаках отражательной плавки. Количество шлака при
отражательной плавке составляет 50—70% веса проплавляемых материалов.
Степень извлечения меди при плавке находится в прямой зависимости
от содержания меди в отвальных шлаках. Задачей плавки является
получение отвального шлака с минимальньш содержанием меди.
При плавке медных руд .и концентратов жидкие продукты — штейн
и шлак —получаются в виде механической смеси. Последующее отделение
штейна от шлака происходит благодаря разности удельных весов обеих
несмешивающихся жидкостей.
Полнота отделения жидкой сульфидной фазы от сплава окислов
определяется составом шлака, температурой и длительностью отстаивания.
Однако, даже при соблюдении всех оптимальных условий плавки,
некоторое количество меди все же остается в шлаке и безвозвратно теряется.
Потери меди со шлаками зависят от химических и механических
причин.
Химические потери связаны с тем, что часть меди
остается в шлаке в растворенном состоянии в форме окислов пли
сульфидов.
Окисленной меди в шлаках бывает мало. В значительно большем
количестве содержатся в шлаках в растворенном виде сульфиды
меди.
В одной из проб шлака уральских заводов содержание меди в форме
сульфидов составляло 70% общего ее количества в шлаке. Анализ
показал, что из 1.26% серы, имевшейся в шлаке, 1.029% было связано с
железом и цинком, 0.011 — с кальцием и 0.063% с медью.
Количество растворенной в шлаке сульфидной меди зависит от
концентрации меди в штейне и температуры: чем богаче штейны и выше
температура, тем больше содержание меди в шлаках.
На растворимость сульфидов меди влияет содержание кремнезема
и извести: чем меньше последних содержится в шлаке, тем больше
растворимость полусернистой меди. По Мрстовичу, содержание меди
в шлаках с 32—34%, Si02 составляет 0.8—1.0% количества ее в
штейнах.
Механические потери связаны с запутыванием частиц
штейна в шлаках при отстаивании. Величина механических потерь меди
зависит от степени вязкости шлака и разницы в удельных весах
отстаивающихся жидкостей: чем меньше вязкость шлака, тем легче и полнее
происходит отстаивание штейна. Вязкость шлака при данной температуре
зависит от его состава. Кремнезем увеличивает вязкость шлака. В то же
время повышение содержания кремнекислоты уменьшает удельный вес
шлака: чем больше содержание кремнекислоты, глинозема, окислов
кальция и магния и меньше окислов железа, тем меньше удельный, вес
шлаков. Из диаграммы, составленной Мостовичем (фиг. 284), видно, что-
удельные веса шлаков колеблются в пределах 3—4, а штейнов от 4.S
до 5.7.

682
Часть четвертая. Металлургия меди
Содержание меди в железистых, тяжелых по удельному весу шлаках
всегда выше, чем в кислых, с малым удельным весом.
Таким образом, в кислых шлаках при прочих равных условиях
содержится меньше меди, чем в железистых, как вследствие более
легкого удельного веса, так и более слабой растворимости в них
сульфидов.
В табл. 245а показана зависимость содержания меди от количества
кремнекислоты в шлаках.
Таблица 245а
Зависимость содержания меди в шлаках отражательной печи
от количества Si02 (%)
Си
ί
0.25
ι 0.27
! 0.29
j 0.32
j 0.36
SiO,
38.12
38.81
35.38
35.22
33.04
Ге
33.82
33.54
36.26
36.50
38.44
Zn
3.00
2.76
4.36
2.11
2.14
S
ί. 12
1.78
2.16
2.15
2.26
AlaO,
7.70
8.67
7.52
7.44
7.20
CaO
5.84
5.69
6.82
5.24
4.85
ffi
■//
-lUPh
um-
-MCuHi
-788 Fe
- 7.5 PbS
— 7.2AgzS
Из таблицы видно, что понижение содержания Si02 в шлаке,
примерно, на 5% (с 38.5 до 33.5) и соответствующее увеличение содержания
железа с 33 до 38% повышают
содержание меди в отвальных шлаках
отражательной печи на 0.09%.
При выбранном составе шлака
вязкость последнего является функцией
температуры. По данным Лоскутова,
шлаки медной плавки при степени
вязкости в 5—10 пуаз достаточно легко
отделяются от' штейна. При плавке в
отражательной печи, в которой
происходит также отстаивание штейна от
шлака, легко достигается необходимый
перегрев шлака. Следует отметить, что
градиент уменьшения вязкости кислых
шлаков при повышении температуры
меньше, чем железистых, основных.
На практике содержание меди в
отвальных шлаках при плавке
железистых концентратов колеблется от 0.3 до
0.5%; при плавке кремнистых
продуктов от 0.25 до 0.36%.
Некоторое влияние на содержание
меди в шлаках оказывает флотирующее
действие сернистого газа,
выделяющегося по реакциям между магнитной
окисью и сульфидами металлов.
Пузырьки сернистого газа, поднимаясь вверх, увлекают частицы штейна
на поверхность шлака, препятствуя тем самым их отстаиванию.
ШггО —
5.)8Fe50,,\_
<5.08aO,Fel),f1nO·
1
3.74Βα5ίΟ,—
-3.0Mg5i03 ■
IJCaSiOj·
З.ЗСаО—
iJSiij—
-5.7CutS-
T5.2NiS
F-WeS
ψ—W.ZnS
4
Фиг. 284. Сравнительная
диаграмма удельных весов сульфидов
(штейнов) и окислов (шлаков)
(но Мостовичу)

Глава VI. Отражательные печи, для плавки медных руд и концентратов 683
б) Драгоценные металлы в шлаках. В медных шлаках всегда
содержится золото (0.2—0.8 г/т) и серебро (1—8 г/т). Переход золота и серебра
не находится в прямой зависимости от растворимости штейна в шлаках.
Растворимость сульфидов меди и железа в шлаках выше, чем
растворимость золота и серебра. В практике медеплавильных заводов отмечено,
что при работе на сырье с различным содержанием драгоценных металлов
изменения в концентрации золота и серебра в штейне почти не отражаются
на их количестве в отвальных шлаках (Аветисян. Цветные металлы,
4. 1938).
Г лава Т'/
ОТРАЖАТЕЛЬНЫЕ ПЕЧИ ДЛЯ ПЛАВКИ МЕДНЫХ РУД
И КОНЦЕНТРАТОВ
Современные отражательные печи для плавки медьсодержащих
материалов в отличие от мартеновских печей делаются с постоянным
направлением движения газов, с использованием тепла отходящих газов под
паровыми котлами. Печи с регенерацией или рекуперацией тепла
промышленного применения в металлургии меди не нашли. Объясняется это
получением- значительных количеств пыли в процессе плавки.
Частицы пыли, оседая в регенераторах или рекуператорах, под
влиянием высоких температур быстро разъедают кирпичную кладку. При
работе регенеративной печи в Грейт-Фоллсе насадка простояла лишь 3 мес.
При отоплении отражательной печи пылевидным топливом количество
пыли, выносимой из печи, еще больше увеличивается. Поскольку
регенераторы или рекуператоры являются своеобразными пылеосадителямн,
они скоро забиваются пылью и выходят из строя. По этим причинам
отражательные печи для медной плавки работают без регенерации или
рекуперации тепла отходящих газов. Обычно газы направляются под
паровые котлы и оттуда отводятся в дымовую трубу. В некоторых случаях
тазы после котлов с температурой 300—400° используются для нагрева
воздуха в экономайзерах. Нагретый до 200—250° воздух используется
как вторичный или третичный для сжигания топлива, вдуваемого в печь.
Размеры отражательных печей для медной плавки претерпели за
последние годы значительные изменения. В 1900 г. стандартная печь для
медной плавки делалась, примерно, 5 м шириной и 11 м длиной. Стремление
увеличить производительность печи и сделать более полным
отделение штейна от шлака находило свое разрешение в удлинении печи.
Постепенно длина печи была доведена до 35—40 м. Если конструктивно
удлинение печи разрешалось относительно легко, то в части устойчивости
свода при увеличении ширины печи встретились определенные
затруднения. Ширина отражательной печи постепенно достигла 7.6 м и, как
исключение, 9.14 м. Внедрение в практику подвесных прямых сводов
разрешило конструктивно задачу угпирения печей при сохранении их
устойчивости. При подвесном своде ширина печи может варьировать
в больших пределах, чем при арочном, опирающемся на продольные
стены.
Ограничение длины печи вызывается необходимостью получения в
конце печи достаточно высокой температуры для обеспечения жидкоплав-
кости выпускаемых шлаков. За последнее десятилетие стала намечаться
тенденция к уменьшению размеров печи. В настоящее время стан-

684
Часть четвертая. Металлургия меди
дартные печи делаются длиной 31—35 м, шириной 7—8 м и высотой:
2.6—3.0 м. На фиг. 285а, 2856 и 286 показаны разрезы отражательной:
печи для плавки медных руд.
§ 1. Конструктивные элементы отражательных печей для плавки
медных концентратов
Отражательная печь состоит из фундамента, лещади, стен, свод*
и крепления.
Ϊ
Фиг. 285а. Отражательная печь для плавки медных концентратов с котельной
установкой (продольный разрез)
Фундамент печи изготовляется из бутового камня,
огнеупорного кирпича, бетона, шлака. Фундамент служит постелью, на которую
набивается и наваривается лещадь. Наиболее прочная и плотная постель,
получается при шлаковом фундаменте. На слой бутового камня или
бетона толщиной до 1 м
заливается жидкий отвальный шлак,
образующий после
затвердевания слой толщиной от 1.2 до-
1.8 м. На фундамент из шлака
набивают 50—100-мм слой
огнеупорной глины. Поверх
последней наваривается кварцевая
лещадь. Прослойка
огнеупорной глины между фундаментом
и лещадью делает последнюю
более плотной и эластичной.
Лещадь печи делается:
из кварца. Песчаник чили
речной кварцевый песок с
содержанием не ниже 90—96% Si02
измельчается до 10 меш и
подвергается предварительному
прокаливанию для перевода
Фиг. 2856. Отражательная печь для плавки кваР^а в тридимит. Толщина
медных концентратов с котельной установкой кварцевого слоя составляет
(поперечный разрез) 0.6—0.7 М.

^
Разрез по ЕШ
Г~
L.S
"Ѵ-РIЩ^С.
ш¥Ш¥^¥^
іа-я
^г
О
в
V
НК
(Q
ш._ s .. . J'4-. V ~ . .> ~ J ./ I-<4
3W0
Л-е-
Агз/>гз /ю/Ш/"
/fo^i?* по ΜΗ
Разрез по К Л
Схематический план печи
-Щ
-3Ι3ΊΟ
д
вгоо
β
Φζιγ. 28G. Отраиііпельнал ііечьдлп плавки медных концентратов
α — продольпыіі разрез; б - поперечный разрез по шпуровому отверстию; о- поперечпый разрез по антенну; г—поперечный разрез с вндоір£па
форсуночные оіша; д — схематические плап отражательной печн.
1— жолоб для заливки шлака* 2— торцевые отверствп в своде; 3— осевая линия форсунок; 4- окно; 5 трапепортер; 6~ шпуровые отверстия для выпуска
штейпа· 7 — кладка свода печи; ί — загрузочные отверстия; Ρ — кварцевая лодппа; 10 — отверстие для выпуска шлака; 11 — жолоО для шлака; 12 -капава.

6S6
Часть четвертая. Металлургия меди
Для получения плотной лещади слой кварца нагревают в течение
двух суток до температуры 1500—1600°. При прокаливании кварц
оплавляется и оглазуровывается. После двухсуточного прокаливания
все отверстия закрываются, и печь выдерживается в течение двух
суток без подогрева до потемнения свода и стен. Первая загрузка печи
состоит из гранулированного конвертерного шлака, дробленого
богатого штейна или ватержакетной пыли. При расплавлении они пропитывают
лещадь печи, цементируя отдельные зерна кварцевого материала. Когда
«наварка> лещади закончена, постепенно поднимают температуру и
увеличивают загрузку. Вся операция наварки и пуска печи до нормальной
работы последней длится около 10 дней.
Стены печи покоятся на шлаковом фундаменте, либо на
бетонных опорах. Стены делаются из динасового кирпича. Применяются тач-
же стены, выложенные из магнезитового или хромистого кирпича,
преимущественно в поясе шлака. Стены делаются одинаковой толщины по всей
высоте или постепенно утолщаются книзу. Утолщение стен в нижней
части удлиняет срок их службы. На заводе Коплер-Квин толщина стен на
уровне пят свода составляет 450 мм, увеличиваясь до 1570 мм у лещади.
При отсутствии утолщения для предупреждения быстрого износа стен
последние с огневой стороны футеруются магнезитовым или хромистым
кирпичом на высоту около 1.5 м от лещади или охлаждаются с наружной
стороны при помощи кессонов с циркулирующей в них холодной водой.
Нередко применяются оба способа одновременно: стены футеруются
изнутри магнезитом в один кирпич, а снаружи охлаждаются водой,
циркулирующей в кессонах.
На заводе Анаконда для охлаждения стенок применяются чугунные-
плиты размерами 2.5 χ 1.25x0.075 м с залитыми в них 33-мм
газовыми трубками. В каждой продольной стене по длине устанавливаются
17 плит. Продольные стены делаются глухими при загрузке шихты
через свод.
При кладке стен печи через каждые 3 м длины оставляются 25-мм швы
в виде зигзагообразной ломаной линии для температурных расширений.
На фиг. 287 показаны детали кладки стен печи.
Своды, у печей бывают арочные и подвесные.
Арочные сво,ды делаются прямыми или понурыми. При
большой длине печей понурость свода не дает заметного эффекта в смысле
повышения температуры в конце печи.
Деформация свода в поперечном направлении не должна отражаться
на стойкости боковых стен. С этой целью на продольные стены печи
кладутся швеллерные или двутавровые балки, прикрепляемые к угловым
колоннам. Пяты свода упираются в продольные балки, которые таким
образом , воспринимают нагрузку свода в поперечном горизонтальном
направлении.
В продольном направлении свод печи выкладывается секционно.
Длина секции колеблется от 3 до 7.6 м. Между отдельными секциями
оставляют температурные швы 50—75 мм шириной. Свод печи в плавильной
части иногда делается ребристым с наружными арками на расстоянии 1.2 —
1.5 м друг от друга. По мере прогорания нижнего свода между арками
собирается новый свод.
Толщина свода печи в отдельных его местах колеблется от 380 до 510 мм-
Более толстым свод делается в плавильной части печи, иногда только в
центральной осевой его части, где прогорание свода происходит наиболее
быстро. Стрела подъема свода делается равной 0.1 ширины печи. Свод
выкладывается из динасового кирпича. Реже свод делается иа магнезита

Глава VI. Отражательные печи, для плавки .медных руд и концентратов 687
На заводе Флин-Флон, перерабатывающем цинксодержащие
обожженные медные концентраты, динасовый свод, который быстро
корродировал, был заменен магнезитовым. Передняя часть печи на длине 16 м
была выложена из магнезитового кирпича длиной 45.5 см по бокам свода
н 38 см в центре. Между отдельными кирпичами вставлялись железные
Фиг. 287,а, <>, в, г—детали кладки печи
пластины толщиной 2.5 мм. При высокой температуре в печи пластинки·
расплавлялись и приваривались к кирпичам, делая блоки монолитными..
Анализы показали, что глубина проникновения шлака в магнезитовый
кирпич не превышает 25 мм.
В своде печи оставляются отверстия для загрузки в печь,
шихты. Площадь сечения отверстия колеблется от 230 до 645 см2. Чтобьь
избежать заметного ослабления свода, отверстия устраиваются на
расстоянии 1.2—1.5 м между центрами. Отверстия имеют прямоугольное
сечение.
Загрузочные отверстия делаются вдоль боковых стен или по
продольной оси свода. Горловины отверстий футеруются магнезитовым кирпичом
либо снабжаются специальным приспособлением с водяным охлаждением-

688
Часть четвертая. Металлургия меди
Фиг. 2SS. Конструкция арочного свода
(общий вид)
На фиг. 288 показана конструкция арочного свода.
Подвесные своды были впервые введены в практику отра^
жательной плавки в 1931 г. Подвесные своды делаются
горизонтальными. Отдельные кирпичи или
блоки подвешиваются при
помощи железных прутов,
снабженных гребешками, к
решетчатой арматуре, проложенной
параллельно своду и
опирающейся на вертикальные стойки.
При замене арочных сводов
подвесными система крепления
печи освобождается от
поперечных усилий, вызываемых
термическими деформациями
кирпичной кладки.
Достоинство подвесных сводов заключается в том,что при их
прогорании перекладываются лишь отдельные блоки или кирпичи, без
нарушения целостности всей секции. Внедрение подвесных сводов сделало
возможным более широкое применение магнезитового и
хромо-магнезитового кирпича, весьма
термостойких в. условиях отражательной
плавки медных концентратов.
Практика показала,что срок
службы подвесных сводов в два—три
раза длиннее, чем арочных.
На фиг. 289 показана
конструкция подвесного свода.
Крепление печи
состоит из вертикальных балок
(стоек) и поперечных ■ тяг (фиг. 290).
Нижние концы балок опущены в
бетонные гнезда ниже уровня пола
на 600 мм. Противоположные
балки стягиваются попарно либо
секционно или связаны в общее
крепление для всей печи. Балки
располагаются на расстоянии 0.3—0.9 м друг от друга. Если вместо
двутавровых или швеллерных балок применяются клепаные колонны, то
расстояние между ними устанавливается в 1.35—1.80 м. Каждые две
противоположные колонны стягиваются отдельно круглыми поперечными
тягами диаметром 50 мм.
Между вертикальными стойками и стенами печи оставляется зазор
шириной 25 мм на расширение кладки при нагревании.
Стены отражательной печи снабжены отверстиями: для выпуска
шлака, для .выпуска штейна, для слива в печь конвертерного шлака.
Отверстия для выпуска штейна располагаются в
боковых стенах печи.
При нефтяном отоплении возможно устройство шпуровых отверстий
в передней стене печи, не загроможденной приспособлениями,
присущими пылеугольному отоплению.
На заводе Маями отверстие для выпуска штейна сделано в
концевой стене. Выпуск шлака производится через отверстия в
боковых стенах. При таком расположении отверстий уменьшаются
-да—
Фиг. 289. Конструкция подвесного свода

Глава VI. Отражательные печи для плавки, медных руд и концентратов
потери меди со шлаком за счет пыли, оседающей на шлак из стояка
и устраняется образование магнетитовых настылей у торцевой стенки.
*К шпуровому отверстию для выпуска штейна приделывается чугунная
или медная плита с двумя квадратными отверстиями. Плиты
снабжаются змеевиками для охлаждения их циркулирующей водой. В квад-
ШО
то
Фиг 290. Крепление отражательной печи (поперечный Фиг. 291. Конструкция
разрез) шпурового отверстия
, ^. для выпуска штейна
1 — шихта; 2 —свод; г —кладка; 4 — подина; 5 — фундамент под « '
подину; 6 — фундамент под крепление ;—магнезитовый блок; 2 —
медная литая плита; 3 —
стена печи
ратные отверстия плотно вставляются чугунные летки с круглыми
отверстиями. По мере износа чугунные летки заменяются новыми. На фиг. 291
показана конструкция шпурового отверстия для выпуска штейна.
Штейн из печи по чугунному жолобу спускается в ковши, которые при
помощи мостового крана транспортируются к горловинам конвертера.
В зависимости от расположения отражательных печей—параллельно или
перпендикулярно к оси цеха, длина жолоба бывает различная. Самый
короткий жолоб для спуска штейна бывает при устройстве шпуровых
отверстий в передней стене печи, обращенной к конвертерам, либо в любом
месте боковой стены при осевом расположении печей. При
перпендикулярном расположении отражательных печей длина жолоба будет тем
больше, чем ближе к концу печи находится шпуровое отверстие. Неудобство
длинных жолобов заключается в образовании при выпуске штейна
больших количеств корок. С целью уменьшения длины жолобов при
перпендикулярном расположении отражательных печей и выпуске штейна через
отверстие у конца боковой стены печи вдоль последней прокладывается
траншея для транспортирования ковшей со штейном. Жолоб для выпуска
штейна устанавливается с уклоном не менее 3°.
Выпускные отверстия для шлака устраиваются
в задней стенке печи, реже—в конце боковых стен.
Шлаковое · окно располагается под аптейком, на высоте ЛЮ— Уии мм
от уровня лещади. Наращиванием кирпичного порога имеется возможность
регулировать уровень жидкой ванны в печп. Шлаковое окно снабжается
поднимающейся дверкой. Под порогом шлакового окна закрепляется
44 Металлургия тяжелых цветных металлов

690
Часть четвертая. Металлургия меди
верхний конец жолоба для спуска шлака. Жолоб устанавливается
под углом 15°.
Для отвозки жидкого шлака применяются стальные ковши емкостью
от 5 до 25 т. Ковши снабжаются поворотным механизмом для
опрокидывания и выливания шлака. Ковши устанавливаются на тележках
и передвигаются по рельсовым путям электрической тягой или паровозом.
При грануляции шлака зумпф
помещается на расстоянии 6 м от печи.
Грануляционный жолоб устанавливается под.
углом 7°. Гранулированный шлак
убирается из бассейна при помощи
грейферного крана. Для отвода паров воды
над зумпфом и жолобом подвешиваются
колпаки. Так как расход воды на
грануляцию довольно высок (5 м3 на 1 τ
шлака), необходимо предусмотреть
специальную водопроводную сеть.
Отверстия для заливки в
лечь конвертерного шлака
делаются как в своде печи, так и в
передней или боковых, ближе к
отапливаемому концу, стенах. В боковых стенах'
отверстия для слива конвертерного шлака
делаются на расстоянии 4.5—7.5 м от
отапливаемого конца печи. Наиболее
часто отверстия делаются по бокам
передней форсуночной стены печи. На заводе·
Маями отверстие для слива шлака
сделано в середине форсуночной стены.
§ 2. Отвод газов
Отвод газов производится через-
вертикальный стояк у заднего конца
печи и горизонтальный боров,
соединяющий стояк с паровыми котлами.
■"* Μ —" Стояк представляет собой верти-
Фиг. 292. Устройство загрузоч- кальную шахту высотой до 2.5 м,
перелой трубы при боковой загрузке крытую сводом. Вес стен и свода стояка
через отверстия в своде печи передается непосредственно на фундамент
и специальные колонны, не связанные-
с общим креплением печи. Стояк и боров печи
выкладываются из огнеупорного кирпича. Боров опирается на самостоятельные
колонны.
Для регулирования потока газов в борове устанавливается шибер-
Последний собирается из огнеупорных кирпичей, скрепляемых железными
стержнями. Металлический каркас шибера изолируется огнеупорным
кирпичом.
Вслед за боровом для использования тепла отходящих газов
устанавливаются водотрубные вертикальные паровые котлы. На
некоторых заводах котлы для сокращения пути прохождения газов и
снижения потерь тепла устанавливаются в самом стояке над задним
концом печи.

Глава VI. Отражательные печи для плавки медных руд и концентратов 691
Фиг. 293а. Система загрузки печи при помощи скребк°в°г° транспортера
(продольный разрез)
Фиг. 2936. Система загрузки печи
при помощи скребкового
транспортера (поперечный разрез)

€92
Часть четвертая. Металлургия меди
§ 3. Загрузочные устройства
Для загрузки шихты и кварцевого песка для заправки стен в своде
печи оставляются специально отверстия. В последние вставляются
чугунные трубы, соединенные с загрузочными воронками (фиг. 292).
Загрузочные трубы снабжены смотровыми окошками. Загрузочные воронки
(бункеры) устанавливаются индивидуально над каждым отверстием либо
образуют сплошной жолоб по всей длине печи.
К загрузочным воронкам шихта доставляется вагонетками или
скребковым транспортером (фиг. 293а и 2936). При загрузке через
боковые стены применяется аппарат (фиг. 294),
Фиг. 294. Аппарат для вагрувки шихты через отверг
стия в боковых стенах печи
7 —бункер для шихты; 2 —приемная воронка; 3 — внутренняя
труба; 4 —противовес; 5 — внешняя труба; 6 — каток для внешне*
трубы; 7—противовес к дверке;* — труба-амеевик для водяного
охлаждения; 9 — вагрузочная труба; 10 — дверка; // — загрузочное
окно в стене печи
состоящий из двух телескопических труб. Внутренняя труба соединена
с бункером, заполненным шихтой. Внешняя труба диаметром 200 мм
снабжена змеевиком с водяным охлаждением. При загрузке внешняя
труба, перемещаясь вдоль внутренней, вводится через отверстие в печь
под углом 35°. Охлаждение конца трубы предохраняет ее от прогорания.
Загрузочный аппарат перемещается вдоль печи.
§ 4. Отопительная система.
Для подачи топлива в печь в переднем конце ее устанавливаются
форсунки. В зависимости от вида топлива: угольной пыли, нефти или
естественного газа, выбирается соответствующий тип форсунок.
На фиг. 295 показана форсунка для пылевидного топлива.
Форсунка состоит из двух концентрических труб. Во внутреннюю трубу
при помощи шнека поступает угольная пыль из бункера,
расположенного непосредственно у печи. В эту же трубу под давление 20—50 мм

Глава VI. Отражательные печи для плавка медных руд и концентратов 693
Фиг. 295. Форсунка для пылевидного топлива
1 — труба для подачи топлива; 2 — труба для сжатого воздуха;
3 — труба для вторичного воздуха
Ш
пѵ
Фиг. 296. Форсунка для жидкого топлива
— ДО τ №
Ш
SSS3
1*777?.
V/tUW//t/S/W?>/f,l> ІІЛ !>{»»/,,,,,
- 160—'
Ѵ/Ѵ/ѴЛ
5g = ' ,),„„;»/я>ннл''^»>"<'<>"<<««,^"-'''''<2*
Γ
Фиг. 297. Форсунка для натурального газа
1 — сопло· 2 — инжектор; 3 — воздушный предохранитель; 4 — гайки; 5 — винт;
6 — корпус сопла; 7 — конец сопла; S — контрольные отверстия; 9 — пробка

694
Часть четвертая. Металлургия меди
рт. ст. подается воздух, которым пыль вдувается в печь. У выхода из
сопла пыль перемешивается с вторичным воздухом, подаваемым через
внешнюю трубу, под давлением 7—10 мм рт. ст.
Число пылеугольных форсунок колеблется от 4 до 6. На фиг. 296
показана нефтяная форсунка низкого давления (140—200 мм рт. ст.). Длина
форсунки составляет 1.2—1.5 м.
Число форсунок — 7—13.
На фиг. 297 показана форсунка для натурального газа. Число форсунок
на печь — 5.
Г л а в а VII
ТЕПЛОВОЙ РЕЖИМ ОТРАЖАТЕЛЬНО! ЛЕЧИ
§ 1. Теплотехнические основы плавки
Производительность печи и величина удельного проплава шихты при
прочих равных условиях зависит от температурного режима.
Загруженная в печь твердая шихта, подвергаясь действию высоких
температур, в результате ряда термических и химических процессов
превращается в жидкие продукты: штейн и шлак.
Производительность печи является функцией скорости нагрева шихты
до необходимой для получения яшдких продуктов температуры.
Нагрев в отражательной лечи шихты, располагаемой в виде конических
куч, происходит по трем путям: лучеиспусканием от нагретых свода и стен
печи, конвекционным потоком раскаленных газов и через
теплопроводность нагреваемого материала.
Количество тепла, передаваемого радиацией, выражается формулой
Qx = АЫ
100 ) ( 100 1
кал,
где А —· поверхность нагреваемого вещества;
к — коэффициент теплопередачи радиацией;
t — длительность нагрева;
Т-у и Т2 — абсолютные температуры излучаемого пространства и
нагреваемого вещества.
Передача тепла конвекцией выражается формулой
<?2=Λ№-Γ2)κ3π,
где β — коэффициент теплопередачи конвекцией.
Передача тепла через теплопроводность выражается формулой
п _\St(T1~Ti)
где λ — коэффициент теплопроводности вещества;
S ~ площадь сечения тела перпендикулярно к пути движения тепла;
L — длина пути тепла.
Как видно из приведенных формул, количество тепла, передаваемого
нагреваемому веществу, находится в прямой зависимости от поверхности
тела и разности температур между источником тепла и нагреваемым
материалом.

Глава VII. Тепловой режим отражательной печи 695
При кучевом расположении шихты внутри рабочего пространства печи
поверхность нагрева ограничена и не может быть хотя бы значительно
увеличена. Основное значение в связи с этим приобретает в процессе
теплопередачи разность температур лучеиспускающей и тепловоспринимающен
поверхности.
Максимально возможное увеличение Т1; или температуры источника
тепла, является весьма существенным фактором для ускорения
процесса плавки. Это достигается при полном и форсированном сжигании
высококалорийного топлива с малым избытком воздуха и концентрацией
пламени в ограниченном пространстве печи.
В отходящих газах не должно содержаться окиси углерода и
водорода. Количество кислорода не должно быть выше 1—1.5%.
Подача воздуха в печь должна соответствующим образом
регулироваться. Воздух должен вводиться в печь только через форсунки и отверстия
в передней стене печи. Засосы воздуха через щели и неплотности в других
местах не должны иметь места.
Практикой установлено, что температура в начале печи должна
составлять 1550—1600°; в конце печи, у выходного отверстия, 1200—1250°.
§ 2. Отопление отражательных печей для плавки медных концентратов
пылеугольным топливом
Отражательные печи отапливаются пылеугольным или жидким топливом
и натуральным газом. Генераторный газ для отопления печей не нашел
применения. Тепло отходящих из печей газов используется под паровыми
котлами. Регенерация или рекуперация тепла для подогрева воздуха в
медном производстве не применяются.
Производительность печи и скорость проплава зависят главным
образом от температуры в головной части печи, в зоне плавления: чем выше
температура, тем больше проплав и выше производительность печи.
Для обеспечения соответствующей производительности печи требуются
интенсивное сжигание топлива и концентрированная зона высоких
температур. Удлинение зоны плавления, иными словами, увеличение зоны
концентрации высоких температур, оказывает прямое влияние на
повышение производительности печи. Поэтому большое значение в отоплении
печи имеют качество, топлива и полнота его сжигания.
Наиболее часто отражательные печи отапливаются пылеугольным
топливом, к которому предъявляются следующие требования: теплотворная
•способность угля не должна быть ниже 6000 кал/кг; содержание золы не
выше 12%; летучих не ниже 25%; температура плавления золы 1200—
1250°; степень измельчения угля 80—85% минус 200 меш; содержание
влаги 5—6%.
Тонкое измельчение, высокая теплотворная способность и наличие
достаточного количества летучих в угле обеспечивают эффективность его
сжигания, непрерывность факела и получение необходимых для
процесса температур в зоне плавления.
Жесткие требования, предъявляемые к топливу в отношении зольности,
объясняются трудностями, возникающими при повышенном содержании
золы. В среднем 25—4Q% золы остается в печи на поверхности ванны.
Легкоплавкая зола переходит в шлак, понижая его температуру
плавления. Тугоплавкая зола (кварцевая) покрывает шлак тонким слоем,
изолируя, его. При высоком содержании золы газоотводные каналы и котлы
быстро забиваются. Чистка боровов и труб котлов от осевшей пыли, в

696
Часть четвертая. Металлургия меди
особенности при легкоплавкой золе, когда образуются плотные настыли
в виде корок, представляет значительные трудности.
Приготовление угольной пыли бывает централизованное, с подачей
ее к печам пневматическим транспортом, и индивидуальное, с установкой
углепомольных агрегатов непосредственно у отражательных печей.
При пневматическом транспорте на подачу 1 кг угольной пыли требуется
0.06 м8 воздуха при давлении от 0.3 до 1.5 ат. Расход энергии на
транспортирование колеблется от 0.5 до 2 квт-чна 1 τ пыли. При диаметре пылепро-
вода от 6 до 20 см можно подавать от 1 до 100 τ угля в 1 час.
Подача угольной пыли внутрь печи производится через специальные
горелки. Наиболее простые по конструкции горелки представляют собой
трубки диаметром 127 мм. Вдувание угольной пыли производится
воздухом от вентилятора при давлении 200—250 мм вод. ст. Втеричный воздух
для сжигания топлива засасывается в печь через отверстия вокруг
горелки.
На некоторых заводах вторичный воздух подается в печь при малом
давлении через коробку горелки. На заводе Флин-Флон часть
вторичного воздуха подается отдельно в горелку под давлением 1 ат.
Подача воздуха для сжигания под давлением непосредственно через
горелку способствует лучшему сжиганию топлива в печи. Горелки
устанавливаются в передней части печи. Количество горелок составляет
4—6 шт. на одну печь. Большее количество горелок создает более
равномерную температуру по всему сечению печи.
Расположение горелок в передней стенке печи зависит от способа
загрузки шихты. Пламя горелки не должно ударять в шихту. Факел должен
проходить через свободное пространство между отдельными кучами
шихты. Ось горелки направлена под углом 10° к поверхности ванны, что
предохраняет свод печи от разъедания. Горелки располагают в один ряд,
хотя есть примеры двухрядного расположения горелок (завод Маями).
Тепло отходящих газов используется под паровыми котлами. Подогрев
воздуха до высоких температур за счет использования тепла
отходящих газов особых преимуществ в смысле увеличения производительности
печи не имеет. На некоторых заводах для подогрева воздуха используется
лишь тепло газов после котлов. За последними устанавливаются
воздушные экономайзеры, в которые поступают газы с температурой 350°.
Воздух, нагреваемый до 200—220°, подается как вторичный в горелки.
Расход твердого топлива колеблется от 10.7 до 20.6% веса шихты.
Общий коэффициент полезного действия с учетом тепла, использованного
под котлами, составляет 55—65%.
Колебание в расходе топлива на проплав шихты зависит от физических
и химических свойств горючего и проплавляемых материалов.
§ 3. Отопление печи жидким топливом и натуральным газом
При нефтяном отоплении применяются форсунки высокого давления
(1—2 ат). При отоплении жидким топливом количество форсунок на
одну печь колеблется от 6 до 10. Расход жидкого топлива составляет 7—14%
веса шихты. Более высокий расход жидкого топлива относится к случаю
плавки сырой шихты.
В США на ряде медеплавильных заводов отражательные печи
отапливаются натуральным газом. Газ-в печь подается через горелки под
давлением 1.5 ат. Струя газа инжектирует при этом воздух для сжигания
из атмосферы. Применение натурального газа значительно упрощает
обслуживание отражательной печи. Получение несветящегося пламени об-

Таблица 246
Расход топлива при илавкѳ медных концентратов в отражательных печах
Коппер-Квин
Калюмет
Маями
Юнаптед-Верде
Гарфилд
Анаконда
Санта Розалия ....
Мак-Гилл
Норанда
Флин-Флон
Роен-Лнтилоп
Н-Кана
Внутренние размеры пези
длина, м
28.0
ГО.4
36.6
30.7
41 Л
40.75
21.9
36.0
30.8
30.85
30.4
27.5

ширина, м
7.1
5.8
7.6
7.6
7.61
7.01
6.7
7.9
6.55
7.6
7.9
площадь
пода, м*
198.8
176.0
278.0
233.0
308.0
279.0
258.7
202.10
231.0
217.25
Характер
шихты

Обожженная
То же
Сырая

Обожженная
То же
Окисленная;
сырая
Сырая
То же

Обожженная
Сырая
То же
Суточный
Проплав
на і м'
плошади
пода, τ
4.59
3.70
1.90
3.90
2.77
4.20
4.63
1.32
1.36
Род
топлива

Теплотворная

способность,
кал.
Мавут
То же
Угольная
пыль
То же
»
Нефть
Каменный
уголь
Угольная
пыль
То же
10500
10500
10500
5827
7200
G300
Летучие,
%
Зола, %
Расход
топлива
к
твердой
шихте, %
7700
7215
7570
7350
34.3
34.9
25.2
27.4
11.2
7.8
11.4
11.0
9.5
11.0
7.0
9.0
14.0
12.6
11.9
18.0
16.9
20.0
10.7
11,8
15.5
16.9
Расход
тепла
на I кг
твердой
шихты,
кал.
735
945
1470
735
830
830
850
1170
1240

698
Ча-гѣъ четверіпая. Металлургия меди
легчает наблюдение за внутренним состоянием печи. Вследствие
отсутствия золы износ свода уменьшается, и кампания печи удлиняется.
Печь имеет 5 горелок. Газ подводится к каждой горелке по 50-мм
патрубку. При помощи контрольного клапана регулируются количество
газа и его давление в каждой горелке.
Максимальная производительность горелки 590 м3 газа в 1 час.
Эффективность газа, примерно, та же, что и угольной пыли, и на 5%
меньше, чем нефти. В табл. 246 приведен расход топлива при плавке
медных концентратов в отражательной печи.
§ 4. Режим тяги
Для полноты сжигания топлива, обеспечения удаления
отработанных газов и создания оптимального теплового режима в печи должна быть
установлена определенная тяга, которая определяется по давлению в
конце печи на расстоянии 2—3 м от газоотвода и колеблется в пределах
1—4 мм вод. ст. Отработанные газы не должны содержать более 1—1.5%
(об.) кислорода и 17—19% углекислоты в конце печи при отсутствии
подсосов. При нормальной работе пламя в печи имеет яркобелую окраску.
При избыточном количестве угля пламя принимает красноватый оттенок,
и наблюдается повышение температуры в конце печи и в отводящем
борове. Понижение температуры в начале печи и повышение в конце
имеют место при работе на влажной и недостаточно измельченной угольной
пыли. Режим горелок и тяги отражательных печей приведен в табл. 247.
Таблица 247
Режим горелое и тяги отражательных печей для медн»й плавки
^\^^ Завод
Показатели ~^
Вид топлива .
Давление
нефти в
форсунках, кг . .
Упругость
первичного
воздуха, мм
рт. ст. . . .
Упругость
вторичного
воздуха, ат .
Расход
первичного
воздуха, м3/мин
Общий расход
воздуха,
м8/мин . . .
Тяга в печи,
мм вод. ст. .

Балхашский
Уголь
ммрт.ст.
160—350
420
—
Карсак-
пайский
Уголь
200
мм рт.ст.
100—150
—
Коппер-
Квин
Нефть
1.3—1.6
120—130
1
225
710
0.25—0.5
Калюмет
Нефть
4.0
110—130
1
0.2
Маями
Нефть
100—120
1
102
1—1.25
Гарфилд
Уголь
40
1
170—225
710
2—5
Анаконда
Уголь
40—50
1
170—283
710
о

Глава VII. Тепловой режим отражательной печи 699
§ 5. Использование тепла отходящих газов
При прямом движении газов в отражательных печах и затруднениях
с рекуперацией тепла для подогрева воздуха единственным способом
использования тепла отходящих газов является применение паровых котлов.
Принятым типом котлов в медной промышленности являются паротрубные
котлы, отличающиеся компактностью. При наличии нескольких
печей включение котлов в газоотводную систему может быть
индивидуальное или групповое. В первом случае каждую печь обслуживает
определенное количество котлов, соединенных газоходами с
отражательной печью. При втором случае системой газоходов и специальными
задвижками любая печь или котел могут быть включены в общую сеть.
Для использования тепла применяются котлы низкого давления, хотя
за последнее время наблюдается стремление устанавливать котлы
высокого давления (завод Кананеа).
При индивидуальном расположении котлов они устанавливаются в
непосредственной близости к отражательным печам.
Очистка трубок котлов от оседающей пыли производится продувкой
сжатым воздухом или паром. Продувка котлов производится через
каждые 8 час. Через определенные промежутки времени котлы
останавливаются и подвергаются осмотру.
§ 6. Баланс тепла отражательной; печи
В фокусе печи температура достигает 1550—1600°; в плавильной
зоне устанавливается температура 1450—1550°; температура отходящих
из печи газов колеблется от 1200 до 1250°. Падение температуры по
длине печи составляет, таким образом, в среднем 350°.
Использование тепла в отражательной печи равно лишь 25—30%.
Использование тепла отходящих газов под паровыми котлами дает
дополнительно 30—35% экономии тепла. Общий коэффициент использования
тепла равен, таким образом, 55—65%.
Степень использования топлива несколько повышается, если после
котлов устанавливаются экономайзеры.
Около 2ё% тепла теряется через своды и стены печи и газоходов.
Термоизоляция свода несколько снижает эти потери. В табл. 248
приведены состав и температуры газов при плавке в отражательной печи.
Г л a is a VIII
ПРАКТИКА ОТРАЖАТЕЛЬНОЙ ПЛАВКИ МЕДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
В отражательную печь загружаются концентраты, флюсы, оборотные
продукты в твердом состоянии и заливается жидкий конвертерный шлак-
Из печи выпускаются в жидком виде штейн и отвальный шлак и
отводятся горячие газы под паровые котлы.
§ 1. Подготовка шихты
Производительность отражательной печи при определенном тепловом
режиме ее зависит от минералогического состава, размеров частиц
отдельных ингредиентов, однородности и температуры шихты при
загрузке. Флюсы и оборотные материалы измельчаются до размеров 4—5 мм.

700
Часть четвертая. Металлургия меди
Таблица 248
Состав и температуры газов отражательных печей
Завод

Показатели
Коппер-Квил
Гарфилд
наконда
Юнай-
тед-
Верде
Но-
ран-
да
Мая мл

женная
шихта
сырая
шихта
Состав газов
С02
so»
со
о,
Температура
газов, °С:
у выхода из
печи ....
за котлами
Давление в
конце печи,
мм вод. ст..
Десульфуриза-
ция, % . .
Расход
топлива:
% от веса
твердой шихты .
т, в сутки . .
15.θ/
1-0
Следы
0-б/
От 13-8
до 16-3
От
ДО
0-0
0-3
3-0
300
16.3
2.2
1.2
1180
400
5.0
20.0
15.4—13.0
101—103
18-0
1-0
Следы
0-5
1250
340
—
—
—
17-8
0-4
Следы
1200
315
—
—
—
18-2
0-8
1100
14-2
1-5
1-0
14-0
2-5
0-8
0-3
30
Чем мельче частицы, тем теснее контакт между ними, тем
плотнее шихта и быстрее ее прогрев. Для получения однородной смеси
необходимо тщательное перемешивание шихты. Приготовление шихты
осуществляется по системе пластования либо через шихтовочные бункеры.
В первом случае шихтовка производится на бетонированных площадках
напластованием материалов и перемешиванием специальной бороной.
При наличии шихтовочных бункеров отдельные составляющие шихты при
помощи питателей поступают на ленточный транспортер, который подает
материалы в смеситель-дезинтегратор для перемешивания и доизмельче-
ния материала.
Шихтовочные отделения на некоторых заводах состоят из ряда
бункеров. Объем бункера 90 м3. Под каждым бункером расположен весовой
питатель, из которого материалы поступают на общий ленточный
транспортер шириной 600 мм. Транспортер двигается со скоростью 0.75 м/сек.
Производительность транспортера 120 т/час. По транспортеру шихта
поступает в бункеры смесительного отделения, откуда при помощи
питателей подается к дезинтеграторам. Производительность дезинтегратора
60 τ шихты в 1 час.
На заводе Роен-Антилоп перемешивание шихты производится при
транспортировании ее в вагонетках, представляющих закрытые
вращающиеся барабаны.
Если концентраты содержат много влаги, то для лучшего
перемешивания их предварительно сушат до содержания 5—6% воды. Для сушки
применяются вращающиеся барабаны, которые одновременно могут служить

Глава VIII. Практика отражательной плавки медных концентратов 701
смесителями. В этом случае в них загружаются помимо концентратов
также все составляющие шихту.
При переработке многосернистых концентратов, получаемых при
флотации медно-колчеданных руд, практикуется предварительный обжиг
их. Целью обжига является частичное удаление серы, что обеспечивает
при плавке получение штейнов с достаточно высоким содержанием меди.
Для экономии топлива и ускорения процесса плавки высушенный или
обожженный материал загружают в печь в горячем состоянии.
В целях сокращения потерь тепла при транспортировании горячей
шихты обжиговые или сушильные печи устанавливаются в
непосредственной близости к отражательным печам. При наличии обжиговых печей,
в которых одновременно с обжигом происходит перемешивание шихты,
необходимость в специальных смесителях отпадает. В тех случаях, когда
■содержание серы в шихте невысокое, обжиговые печи могут служить
только для подогрева и перемешивания материалов.
На некоторых заводах (Кананеа) в плавку поступают сырые,
необожженные концентраты, что делает излишними обжиговые печи. В этом
случае для получения однородной шихты необходима установка специальных
■смесителей.
§ 2. Загрузка шихты
Загрузка шихты производится через отверстия в своде печи.
Различают боковую загрузку, когда отверстия располагаются в своде вдоль
стен печи, и центральную, при расположении отверстий по оси свода.
При достаточной ширине печи иногда делаются помимо боковых также
центральные отверстия в своде. Реже загрузка производится через отверстия
в боковых стенах печи (завод Гарфилд).
Несмотря на некоторые преимущества центральной загрузки в смысле
более полного использования тепла и более быстрого прогрева шихты,
этот способ нашел ограниченное распространение. Объясняется это
быстрым износом стен печи, которые не защищены откосами из шихты,
как это имеет место при боковой загрузке. При загрузке через боковые
отверстия в своде печи шихта располагается конусообразными кучами,
вершинами доходящими до свода.
Загрузка шихты производится непрерывно или периодически с
большими или меньшими интервалами между двумя загрузками. При
периодической загрузке печи шихта должна поступать через равные
промежутки времени, по точному графику. Стороны печи должны загружаться
попеременно. Хорошие результаты получаются при загрузке воронок в
шахматном порядке, минуя противоположную и смежную с
загружаемой воронки. При сливе конвертерного шлака загрузка шихты
приостанавливается.
На одних заводах загрузка производится по всей длине печи
скребковым транспортером три раза в смену попеременно с каждой стороны.
В интервалах между двумя загрузками подчищают шихту и проверяют
состояние загрузочных отверстий.
На других заводах загрузка производится один раз в смену с
небольшими догрузками через отверстия передней части печи. За два часа дс
окончания смены начинается загрузка шихты по всей длине печи —
с хвостовой части по направлению к отапливаемому концу. Операция
загрузки длится около 1.5 часа. Через 2—3 часа в передние воронки
на расстоянии 8—10 м от топочной стенки печи в два приема догружает-

702
Часть четвертая. Металлургия меди
ся по 10—15 т шихты. При такой системе загрузки объем газового прос
транства печи уменьшается на 25%.
При загрузке шихты через отверстия в боковых стенах применяются
телескопические трубы, передвигаемые вдоль стен печи. При загрузке
шихта располагается небольшими кучами почти по всей ванне на
протяжении 10 м от отапливаемого конца печи. При загрузке через стенные
отверстия вспыливание шихты наблюдается в меньшей степени, чем при
загрузке через сводовые отверстия.
§ 3. Запивка и обезмеживание конвертерного шлака
Конвертерные шлаки, получаемые при бессемеровании медных штейнов,
-содержат некоторое количество меди как в виде механически
запутавшихся частиц штейна и металлической меди, так и в форме растворившегося
сульфида и силиката закиси меди.
Конвертерный шлак для извлечения из него меди сливается в
жидком виде ковшами при помощи крана по жолобу через специальные
отверстия в переднюю часть печи. Отверстия для слива шлака
делаются по краям передней стены печи. Реже отверстия для слива бывают
в боковых стенах печи, ближе к отапливаемому концу, на расстоянии
3.5—4 м от последнего. Иногда отверстия делаются в своде печи. При
сливе шлака через отверстия, расположенные по краям топочной стены
печи, шихта в три передних загрузочных отверстия не загружается, что
уменьшает полезную площадь печи. Недостатком слива конвертерного
шлака через боковые стены является размывание откосов печи струей
жидкого шлака. Наиболее целесообразным является расположение
отверстий для слива конвертерного шлака в центральной части топочной
стены или передней части свода печи.
За время пребывания шлаков в печи происходят отстаивание
механически запутавшихся частиц штейна и металлических корольков меди и
разложение силикатов закиси меди по реакциям с сульфидами металлов.
Отстаиванию меди способствуют высокая температура жидкой ванны
печи, определяемая в 1250—1300°, и непрерывное протекание свежих
порций штейна через шлаковый слой. Проходящий через слой шлака
свежий штейн увлекает мелкие включения механически запутавшихся
Сульфидов и металлической меди, имеющиеся в конвертерном шлаке.
Чем беднее содержанием меди штейн, тем полнее извлекается
медь из конвертерного шлака. Полнота извлечения меди из конвертерного
шлака зависит также от степени восстановления магнетита, приносимого
в печь вместе с конвертерным шлаком. Благодаря высокой температуре
в печи и длительному контактированию конвертерного шлака с
сульфидами и кварцем шихты магнетит частично восстанавливается до
закиси железа, которая ошлаковывается избытком кремнезема. В
среднем в отражательно'й печи восстанавливается и переводится в силикат 60—
70% магнетита. Остающийся невосстановленным магнетит,
распределяясь между штейном и отвальным шлаком, является причиной
образования лещадных магнетитовых настылей и увеличенных потерь меди
с отвальными шлаками.
На степень обезмеживания конвертерного шлака оказывает влияние
скорость его окремнения. С этой точки зрения важно быстрое смешение
или растворение конвертерного шлака в массе печного шлака. Чем более
железистым получается конвертерный шлак и чем выше в нем содержание
магнетита, тем больше его удельный вес и тем труднее он смешивается

Глава VIII. Практика отражательной плавки медных концентратов 70S
с печными шлаками. Сильно магнетитовыіі конвертерный шлак
располагается иногда в виде промежуточного слоя между печным шлаком и
штейном. Восстановление магнетита и обезмеживание конвертерного
шлака в этом случае ухудшается.
Для уменьшения потерь меди с отвальными шлаками отражательной
печи целесообразно при бессемеровании получать кислые шлаки с
содержанием кремнезема не ниже 23%. На полноту обезмеживания
шлака оказывают влияние время его пребывания в печи, длительность-
контактирования с сульфидами и кремнеземом шихты, а также печным
штейном и шлаком.
Время пребывания конвертерного шлака в печи зависит от размеров
последней, степени заполнения печи перед сливом и количества
сливаемого в один прием конвертерного шлака.
В широких печах отстаивание и обезмеживание шлака происходят
полнее, чем в узких. Чем длиннее печи, тем беднее содержанием меди
получаются отвальные шлаки. Перед сливом конвертерного шлака
рекомендуется произвести максимально возможный выпуск отвального шлака из
печи. Чтобы вновь слитый конвертерный шлак мог отстояться, следует
несколько задержать после слива спуск отвального шлака. Конвертерный
шлак должен сливаться в отражательную печь равномерно, через
определенные промежутки времени, ровной небольшой струей. Для получения
удовлетворительных результатов по отделению штейна от шлака слой
последнего не должен быть менее 0.3 м при слое штейна 0.4 м. Общая
глубина ванны колеблется от 0.8 до 1.2 м . Емкость ванны должна равняться,
примерно, суточному проплаву шихты. При соблюдении необходимых
условий степень обезмеживания конвертерного шлака колеблется в
пределах 70—80%.
§ 4. Выпуск штейна
Штейн из печи выпускается по мере его накопления. Выпуск штейна
согласовывается с графиком работы конвертеров. При - глубине ванны
в пределах 600—1200 мм высота слоя штейна колеблется от 300 до 500 мм.
Для выпуска штейна в боковой стене печи имеется летка с шпуровыми
отверстиями. После выпуска штейна шпуровое отверстие закрывается
глиняной пробкой, в которую забивается железный лом диаметром 15—20 мм.
При замерзании шпурового отверстия применяется кислородное бурение.
Через газовую трубу диаметром 6 мм пропускается кислород.
Предварительно конец трубы раскаляется докрасна. За счет горения железа
развивается температура, достаточная для расплавления застывшего в шпуре
штейна или шлака.
Если у шпуровых отверстий образуются лещадные настыли, то их
расплавляют при помощи добавок пирита или чугуна. Летка служит
от 5 до 10 дней.
Штейн по жолобам выпускается в ковш. Если печи расположены по
оси цеха, отверстия имеются лишь со стороны конвертерного отделения.
Длина жолоба определяется шириной рабочей площадки в сторону
конвертерного отделения. Если печи расположены перпендикулярно к оси
цеха, приходится жолоба делать весьма длинными. Для уменьшения
длины жолобов ковши устанавливаются в специальном приямке у шпурового
отверстия, откуда откатываются по канаве при помощи лебедки или
относятся краном.
При наличии канав необходимо предусмотреть достаточно глубокие
колодцы для приема жидких продуктов в· случае аварии.

704
Часть четвертая. Металлургия меди.
§ 5. Выпуск шлака
Шлак выпускается через шлаковое окно, расположенное в торце
или в боковой стене хвостовой части печи., От шлакового окна до
спускного жолоба выкладывается из огнеупорной глины корытоообразная
наклонная плоскость, по которой стекает шлак. После спуска шлака
сливная плоскость очищается от застывших корок, и окно закладывается
глиной в виде порога.
Для уменьшения потерь меди со шлаком за счет увлекаемого
механически штейна спуск шлака должен производиться широкой, ровной
неглубокой струей. Шлак в жидком виде отвозится в отвал в шлаковозных
ковшах. На некоторых заводах шлак гранулируется.
§ 6. Пылеобразование при отражательной плавке
При загрузке шихты в печь происходит вспыливаниѳ мельчайших
частиц. Образующаяся пыль частично оседает в самой печи, частично
уносится током газов. Оседая на стенах и своде печи, частицы пыли вступают
в реакцию с кирпичной кладкой, что является причиной ее разъедания.
Та часть пыли, которая садится на поверхность ванны, уносится жидким
шлаком, увеличивая потери меди. Пыль, уносимая из печи газами,
оседает на стенках трубок паровых котлов, снижая эффективность
работы последних. Часть пыли уходит через дымовую трубу в атмосферу,
увеличивая безвозвратные потери меди.
Количество образующейся в печах пыли зависит от способа загрузки
шихты и режима горелок. Большая высота падения шихты при загрузке
способствует распиливанию мельчайших частиц. При загрузке через
отверстия в боковых стенах печи, когда высота падения шихты
минимальная, пыли получается меньше, чем при боковой загрузке через свод.
Наибольшее пылеобразование наблюдается при центральной загрузке.
Для уменьшения пылеобразования горелки должны ставиться
параллельно ванне, чтобы факел не ударял в шихту или свод и не вызывал
завихрений. При загрузке шихта должна падать с небольшой высоты, и
упругость воздуха, подающего топливо в печь, должна быть в это время
наименьшая. При этих условиях образование пыли и вредные последствия
будут минимальными.
Влажная шихта образует меньше пыли, чем сухая. Обожженный
материал, слегка озерненный, образует меньше пыли, чем только
высушенный. Нагретый материал, плавясь быстрее, чем холодный, также
способствует снижению пылеобразования, так как время пребывания шихты в
печи уменьшается.
§ 7. Служба кирпичной кладки отражательной печи
Продолжительность кампании отражательной печи определяется
стойкостью ее огнеупорной кладки, в особенности свода. Последний обычно
выкладывается из динасового кирпича. Изнашивание свода может
являться результатом как прямого оплавления кирпича под влиянием высоких
температур, развиваемых в печи, так и вследствие разъедания частицами
вспыливаемой при загрузке шихты или золы пылевидного топлива.
Корродирующее действие пыли на сводовой кирпич весьма значительно
и возрастает с повышением температуры. Частицы пыли, оседая на
поверхности кирпичной кладки, вступают во взаимодействие с материалом
кирпича, образуя жидкоплавкие силикаты. Вследствие пористости кирпича

Глава VIII. Практика отражательной плавки медных концентратов 705
и капиллярного притяжения образующиеся жидкие силикаты проникают
в глубь кирпича, деформируя его. Глубина проникновения жидкого
силиката зависит от его текучести. Чем выше температура, тем больше
текучесть силиката и тем глубже его проникновение в кирпич.
На процесс образования жидкоплавких силикатов оказывает влияние
состав пыли. Чем более основной характер имеет пыль, тем коррозия
кирпича делается заметней и интенсивней. Состав пыли не остается
постоянным по длине печи. По мере движения газов в зависимости от физических
свойств отдельных частиц: удельного веса, размеров и т. д., происходит
сегрегация пыли. Наиболее тяжелые частицы оседают раньше. Более
тонкая фракция уносится газами до конца печй и дальше в котлы и дымовую
трубу. Первичная пыль по составу приближается к составу шихты,
несколько обогащенная железом за счет легко пылящих флотационных
концентратов.
В зоне высоких температур, в передней части печи, окисляющиеся
«ульфиды железа интенсивно разъедают кирпичный свод. С
понижением температуры в конце печи образование жидких шлаков требует
большего' количества разных оснований. Анализы капель шлака, стекающих
с внутренней части свода в разных его точках, показали наличие
большего количества окислов кальция, меди и цинка в задней части,
чем в головной.
Наиболее быстрому износу подвержены секции свода,
расположенные в головной части печи. Коррозия кирпича весьма заметна в местах,
тде имеется подсос воздуха, — у отверстий для слива конвертерного
шлака, вокруг загрузочных отверстий," у трещин и швов и т. д. При работе
на обожженной шихте передние секции свода выдерживают от 2 до 8 мес.,
средние около 12 мес, задние до 2 лет. При работе на сырой или кислой
шихте продолжительность службы свода увеличивается, достигая 2 и
более лет. *
После перехода на загрузку через отверстия в стенах на заводе
Гарфилд продолжительность службы печи достигла 200 дней вместо
100 дней при загрузке через сводсвые отверстия, что объясняется
главным образом меньшим вспыливанием шихты. Применение подвесных
сводов, выложенных из магнезитового или хромо-магнезитового кирпича,
значительно удлинило их срок службы.
Стены печи при боковой загрузке защищены слоем шихты и мало
подвержены разъеданию.. Устройство магнезитового пояса на уровне шлака
и наружное охлаждение еще более увеличили устойчивость стен против
коррозии. Поврежденные участки стен и откосов печи могут
исправляться на ходу заправкой кварцевым песком,, загружаемым через отверстия,
расположенные по всему периметру свода печи. Кварцевый песок,
применяемый в качестве заправочного материала, должен содержать
94—96% кремнезема. " *
При боковой загрузке шихты периодически заправляются торцовые,
а также задние части боковых стен. При центральной загрузке
систематически заправляются все стены печи.
§ 8. Неполадки в работе отражательной печи и меры по их устранению
Неполадки в работ"е отражательной печи при медной плавке
проистекают'вследствие: 1) скопления в печи неплавких или тугоплавких остат-
.-KOBj вызывающих нарастание шихтовых откосов; 2) образования лещад-
ъ.вш; настылей; 3) образования перемычек; 4) образования «плывучек»
и 5) холодного хода печй.
45 Металлургия тяжелых цветных металлов

706
Часть четвертая. Металлургия меди
Скопление в печи тугоплавких остатков наблюдается при
несоответствии состава шихты требованиям теплового режима. Нарастание откосов
происходит за счет избытка кремнезема, магнезии, магнетита, соединений
цинка.
Для ликвидации тугоплавких откосов прекращают загрузку свежей
шихты, и при высокой температуре происходит постепенное их оплавление.
Прибавление соответствующих флюсов ускоряет растворение
тугоплавких остатков. При содержании в последних кварца или магнетита
прибавляется известь. Для расплавления цинковистых остатков
прибавляются железистые концентраты.
«Нещадные настыли различают шлаковые, магнетитовые, цинковистые.
Шлаковые настыли образуются при соприкосновении шлака с лещадью,
когда по каким-либо причинам штейновый слой отсутствовал.
Магнетитовые настыли получаются при плавке обожженной шихты,
содержащей значительное количество магнетита, и при сливе в печь
большого количества конвертерного шлака. Получение при бессемеровании
штейнов кислых конвертерных шлаков способствует при сливе их в печь
растворению образовавшейся магнетитовой настыли.
Цинковистые настыли состоят из сульфида цинка, который имеет
ограниченную растворимость в штейнах и шлаках. При избытке в шихте
сульфида цинка образуется пенистая масса, располагающаяся между слоем
шлака и штейна. Часть сульфида цинка увлекается шлаками и штейнами,
часть остается на шихтовых откосах и осаждается на лещади, образуя
настыли. Для растворения настыли из сульфида цинка необходимо перейти
на плавку необожженной шихты для получения бедных штейнов.
Временно должна быть прекращена загрузка в печь цинковистых материалов.
Перемычки образуются при пологих шихтовых откосах и узкой печи.
Разделение штейна от шлака при образовании перемычки ухудшается,
шлак обогащается медью. При сливе конвертерного шлака уровень
ванны у форсунок повышается. Перегрев ванны у форсунок и обильное
выделение · газов вызывают при этом выбросы расплавленной массы через
форсуночные окна.
Для ликвидации перемычки прекращают загрузку шихты в месте ее
образования. Для ее растворения загружают соответствующие флюсы
и заливают в печь кислый конвертерный шлак.
.Плывучка представляет собой всплывшие части шихты, двигающиеся
в виде глыб по направлению движения жидких продуктов плавки.
Прекращением загрузки шихты через концевые отверстия, повышением
температуры или механическим удалением через шлаковые окна удается
ликвидировать плавающую шихту.
Холодный ход печи вызывает большие затруднения при плавке. Шлаки
делаются вязкими. Отделение штейна от шлака ухудшается. Шихтовые
откосы увеличиваются. Холодный ход печи является следствием
нарушения правил по отоплению печи, по сохранению теплового режима,
по ее обслуживанию. Обратное установление необходимого
температурного режима и нормальной работы требует иногда продолжительного
времени.
§ 9. Производительность отражательной печи и технико-экономические
показатели
Производительность печи зависит от многих факторов. Наиболее
существенным, является минералогический состав, способы подготовки .
и.загрузки шихты и тепловой режим печи.

Глава VIII. Практика отражательной плавки медных концентратов 707
Легче всего плавятся природные самоплавкие руды. Наиболее
тугоплавкими являются кислые руды с высоким содержанием свободного
кремнезема. Железистые руды плавятся легче, чем кислые.
При плавке влажной, сырой или необожженной шихты
производительность печи ниже, чем при работе на предварительно высушенной или
обожженной. Чем мельче зерна отдельных ингредиентов шихты и совершеннее
смешение, тем выше проплав. Предварительно нагретые материалы
плавятся быстрее, чем холодные.
Наиболее высокий проплав получается при непрерывной загрузке
шихты. При периодической загрузке производительность печи тем
меньше, чем длиннее интервалы между двумя загрузками. Объясняется это
периодическими снижениями температуры при загрузке больших
порций шихты и медленным прогревом последней.
Создание соответствующих температурных условий является
необходимым фактором высокой производительности. .Характер топлива,
содержание в нем золы и летучих, состав золы, степень измельчения
топлива, влажность и система подачи угольной пыли в печь,
конструкция и расположение форсунок — все эти факторы при
правильном их сочетании создают оптимальные термические условия,
обеспечивающие высокий проплав шихты. ·
Производительность отражательной печи определяется удельным
проплавом на 1 м2 площади пода.
На практике средний удельный проплав колеблется от 1.5 до 6 τ
шихты на 1 м2 площади пода.
Более низкий проплав относится к работе с вы-сококремнеземистыми
концентратами, получаемыми при обогащении вкрапленных и кремнистых
руд. Подобные концентраты отличаются тугоплавкостью и требуют
прибавления значительного количества основных флюсов к шихте.
Вследствие малого содержания серы в концентратах получаютея
штейны, богатые медью (50—60%Си). Удельная производительность
отражательной печи в этом случае составляет 1.5—2.5 τ твердой· шихты на 1 м2
площади пода.
Удельная производительность печи повышается при работе на
железистых концентратах. При плавке сырых влажных железистых
концентратов удельная производительность печи составляет 2.5—3.5 τ на 1 м2
площади пода. При плавке сухой шихты в смеси с пылью удельная
производительность повышается до 4 т/м2.
Наиболее высокая производительность имеет место при плавке
обожженных горячих концентратов, непосредственно загружаемых из
обжиговых в отражательную печь. Удельная производительность в этом
случае достигает б и более τ на 1 м 2 площади пода.
В табл. 249 приведены технологические показатели работы
отражательных печей для плавки медных концентратов на заводах СССР.
В табл. 250 приведен состав шихт отражательной плавки медных
концентратов. Как видно из данных табл. 250, содержание меди в шихте
колеблется от 4.1 до 33%, достигая на некоторых заводах 58%.
Содержание серы меняется от 9 до 33.7%, кремнекислоты -—от 4.3 до 28.9%;,
железа — от 9.1 до 43%.
В табл. 251 приведены основные размеры и технические показатели:
работы отражательных печей для плавки медных концентратов.
В табл. 252 приведены технико-экономические показатели плавки.
В табл. 253 приведены данные по расходу топлива и проплаву шихты
в отражательных печах медеплавильных заводов.

708
Часть четвертая. Металлургия меди.
Ί
а б л и и
а 249
Технологические показатели работы отражательных печей для плавки медных
^~\^^ Завід
^\^
^-ѵ^
Показатели ^\^^
Состав шихты:
концентраты
руда (% от веса
концентратов)
известняк (% от веса кон-
железная руда (% от веса
концентратов) ....
пирит (% от веса кон-
конверторный шлак (%)
оборотные материалы
(%)
Производительность печи
т/м2— 24 часа ....
Расход условного
топлива ('/о от веса твердой
Получается (% от веса
твердой загрузки)
штейна
шлака
Содержание меди, %:
в штейне .......
Потери меди, %:
с,о шлаком
1
Кара-
баш-
СШIІІ
100
4.6
9.8
—
—
7.3
"3.0
3.28
18.53
Мазут
46.4
84.5
14.8
0.31
3.45
J.70
концентратов^

градский
100
t).7
4.2
—
—
25
16.3
3.3
17.20
Мазут
47.5
61.2
16.6
0.36
2.3
2.21
Крдкно-
ураль-
ский
100
—
7.8
—
—
6.1
1.3
4.3
15.27
Пыле-
уголь-
ное
—
—
22.3
0.39
3.34
Средне-

уральский
100
13
6
—
—
—
3.24
19.64
Пыле-
уголь-
ное
43—45
46—47
15.41
0.27
2.09
1.18

Балхашский
100
27.6
27
—
11.4
13.0
~
1.95
'4.66
Пыле-
уголь-
ное
—
—
37.50
0.45
4.45
4.50
Карсак-
пайсний
100
74
36.6
60
11.8
20.6
1.37
"5.0
Пыле-
уголь-
ное
18.9
75.7
44.0
0.65
4.4
6.25
Алла-
вер -
сішй
100
254
20.4
—
—
72.1
2.33
17.68
Мазут
43.1
66.7
22.5
0.32
1.81
3.47
§ 10. Пути интенсификации плавки медных концентратов
При всех способах интенсифиикации плавки медных концентратов
предусматривается ускоренный нагрев шихты., При тщательной шихтовке
материалов скорость нагрева является функцией температуры и
поверхности. В связи -с зт ім вновь разрабатываемые способы по
интенсификации процесса плавки преследуют цель более, быстрого получения
высоких температур и использование значительной поверхности
концентратов. Наибольшего внимания заслуживают' с этой точки зрения
плавка в электрических печах и плавка медных концентратов во
взвешенном состоянии.
а) Шавка медных концентратов в электропечах. Применение
электрических печей для плавки медных концентратов имеет ряд положительных
■сторон. Быстрый нагрев шихты и отсутствие топочных газов являются
преимуществом электроплавки. Высокие температуры, достигаемые в эле-

Глава VIII. Практика отражательной плавки медных концентратов 709
Таблица 250
Состав шп хт отражательной плавки
Заіюд
SiO,
АI203
Fe
FeO
CaO
Cu | Ля Ли
унц/т
Карабашский .
Кировоградгкш"!
Красноуральски
Среднеуральский
Балхашский .
Кареакпайекиіі
Аллавердский .
Коппер-Квин .
Кал мет . . .
Маями ....
Юнайтед-Верде
Н.-Кана ....
Гарфилд . . .
Санта Розалия
Анаконда . . .
Мак-Гилл .
Интернейшенел
Никель К° .
Юнайтед Стойте
Мет. . .
Кананеа
Норанда . .
Флин-Флон
Муфулира
Роен-Антилоп .
16.<8
8.1
25.9
12.3
33.3
31.0
14.0
27.0
25.5
9.95
8.36
23.5
4.8
14.0
22.9
12.9
4.3
18.0
17.8
24.9
20.9
10.5
13.4
6.28
2.87
2.84·
11.8
13.15
6.1
5.7
5.6
3.9
—
2.47
4.3
0.6
—
1.3
1.8
1.7
5.0
3.7
—
2.3
1.6
4.1
29.23
29.9
33.2
29.32
12.9
19.0
24.0
27.8
2?.1
21.68
25.58
27.8
9.1
23.5
—
—
30.1
43.0
34.3
S8.9
31.0
—
——
—
—
—
—
—
—
—
—
—
4.7
34.2
35.8
—
—
—
—
9.2
3.9
5.0
1.56
3.2
4.7
8.71
5.1
10.2
1.4
3.6
0.53
0.56
0.7
0.4
2.0
3.3
1.2
0.1—1.7
2.5
„ ,.
0.2
—
1.4
0.3
~
18.3
24.6
10.1
28.24
12.23
8.8'
20.7
13.2
11.0
24.82
26.83
28.1
23.3
24.0
9.07
17.4
33.7
14.0
15.0
20.7
12.1
13.3
19.0
16.0
10.96
8.90
33.27
30.25
5.32
54.92
27.0
10.9
26.07
27.2
6.45
.0
Λ5
1
8.0
58.0
53.6
23.
12.
4.
2.13
1.44
11.14
1.79
0.077
0.045
0.071
0.035
ктропечи, позволяют вести работу на сильно кремнистых шлаках с
хорошим отделением его от штейна. При достаточном количестве
активного связанного кислорода в шихте газы полз^чаются с высоким
содержанием S0.3.
На фиг. 298 показана электропечь для плавки медных концентратов
на заводе Сулительма (Швеция). Печь вытянута в длину. Через свод
пропущены шесть электродов. Загрузка шихты производится через боковые
отверстия в своде печи. Трехфазный ток проходит через шлак. Штейн,
обладающий малым электросопротивлением, по мере образования
спускается в специальный зумпф. Напряжение ванны колеблется от 110
до 230 в. Расход электроэнергии 560—700 квт-ч на 1 τ шихты. Расход
электродов — 3—4 кг на 1 τ руды.
В табл. 254 приведены составы продуктов электроплавки медных
концентратов.
На заводе Утокумпу (Финляндия) для плавки медных концентратов
установлена круглая электропечь диаметром 10 м и высотой 3.5 м.
Площадь пода печи равна 55.5 м2.
Печь представляет собой цилиндрический железный кожух,
футерованный изнутри магнезитовым кирпичом толщиной 600—800 мм. Свод печи
выложен из шамота. Через отверстия в своде проходят три непрерывно
действующих электрода диаметром 1400мм. Напряжение между
электродами 105—115 в. Сила тока на фазу 30 000 а. Мощность печи 9000 квт.
Суточный проплав шихты на печь составляет 300 т, что соответствует

710
Часть четвертая. Металлургия меди
Технические показатели работы отражательных
Завод
Показатели
Коп-
пер-
Квші
Калюмет
Мапми
Гаіідон
Год постройки трчи .
Число печей . . -
Длина рабочего
пространства, м . . . .
Ширина рабочего
пространства, м:
у форсунок
у дымохода
Площадь рабочего про
страяства, м1
Высота свода, м
у форсунок .
у дымохода.
Площадь сечения
мохода, ма.
Вид топлива .
ды-
Нелетучего углерода,
о/
Золы, %
Расход топлива (кг/т
шихты) . . . . .- .
Число горелок' . .
Диаметр горелок, мм
Объем воздуха на
горелку, м3
Давление воздуха на
горелку, мм рт. ст.
% использования
тепла под котлами . .
102G
28.12
7.24
4.57
204
2.86
2.86
13.53
Нефть
10
62.5
11
100
45
1014
4
30.48
6.45
3.ί5
104
2.58
2.58
2.55x2.01
Нефть
76.2
17
100
40
1015
1
36.38
7.62
3.66
250
2.05
2.36
4.82
Нефть
1015
3
36.38
6.4
2.58
214
2.77
2.30
3.02
Нефть
10
13.2
1F0
50
13.2
130
50
1024—1927
34.21
5.0 —6.85
2.74—3.06
189—220
2.90
1.98
2.44x3.3
Нефть
90
6
177.8
16.4
45
32
Шихты в сутки:
обожженного
горячего материала, τ
пыли, *
концентратов,, τ . .
конвертерного
шлака, τ
Всего .
Получается за сѵтки:
штейна, τ
шлака, τ
Всего .
1000
200
1200
310
800
1100
720
80
500
150
4ί0
10
120
800
170
500
670
650
250
250
500
620
200
270
470

Глава VIII. Практика отражательной плавки мед}іых концентратов 711
Таблица 2&1
печей для плавки медных концентратов (США)
Туэл
1С08
2
30.48
6.1
2.28
—
2.50
1.89
2.14x2.14
Пылевкдн.
уголь
47.0.
11.4
150—200
5 '
127
—
200
—
350
—
350
60
200
260
, Гарфилд
1+6
41.15—30.58
7.62—6.95
4.27
—
2.80—2.36
2.44—2.05 .
4.27x2.14
Пылевидн.
уголь
7.75
200—130
6—4
127
43
200
38
800
750
380 J 350
1180
530
600
ИЗО
1100
500
500
1000
Оль Пасо
35.36—38.4
7.62—8.23
3.6—4.27
256—312
2.98
1.37
2.13x3.78
Нефть
—
88
6
76.2
—
—
35
595
148
■ 743
235
330
565
Анаконда
1919
40.75
7.01
4.27
279
2.79
2.16
4.27x2.14
Пылевидн.
уголь
47
11.4
180
5
127
28.32
50
33
450
—
450
250
200
*
450
Пнтсрігсііше-
нел Никель
К»
1911
1
33.91
6.25
4.27
205
2.5
2.5
4.27x1.08
Пылевидн.
уголь
45.5
13.5
145
5
127
• —
255
—
—
—
—
—
—
Юнайтед
Стэйте
Мет
1925
1
24.38
6.11
148
2.44
2.44
3.66x1.08
Пылевидн.
уголь
—
140
5
34
—
—
630
70
700
?50
350
700

712
Часть четвертая. Металлургия меди
Таблица 252
Осповные техно-экопомические показатели плавки медьсодержащих материалов
в отражательной печи на медный штеіін и отвальный шлак
II рои зво днтел ыюсть
Расход топлива . . .
Расход воздуха ·
Десульфур нзацпя
Выход продуктов
плавки
Извлечение меди
Извлечение
благородных металлов . . .
Стоимость топлива
τ в сутки на печь
τ на 1 м* площади пода
Сырая
шихта
400— 100G
2-ί

Обожженная шихта
700—1500
4-6
Пылеугольного: % от веса
твердой шихты
Жидкого: % от веса твердой
шихты
Вторичный и первичный, м8/мпн.
% от серы в шихте
штейна,
15—20 10-14
10-16 7-12
От 500 до 1000
50
15
от веса шихты: . . . .
7о » » » ....
При плавке концентратов.
с 30—40% Си, %
с 10—20% Си, %
При плавке руды с 2—3% Си . .
В % от исходного количества
золота
серебра
% стоимости передела ....
ι
50 »
80 »
9?—99
94—97
82—85
96—99
92—96
50
20
50
Таблица 253
Расход топлива и проплав шихты в отражательных печах медеплавильных
заводов
Завод
Карабашский
Кировоградский
Кр'асноуральский
Среднеѵральский
Балхашский
Каосакпапский
Аллавердскпіі
Норанда
Флин-Флоя
Коппер-Квин
Юнайтед-Верде . .
Гарфилд
Удельный расход
топлива (кг усл.
топл. на 1 τ
твердой шихты)
185.30
172.00
152.7
196.4
250
176.8
96—100
110—120
100.0
125.00
120.00
Удельный проплав
(т твердой шихты
на м? в сутки)
3.28
3.3
4.3
3.27
2.44
1.37 ,
2.33
4.8
5.7
4.6
3.9
Таблица 254
Состав продуктов главки в электропечи (%)
Продукты плавки
Концентраты
Шлак
Штейн
Си
6
0.4
40
S
30
SiOa'
38
62 ..

Глава VIII. Практика отражательной плавки медных концентратов 713
5.4 τ на 1 м2 пода. Расход электроэнергии 500—600 квт-ч на 1 τ шихты.
В табл. 255 приведены составы продуктов электроплавки медных
концентратов.
б) Плавка медных концентратов во взвешенном состоянии. При плавке
медных концентратов в отражательной печи нагревание шихты про-
Фиг. 298. Электрическая печь для плавки медных концентратов
исходит на ограниченной поверхности отдельных куч. Для
использования общей поверхности всех частиц нагрев последних должен
производиться во взвешенном состоянии в газовой среде.
Таблица 255
Состав продуктов плавки в электропечи (°/0)
Продукты плавки
Штейн
Си
20
0.43
35—45
Fe
37
45
•
36
SiOa
6
31.5
CaO
-6.7
1 кг медного концентрата в форме шара, при удельном весе, равном
4, имеет диаметр 7.8 см и поверхность 191 см2.
При измельчении до 0.01 см (150 мепг) общая поверхность
увеличивается обратно пропорционально диаметру, т. е. в 780 раз и
составляет 147 000 см2. При индивидуальном нагреве частиц скорость
плавки поэтому должна резко возрасти.
Плавку сульфидных медных концентратов во взвешенном состоянии
можно сочетать с процессом их обжига.
Опытные плавки медных концентратов во· взвешенном состоянии были
проведены в Дегтярке (Урал) в печи с площадью пода 22м!2 (Г. Лейзерович

714
Часть четвертая. Металлургия меди
^Ф
S00O
Ш-Ш-
щ
Фиг. 299. Печь для плавки медных концентратов во взвешенном состоянии
а — продольный разрез, β — горизонтальный разрез.
ί~ — форсунки; 2 — направление осевых линий форсунок; 3 — фундамент печи;
4 — кирпичная кладка печи; 5 — слой глины; 6 — подипа

Глава VIII. Практика отраокате.гъной плавки медных концентратов 715·
и Л. Алексеев). Агрегат, в котором проводились опытные плавки,
представлял собой комбинацию из шахтной и отражательной печи. На фиг..
299 показаны разрезы и план печи.
Тонко измельченная, высушенная до содержания 3—4% влаги, шихта
вдувалась через четыре форсунки, расположенные тангенциально в
верхней части круглой шахты. Форсунки устанавливались под углом 30°
к горизонту в направлении свода. Ниже пылевых форсунок, на
расстоянии 0.6 м по высоте, помещались 4 нефтяных форсунки под углом 30°
к горизонту в направлении пода печи.
Частицы шихты, плавясь на лету", падали на под отражательной печи,
где процессы заканчивались и происходило отстаивание жидких
продуктов.
В шахте устанавливалась температура 1400°, в борове —у выхода из
печи 1185°.
Степень десульфуризации при плавке достигала 80%. Штейны в
среднем содержали 29% Си при максимуме 41% Си. В шлаках оставалось
0.88% Си. Количество пыли, выносимой газами из печи, составляло 10.8%,
веса шихты; из них в борове оседало 3.7%, а 7.1% улавливались в
электрофильтре.
Таблица 256
•Состав продуктов плавки медных концентратов
Продукты
плавки

Концентрат . .
Кварцевый
флюс . ι.
Швесть .
Шихта
Штейн . .
ОIлак . .
Пыль:
из борова
• из камеры
из котре-
ля . . .
у
основания
трубы .. .
Си
9.?4
0.06
—
6.20
29.0
0.88
12.8
12.00
4.13
11.00
Zn
2.04
—
—
1.27
0.43
1.04
3.6
2.44
3.50
2.86
Fe Pb
31.5
1.5
0.87
29.5
40.0
36.0
38.7
28.4
18.4
28.2
Следы
—
—
Следы
—
—
1.02
—
1.60
общ.
41.9
0.2
—
34.4
0.6
1.6
4.7
18.2
6.7
SSO,
2.7
—
—
.—
—
1.'2
3.54
—
6.2
во взвешенном состояния
Si03
4.51
91.5
3.52
19.5
35.4
15.3
9.20
3.36
8.20
СаО
—
0.4
52.2
1.6
2.24
1.6
1.17
о.ео
1.17
MgO
0.14
0.2
0.97
0.4
3.38
■0.23
0.22
0.60
0.22
ВаО
0.33
—
—
1.43
2.24
2.20
2.30
ο.εο
2.30
(%)
AU03
0.27
3.75
1.82 i
3.81
1.3
Ο.ί
0.54
0.20
0.43
В табл. 256 приведены результаты опытных плавок, показывающие
заерспективность способа переработки медных концентратов во
взвешенном состоянии. Возможность применения при плавке воздуха,
обогащенного кислородом, может еще больше увеличить эффективность
этого способа.

Ρ α з д е л Г
ПЛАВКА 31ΕДНО-КОЛЧЕДАННЫХ ГѴД НА МЕДНЫЙ
ШТЕЙН II ШЛАК В ШАХТНЫХ ПЕЧАХ
Целью шахтноіі плавки медных сульфидных руд является получение
жидкого штейна и ошлакование пустой породы. Количество сульфидов
металлов в рудах, направляемых в шахтную плавку, может варьировать
в широких пределах: от сплошных медно-колчеданных руд до убогих
вкрапленников. Осрбенностью шахтной плавки сернистых медных руд
является использование сульфидов железа в качестве горючего.
При плавке сплошных медно-колчеданных руд, в которых количество
сульфидов составляет 75—80% веса руды, теоретически все необходимое
для процесса тепло может быть получено за счет экзотермических
реакций горения сернистого железа и ошлакования его закиси кремнекисло-
той. Подобная плавка носит название пиритной. При меньшем количестве
сульфидов для нормального хода плавки к шихте прибавляется
углеродистое топливо, притом тем больше, чем меньше содержится в руде
пирита. В зависимости от количества прибавляемого кокса на практике
различают пирито-коксовую плавку, в которой большая часть
необходимого для процесса тепла получается от горения сульфидов, коксо-пири-
товую, в которой основным источником тепла является горение кокса, в
чисто коксовую. Шахтная плавка, в которой тепло для процесса
получается одновременно от горения сульфидов и кокса, носит название <<по-
лупиритной».
Горение сульфидов происходит либо в фокусе печи при взаимодействии
расплавленного сернистого железа с кислородом вдуваемого через фурмы
воздуха, либо в верхних зонах печи по реакциям между твердыми
сульфидами и кислородом.
Горение кокса может происходить как непосредственно за счет.
свободного кислорода дутья в фокусе печи, так и за счет связанного
кислорода сернистого газа, реагирующего с раскаленным коксом в зонах,
лежащих выше фокусного пространства. При совместном присутствии в
фокусе печи сульфидов железа и кокса предпочтительно будет окисляться
углерод по реакции
С + 02 = С02 + 97 000 кал.
Реакция FeS + 1х/202 = FeO + S02 + 118 200 кал, тепловой эффект
которой, отнесенный к 1 г-молю 02, составляет 78 800 кал, будет
протекать лишь во вторую очередь. Преимущественное протекание реакции
окисления углерода вытекает также из физических свойств, горючих
кокса и сульфидов. Кокс в фокусе печи находится в твердом состоянии,
и время его пребывания может быть достаточно длительным до полного
его сгорания. Сульфиды же металлов в фокусном пространстве печи могут
находиться лишь в жидком виде, и время контактирования жидкого
расплава сульфидов с кислородом воздуха весьма непродолжительно.
Термодинамически и в силу физических условий при одновременном
присутствии в зоне горения кокса и жидких сульфидов кислород дутья будет
преимущественно расходоваться на окисление углерода; жидкие сульфиды

Тлава VIII. Практика отражательной плавки медных концентратов 717
железа в присутствии значительного количества кокса будут окисляться
в фокусе печи в незначительной степени. Из этих соображений количество
прибавляемого для устойчивости процесса кокса должно быть при пирит-
ной плавке минимальным. Кроме того, должен быть обеспечен достаточно
.длительный контакт между жидкими сульфидами и кислородом воздуха
в фокусе печи. Это достигается при помощи кварцевого фильтра в фокусе
лечи, в порах которого осуществляется процесс окисления сульфидов.
іВ тех случаях, когда кокс доходит в значительном количестве до
фокусного пространства, для усиления десульфуризации и
интенсификации процесса окисления сульфидов в печь подается избыток воздуха
при повышенном давлении. Избыточный воздух, не успевший
прореагировать с коксом, проходит через образующийся в фокусе печи фильтр
л поднимается вверх, в надфурменную и надфокусную зону печи,
заполненную твердой шихтой. В верхних зонах печи при взаимодействии
твердых сульфидов с кислородом воздуха происходит их частичное окисление.
Талим образом, обжиг сульфидов осуществляется благодаря наличию
окислительной атмосферы в верхней зоне печи, что является характерным
для пблупиритной плавки. За счет тепла, выделяемого при окислении
,сульфидов в верхних зонах печи, температура колошника при полупи-
ритной плавке бывает выше, чем при пиритной. В отходящих
печных газах .содержится свободный кислород, что также является
характерным для полупиритной плавки. Окисление углерода кокса
кислородом воздуха в верхней зоне печи происходит менее интенсивно, чем
окисление сульфидов.
Преимущественное окисление твердых сульфидов кислородом воздуха
» верхних зонах лечи при более низких, чем в фокусе печи, температурах
.объясняется как более низкой температурой воспламенения сульфидов
ло сравнению с коксом (сульфиды железа воспламеняются при
температурах 325—500, а кокс при 550—800°), так и относительно длительным
контактом между кислородом воздуха и кусками руды. Таким образом,
лри совместном присутствии в шихте кокса и пиритов в фокусе печи будет
лроисходить преимущественное окисление углерода, а в верхних зонах —
сульфидов. Для окисления жидких сульфидов, быстро выходящих из
сферы реакций, необходимо в фокусе печи создать условия,
позволяющие регулировать длительность их контактирования с кислородом
Дутья. .
Шахтная плавка медных сульфидных руд до развития флотационных
•методов обогащения и внедрения отражательной плавки медных
концентратов являлась единственным способом получения жидких штейнов.
Лиритная и полупиритная плавки медно колчеданных руд
применялись почти повсеместно. Все старые медеплавильные заводы Урала,
обладающего. большими запасами медно-колчеданных руд, переплавляли
последние в шахтных печах. С внедрением флотации шахтная плавка
за границей была почти полностью оставлена и заменена плавкой
концентратов в отражательных печах.
Реконструкция медеплавильных заводов Урала также проводилась
в основном по линии внедрения флотации руд и последующей плавки
концентратов в отражательных печах. Однако наряду со строительством
обогатительных фабрик и отражательных печей на Урале были сохранены
также шахтные печи, соответствующим образом модернизированные.
В связи с освоением пиритной плавки медноколчеданных руд в
шахтных печах с одновременным получением, наряду со штейном,
элементарной серы шахтная плавка пиритных руд в условиях Урала приобрела
большую "актуальность.

718
Часть четвертая. Металлургия меди
Г ,і а в а IX
ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПИРИТНОЙ ПЛАВКИ МЕДНО-
КОЛЧЕДАННЫХ РУД НА ШТЕЙН И ЭЛЕМЕНТАРНУЮ СЕРУ
§ 1. Технологическая схема
По пиритному способу медно-колчеданная руда в смеси с кварцем·
и известняком с добавкой кокса плавится в шахтной ватержакетной печи.
В печи различают две зоны: верхнюю, восстановительную, и нижнюю,
окислительную.
В нижней зоне происходят окисление сульфидов железа за счет
кислорода вдуваемого через фурмы воздуха и ошлакование образующейся·
закисп железа кремнекислотой. Часть неокислившегося сульфида железа
вместе с полусернистой медью образует штейн. '
Сернистый ангидрид, получающийся при окислении сульфидов железа,
поднимается в верхнюю часть печи, где восстанавливается раскаленным
коксом до элементарной серы.
Процесс регулируется таким образом, что большая часть загружаемого
в печь кокса сгорает в верхней части печи .за счет связанного кислорода
сернистого газа. Для окисления заданного количества сульфидов железа,
в фокусе печи количество вдуваемого через фурмы воздуха должно быть
строго определенным.
Горячие газы, выходящие из печи, состоят из элементарной серы,
сернистого газа, сероуглерода, сероокиси углерода, сероводорода и азота.
Газы пропускаются через котрельную установку, в которойони
очищаются от механически увлеченной пыли. Из котреля газы направляются
в контактную камеру, в которой осуществляется реакция между сернистым
газом и другими серосодержащими соединениями для дополнительного·
выделения элементарной серы.
После контактной камеры газы, обогащенные содержанием
элементарной серы, поступают в конденсатор-холодильник. Для этой цели служит
паротрубный котел с вертикально поставленными трубами, по которым
циркулирует вода. При прохождении газов между трубами парообразная
сера конденсируется и в жидком виде стекает в серосборник,.
расположенный непосредственно под котлом-холодильником. Для поддержания
серы в жидком состоянии серосборник обогревается при помощи
железных змеевиков, по которым пропускается нагретый до соответствующей
температуры пар.
Для дополнительной конденсации паров серы охлажденные в паровом
котле газы при помощи вентилятора подаются в заполненную кольцами-
башню. Последняя орошается жидкой серой, предварительно
охлажденной до 115°.
Газы после сжижения большей части серы проходят через вторую
ступень конденсации. Предварительно газы нагреваются в теплообменнике·
до необходимой температуры, после чего пропускаются через
контактную -камеру, котел-холодильник и оросительные башни.
После второй ступени конденсации газы выбрасываются через дымовую·
трубу в атмосферу либо предварительно для их обезвреживания
пропускаются через башни,, заполненные известняком и орошаемые-
водой.

Глава JX- Теория^ плавки медно-колчедагтых руд на штейн и элементарную серу 719
§ 2. Химизм процесса пиритной плавки
Шихта, поступающая в пиритную плавку, состоит из медно-колчедан-
ной руды (пирита, пирротина, халькопирита), кварца, известняка,
оборотных материалов, кокса.
Через фурмы, в нижней части печи, вдувается воздух. Шихта по мере
опускания подвергается действию возрастающих температур. В
восстановительной или нейтральной атмосфере верхней части печи происходит
термическая диссоциация высокосернистых сульфидов. В температурном
интервале 300—900° пирит и халькопирит диссоциируют с образованием
твердых FeS, Cu2S и элементарной серы в парообразном состоянии по
следующим реакциям:
FeS»-*FeS-+ S,
2CuFeS24*Cu2S + 2FeS -f S.
В интервале температур 800—1000° происходит также диссоциация
изве стняка
СаСОз-СаО+СО,.
При температуре 900—1000° из шихты начинает выплавляться
эвтектика из сульфидов железа и меди. Стекая вниз, расплавы сульфидов
перегреваются и растворяют в себе избыточное количество сульфидов железа.
Жидкие расплавы сульфидов опережают в своем движении вниз
остающуюся в твердом состоянии неплавкую часть шихты: кремнезем, известь
и другие породообразующие минералы. Последние, достигнув нижней
части печи, образуют пористый, губчатого строения фильтр, состоящий при
пиритном процессе в основном из кварца.
Жидкие сульфиды проходят по многочисленным канальцам фильтра,
встречая по пути вдуваемый через фурмы кислород воздуха. Происходит
окисление сульфида железа по реакции
FeS + li/,Οί = FeO + S02 + Q.
Образующаяся закись тут же ошлаковывается кремнекислотой
кварцевого фильтра по реакции
2FeO -Ь Si02 = 2FeO · SiO, + Q.
Оба процесса: окисление сульфида железа и оіплакование закиси
происходят достаточно быстро, и выделяемое при этом тепло
обеспечивает получение высоких температур в фокусе печи в пределах 1250—
1350°.
Силикат закиси железа, перегреваясь, растворяет в себе избыточные
количества тугоплавких соединений, образуя шлак заданного состава.
В присутствии значительного избытка FeS образование закиси меди и
переход ее в шлак исключается.
Возможная реакция окисления Cu2S кислородом воздуха
Cu,-S + 1ѴаОв = Cu„0 + S02
нейтрализуется реакцией
• Cu20 + FeS = Cu2S + FeO.

720
Часть четвертая. Металлургия меди
Образующийся в фокусе печи шлак и штейн стекают вниз, в под-
фурменное пространство, в область внутреннего горна.
При пиритном способе плавки с получением элементарной серы
к шихте добавляется 8—10% мелкого кокса, который в значительной
своей части сгорает в верхней зоне за счет связанного кислорода
сернистого газа.
Для создания устойчивого режима в фокусе печи при пиритной
правке к шихте добавляется іакже 1—3% крупнокускового кокса, который
частично доходит до фурм и сгорает за счет кислорода вдуваемого через
фурмы дутья.
Получающиеся при горении сульфидов сернистые газы поднимаются
вверх. При пиритной плавке, когда в шихте имеется большое
количество коксика, сернистые газы взаимодействуют с углеродом и
восстанавливаются до элементарной серы по следующим реакциям:
2S02 + 2G = S2 + 2С02,
2S02 + 4С = S2 + 4СО.
Окись углерода может получаться также за счет восстановления
углекислоты раскаленным углеродом
С02 + С = 2GO.
Окись углерода восстанавливает серу из сернистого ангидрида по
реакции
2S02 + 4G0 = S2 + 4G02.
При наличии паров воды последние могут восстановиться раскаленным
углеродом по реакции
Н20 + С = Н2 + СО.
Водород в свою очередь является восстановителем для сернистого газа
2S02 + 4H2 = S2 + 4H20.
Элементарная сера в парообразном состоянии, получаемая в
результате восстановления сернистого ангидрида твердым углеродом, окисью
углерода и водородом, а также вследствие термической диссоциации
высокосернистых сульфидов: пирита, пирротина, халькопирита и ковелина,
в свою очередь вступает во взаимодействие с восстановителями.
При этом получаются сероуглерод, сероокись углерода и сероводород
по следующим реакциям:
S2 -j-C = GS2,
S2 + 2CO = 2COS,
S2 -\- 2H2 = 2H2S.
Образующиеся соединения серы могут разрушаться сернистым газом
по реакциям:
2CS2 + 2S02£3S2 + 2C02,
• . 4COS + 2S02^3S2 + 4C02)
4H2S + 2S02;£3S2+4H20.

Глава IX- Теория плавки медно-полчеданных руд на штейн и элементарную серу 721
Сероуглерод может также, разлагаться углекислотой по реакции
CS2 + С02 = S2 + 2СО.
В зависимости от температурных условий, концентрации сернистого
ангидрида и скорости движения газового потока через слой раскаленного
кокса получается гетерогенная газовая смесь, состоящая из SO,, C0o
СО, COS, CS2) S2, H2S, H20. a'
В табл. 257 и 258 приведены теоретические и экспериментальные
составы газовых смесей, образующихся при взаимодействии сернистого газа
с углеродом в зависимости от температуры. *
Как видно из данных таблиц, при взаимодействии сернистого
ангидрида с углеродом в интервале.температур 700—1200° в условиях избытка
углерода образуется газовая смесь, состоящая в основном из CS2 и COS.
При температуре 700° и ниже в равновесном состоянии газа преобладает
сероокись углерода COS. При температуре выше 700° превалирует
сероуглерод CS2.
Для уменьшения количества CS2 и COS и увеличения выхода
элементарной серы требуется избыток сернистого газа.
Лучшие результаты по восстановлению сернистого газа углеродом до
элементарной серы получаются при температуре 800—900° и
остаточном содержании S02 в газах в количестве от 1 до 1.5%. В
присутствии специальных катализаторов аналогичные результаты
получаются при более низких температурах, в пределах 500—700°.
Для обеспечения реакций между сернистым газом и другими
серосодержащими соединениями, находящимися в газовой фазе, скорость
газового потока не должна быть выше определенной величины. Пропускание
S02 с большой скоростью через раскаленный углерод даже при избытке
сернистого газа приводит к образованию значительных количеств CS2
и COS.
Теоретически при пиритной плавке газы в фокусе печи должны
содержать 14—15% S02. Практически содержание SO2 в газах несколько ниже,
колеблясь в пределах 10—13%. Объясняется это тем, что некоторая часть
вдуваемого через фурмы кислорода воздуха расходуется на горение
углерода кокса, доходящего до фокуса печи.
Углекислота, образующаяся при горении кокса и от диссоциации
карбонатов, снижает относительное содержание S02 в газах, поднимающихся
из фокусного пространства. Содержание С02 в фокусных газах при
плавке составляет 3—4%, азота со 85%. При движении газов вверх,
в результате взаимодействия между углеродом, газовыми"
восстановителями и S02, а также по реакциям термической диссоциации
высокосернистых сульфидов получается газовая смесь со значительным
содержанием серы в элементарном состоянии.
Однако, вследствие значительной скорости и неравномерного движения
газового потока вверх через шихту и постепенного понижения
температуры, реакции, обусловливающие образование элементарной серы, не
успевают завершиться до конца.
Для увеличения выхода элементарной серы, завершениями ускорения
реакций газы с небольшим избытком S02 пропускаются через камеры,
заполненные каталитической массой.
1 Труды Всесоюзного съезда по основной химической промышленности, т. Ц
Λ932. '

Таблица 257
Теоретические состацы равновесных газовых смесей при действии сернистого ангидрида иа углерод в зависимости от температуры

Температура,
-с
700
800
'900
1000
1100
1200
Константы равновесия реакций *
**
3.5.10-16
6.4· Ю-13
4.9· ΙΟ""
1.9- ΙΟ"11
4.3· Ю-8
6.5,10-'
*Р,
0.0126
0.162
• 1.35
8.32
40.0
158.0
* 1) 2S02+4CO:£:4CO2+Sa;
») 2CO+S,i:2COS;
») G02+CS22:2GOS;
«) 2СОгС02+С.
*Р.
0.212
0.262
0.299
0.334
0.368
0.401
ки
1.03
6.95
34.0
130.0
418
1138
S02
7.7-10-8
7.2·ΙΟ"8
4.5-10-8
2.6-10-»
1.44-10-8
8.7.10-»
Состаі
GO
41.96
63.00
72.77
77.55
78.40
79.04
газовой фазы (%)
со2
17.03
5.70
1.50
0.45
0.15
0.05
sa
0.61
1.20
1.97
2.80
3.90
5,00
COS
29.2
16.9
8.8
4.5
2.45
1.41
CS2
11.2
13.2
14.9
14.9
15.1
14.5
Содержание серы в
газовой фазе (%) в виде
s2
2.3
5.2
9.3
14.0
19.3
24.7
COS
55.3
37.0
20.7
11.3
6.1
3.5
CS2
42.4
57.8
70.0
74.7
74. G
71.8
Расход
углерода
G:S(Bec)
30.55
15.43
9.33
6.51
4.62
3.56
Таблица 258
Экспериментальные составы газовых смесей при действии избыточного количества сернистого газа на углерод в зависимости
от температуры-
1
тура,
-•О
700
750
800
900
1000
Состав исходного гава (%)
S02
29-2
20-7
34-7
21·8
17·2
ι
oa
14-9
16-6
13-7
16-4
17-4
Ν2
55-9
62-7
51-6
61-9
65-4
S
(г/м»)
423
300
503
316
249
Состав конечного гава (%)·
so2
14-7
8-7
0.20
1-20
0-60
H2S
0-6
. ,
0-40
0.40
0-50
С02 +
+COS+
+CS2
24-2
26-3
44.9
36-0
30-1
СО
0-1
0-3
1-1
0-6
4-8
N2
60-4
64·7
53-4
61-8
64-0
Скорость
газа
(ѵл/час
при 20")
1.3
7-9
8-2
7-6
47-3
Процентное распределение
s2
52-7
58-7
88-5
88-6
68-4
S02
45-4
41-4
0-6
5-4
HqO
1-9
—
1-2
1-9
3-7 3-3
cos+cs2
.
'—
9-7
4-1
24
Выход серы
С
1-71
1-23
1-8
1-43
0-89
угля
1-25
0-92
1-35
1-07
0-67

Глава IX- Теория плавки медно-колчеданных руд на штейн и элементарную серу 723
§ 3. Образование магнетита в процессе ипритной плавки
В процессе пиритной плавки при окислении сульфида железа часть,
последнего может перейти в высшие окислы с образованием магнетита-
Образование ферритов при пиритной плавке является следствием
нарушения контакта .между закисью железа и кремнекислотой. Это
наблюдается при неправильно составленной шихте либо ее сегрегации
продвижении столба плавильных материалов в шахте печи. Образование-
магнетита усиливается при наличии в шихте окислов кальция и магния..
Реагируя в первую очередь с кремнекислотой, эти окислы создают
условия, при которых закись железа окисляется до магнитной окиси.
Образующийся магнетит распределяется в жидких продуктах плавки;
штейне и шлаке. Являясь тугоплавким соединением, магнетит
увеличивает вязкость продуктов плавки. Растворимость магнетита в шлаке га
штейне зависит от температуры. При понижении температуры во
внутреннем или переднем горне растворимость магнетита уменьшается, и овз
начинает выпадать из расплава. Образующиеся на лещади печи
тугоплавкие настыли являются причиной значительных трудностей при
плавке и нередко ограничивают длительность кампании печи.
§ 4. Термохимия пиритной плавки
При пиритной плавке тепло, необходимое для расплавления шихты и-
возмещения тепловых потерь, получается в основном за счет окисленияз
сульфида железа. По реакции 2FeS -f 302 + Si02 = 2FeO>Si02 + 2S02-
выделяется 258 000 кал.
При нормальном соотношении реагирующих веществ теоретическая
температура в фокусе при условии окисления всего сульфида железа,
поступившего в печь, и образования моносиликата закиси железа
составляет 1450°.
Практически температура несколько ниже, так как в фокусе печи
окисляется лишь около 80% сульфида железа. Кроме того, часть тепла
теряется на лучеиспускание и нагрев воды в кессонах. Для осуществления!
пиритной плавки без добавления углеродистого горючего количество
сульфидной серы в шихте должно составлять 30—33%.
На практике количество пирита недостаточно для обеспечения
длительного устойчивого теплового режима. Резерв тепла при сжигании
одного пирита недостаточен для избежания затруднений, возникающих приі
плавке вследствие изменений и неизбежных колебаний режима дутьяі
и состава шихты. Поэтому к шихте при пиритной плавке прибавляется
некоторое количество кокса с таким расчетом, чтобы часть его дошла до
фокуса печи. Горение углерода доставляет дополнительное количество-
тепла, что дает возможность стабилизировать тепловой режим и-опериро*
вать с более высокими температурами для перегрева шлака и штейна.
Кокса к шихте прибавляется тем больше, чем меньше пирита
содержится в руде. В тепловом отношении сжигание сернистого железа от 1 кг;
пирита эквивалентно 0.2 кг кокса.
В. Мостович приводит следующую зависимость между содержанием-
серы в руде и расходом кокса:
Пиритной серы в руде, %.. . 6.0 9.0. 13.8 22.7 25.6 27-30
Расход кокса от веса шихты, % 12.5 10.0 8.7 5.7 4.8 1.5—2.0-

724
Часть четвертая. Металлургия меди
§ S. Дееульфуризация при пиритной плавке
При йиритной плавке показателем эффективности процесса является
■степень десульфуризации, или отношение количества серы, перешедшей
в газы, к сере, введенной вместе с рудой.
Дееульфуризация при пиритной
плавке зависит от двух процессов:
термической диссоциации
высокосернистых сульфидов в верхней части
печи и степени окисления сульфида
железа в фокусном пространстве.
Высокие температуры в печи
обеспечивают полную диссоциацию
высших сернистых соединений: пирита,
халькопирита, ковеллина до FeS
н Gu2S. Выделяющаяся при
диссоциации элементарная сера либо
окисляется в надколошниковом
пространстве за счет засасываемого воздуха
при открытом колошнике, либо
удаляется в виде паров серы при
герметизированной загрузке.
Степень окисления сернистого
железа в шахтной печи зависит от
количества воздуха, вдуваемого в печь,
температуры и длительности
воздействия кислорода на сульфид железа.
Остающийся неокисленным
сульфид железа переходит в штейн и,
частично, в шлак.
Чем больше сернистого железа окислится и перейдет в шлак в виде
закиси, т. е. чем выше коэффициент десульфуризации печи, тем больше
тепла выделится в процессе плавки, тем богаче содержанием меди
получатся штейны.
Зависимость между составом штейна и степенью десульфуризации
может быть выражена уравнением
Фиг. 300. Зависимость содержания меди
в штейне К от десульфуризации χ при
различных отношениях Си t S в руде
К = а-
2S
1-х s
где К —количество меди в штейне;
ос -— степень извлечения меди в штейн;
χ ■«■ степень десульфуризации;
С — содержание меди в шихте;
S — общее количество серы в 100 кг шихты.
При постоянном отношении С ι S содержание меди в штейне будет тем
больше, чем выше степень десульфуризации х.
Зависимость К от ζ является гиперболической функцией.
На диаграмме 300 приведены кривые зависимости содержания меди
в штейне К от степени десульфуризации χ при разных отношениях С и S
(составлена Аветисяном).
На диаграмме 301 показана зависимость между содержанием меди в
штейне (в %) и отношением С ι S при различной стенени десульфуризации
(извлечение меди принято за 100%).

Глава IX. Теория плавки медно-колчеданных .руд на штейн и элементарную серу 725
На фиг. 302 показана степень извлечения меди в штейн в зависимости
от содержания ее в шихте.
Фиг. 301. Зависимость между процентом меди в штейне и
отношением Си : S при различной степени десульфуризации
А. Байков на основе теплового баланса пиритной плавки в шахтной
печи составил уравнение для определения степени десульфуризации1:
д._ gO+gi + ^ga + bo —aQi
go + Qa + <?з - biffo' — ъМсрТ '
где χ — количество окислившегося железа на 1 г-моль пирита;
q0 — молекулярная теплота расплавления FeS (штейна);
qx — молекулярная теплота диссоциации пирита;
6 — количество грамм-молекул СаС03 на 1 г-моль FeS2;
q2 — молекулярная теплота диссоциации СаС03;
L0 — потери тепла на лучеиспускание и теплопроводность;
а — количество грамм-молекул С кокса на 1 г-моль FeS2;
Qt — молекулярная теплота горения углерода;
Q2 — молекулярная теплота окисления FeS;
Q3 — молекулярная теплота ошлакования FeO;
q'0 — молекулярная теплота расплавления шлака;
Мср — средняя молекулярная теплоемкость колошниковых газов;
Τ — температура колошниковых газов (зависящая от высоты
столба материалов).
Из уравнения видно, что степень десульфуризации увеличивается при:
1) уменьшении количества кокса;
2) уменьшении высоты загрузки в печи;
3) увеличении содержания известняка в шихте;
4) увеличении содержания оборотного шлака в шихте;
5) усилении потерь тепла.
Все приведенные выше факторы связаны с уменьшением количества
тепла в фокусе печи, которое может пойти на расплавление сульфида
железа.
1 ЖРМО, № 1, стр. 179, 1925.

726
Часть четвертая. Металлургия меди
При окислении грамм-молекулы FeS выделяется 118 000 кал, а теплота
расплавления грамм-молекулы FeS составляет 30 000 кал. Следовательно,
за счет тепла окисления 1 грамм-молекулы FeS можно дополнительно
расплавить 4 грамм-молекулы сульфида железа.
Чем больше образуется FeS в жид-
'00 г ком виде, тем беднее получаются
штейны, так как реакция между
жидким FeS и кислородом воздуха про-
$о\ у^ текает лишь в малый промежуток
времени.
Роль кварцевой постели —мак-
м\- I симально удлинить этот путь, чтобы
дать возможность при более
длительном контакте увеличить количество
окислившегося сульфида железа за
счет кислорода воздуха,
двигающегося навстречу по порам кварцевой
постели. При отсутствии или слабом
развитии кварцевого или коксо-квар-
цевого фильтра увеличение степени
десульфуризации возможно лишь за
счет окисления твердых сульфидов
в верхних зонах печи кислородом
дутья.
При пиритной плавке степень
десульфуризации довольно высока.
Из всего количества серы, введенной с шихтой, в штейн переходит от 5
до 15%; в шлак —3.5—5.0%. Остальная сера в количестве от 80 до 91.5%
переходит в газовую фазу.
ьо
ю
I
7
J <■ 5
% Си В шихте
'Фиг. 302. Степень извлечения меди в
штейн в зависимости от содержания ее
в шихте
Глава X
АППАРАТУРНОЕ ОФОРМЛЕНИЕ ШАХТНОЙ ПЛАВКИ МЕДНО-
КОЛЧЕДАННЫХ РУД
§ 1, Ватержакет
Пиритная плавка медно-колчеданных руд осуществляется в
шахтных печах ватержакѳтного типа. По конструкции печи
аналогичны ватержакетным, печам свинцовой плавки, но имеют некоторые
отличительные особенности, наиболее существенной из которых является
герметизация колошникового устройства. Загрузка шихты производится
через специальные воронки, числом четыре, снабженные двойным
затвором колокольного типа. Печные газы выводятся через отверстия в
боковых стенках колошника, ниже загрузочных клапанов (фиг. 303).
Основные размеры ватержакета следующие: высота 7—8 м; длина 6.5 м;
ширина 1—1.15 м. Печь кессонируется на высоту 2.1 м выше фурм. Кес-
•соны изнутри футеруются огнеупорным кирпичом для предохранения
«тенок от коррозии. Толщина футеровки —полкирпича. Кессоны
устанавливаются в два или три ряда. Для жидких продуктов плавки устраи-

Глава X. Аппаратурное оформление шахтной плавки медно-колчеданных руд' 727
зается внутренний горн высотой 0.9—1 м. Стенки металлического кожуха
внутреннего горна, подобно ватержакетам свинцовой плавки,
выкладываются изнутри магнезитовым
кирпичом. Горн покоится на домкратах.
Ватержакет имеет пологие
заплечики. Замедление движения
способствует более полному
восстановлению газов и образованию
элементарной серы. Верхняя часть шахты
лечи, выше кессонов, выкладывается
из шамотового кирпича и
помещается в железный кожух.
Для подачи воздуха с
каждой стороны печи, на длине в 6.5 м
имеются 24 фурмы диаметром 100 м.
С торцевых стенок дополнительно
устанавливается по одной фурме.
Таким образом, воздух в печь подается
через 50 фурм с общим сечением
0.4 м2.
Ватержакет имеет передний горн
емкостью 5 м3, в котором происходит
отстаивание штейна от шлака.
§ 2. Цепь аппаратов секции медно-
серного завода
Секция медно-серного завода
состоит из трех отделѳнийі
плавильного, первой ступени конденсации и
второй ступени конденсации.
Фиг. 303. Схематический разрез
ватержакета медно-серной плавки
1 — зона восстановления -SO,; 2 — вона
окисления FeS
а) Плавильное отделение включает
ватержакеты
газосборник для смешения газов
блоки котрелей, по 4 секции в каждом блоке. Каждая секция котреля
самостоятельна по току; две секции котреля самостоятельны по газу.
б) Первая ступень конденсации включает:
блок катализаторов, по две секции в блоке. Катализные камеры примыкают
вплотную к блокам котрелей.
газосборник перед конденсаторами
трубчатые холодильники-конденсаторы
сборниками
вентиляторы
Скрубберные башни с серосборниками
в) Вторая ступень конденсации включает:
контактную камеру
трубчатый холодильник для конденсации паров серы
вентилятор
Скрубберные башни
подземный боров и дымовую трубу
для сжижения паров серы с серо-

728
Часть четвертая. Металлургия меди
Фиг. 304. Схема цепи аппаратов медно-серной плавки
/ — ватержакет; 2 — газосмеситель; 3 — пылевая камера; 4 — котрель; 5— I —
контактная камера; 6, 7 —/ — конденсатор; ί —центробежный насос; 9 —
Башня; 10 — центробежный насос; И— промывной аппарат; 12 — теплообменник;
13— II — контактная камера; 14 — Π — конденсатор; 15 — котрель
На фиг. 304 приведена схема цепи аппаратов при пиритной плавке
медно-колчеданных руд с получением медного штейна и элементарной
серы.
Глава XI
ИСХОДНЫЕ МАТЕРИАЛЫ ПИРИТНОЙ ПЛАВКИ
В шахтную печь при пиритной плавке загружается руда, флюсы,
оборотные материалы, кокс и подается через фурмы воздух.
Кусковое состояние ингредиентов шихты, физическая и химическая
однородность и прочность отдельных кусков является необходимым
условием нормального хода шахтной пиритной плавки, обеспечения
равномерного распределения газового потока и протекания реакций в печи.
Предварительная подготовка шихты и кокса для шахтной плавки
состоит в устранении мелкой фракции. Это достигается грохочением и оку-
скованием некондиционной мелочи.
Другим весьма важным условием успешного хода пиритной плавки
является строгое соблюдение количественного соотношения между сернистым
железом, кремнеземом и кислородом воздуха согласно основной
реакции
2FeS + 302 + Si02 = 2FeO -Si02 + 2S02.
Это достигается тщательной шихтовкой твердых материалов,
загружаемых в печь, и регулированием количества воздуха, вдуваемого через,
фурмы.

Глава XI. Исходные материалы пирит) юй плавки
729
§ 1. Руда
Руда, загружаемая в печь, должна состоять из кусков размерами от
20 до 100 мм в поперечнике. Мелочи размерами кусков менее 20 мм в
рудной части шихты не должно быть больше 10%. Максимальная величина
кусков не должна превышать 150 мм. Руда не должна содержать более
1.5—2% влаги.
Средний химический состав руды при пиритной плавке должен быть
следующий: 44—46% серы, 40—42% железа, 4—6% кремнезема, 2—2.5%
меди. Цинка в руде не должно быть более 2—3%.
Рудная мелочь с частицами менее 10 мм брикетируется. В качестве
связующего для рудной мелочи служит известь-пушонка. В последней не
должно содержаться кусочков размерами более 1—1.5 мм. Оптимальное
содержание извести в брикетной массе 5—6%, что соответствует 7—8%
пушонки при активности последней, равной 70—75%. Чем мельче
частицы извести-пушонки, тем выше ее активность и тем прочнее
получаются брикеты.
Содержание влаги в брикетной массе должно составлять 5—6%.
При содержании 7—8% влаги брикеты после пресса получаются менее
прочными.
Добавка воды производится в зависимости от влажности шихтуемых
материалов. Чем ниже содержание влаги в последних и чем больше
воды необходимо прибавить при смешивании шихты, тем прочнее
получаются, брикеты. Увлажнение шихты, составленной из предварительно
высушенных материалов, обеспечивает большую прочность брикетов.
Прочность брикетов зависит также от давления: чем больше
давление при прессовании, тем выше прочность брикетов. Брикеты
удовлетворительной прочности получаются при давлении 100—200 ат. При
получении брикетов в виде кирпичей размеры последних должны
составлять 250 χ 25χ50 мм. Сушка брикетов длится 18—21 час при
следующем тепловом режимеі
i,°C .......·... 35—40 45 50 55 60 70 80 При открытом
сушиле
Продолжительность, часы 6 222222 3
Для изготовления рудных брикетов находят применение прессы,
аналогичные прессам кирпичных заводов. Сушка брикетов производится
в сушилах камерного типа. Вместе с рудной мелочью брикетируется также
пыль ватержакетов.
§ 2. Флюсы
В качестве флюсов применяются кварц и известняк, которые должны
отличаться высокими качествами. Содержание Si02 в кварце не должно
быть ниже 96%, а СаО в известняке —около 54%. Крупность кусков-
флюсов не должна быть больше 150 мм в поперечнике. Качество кварца,
содержание в нем Si02 и примесей, способность его к декриптации,
размеры загружаемых кусков, равномерность загрузки, а также
тщательность шихтовки оказывают влияние на структуру образующегося в печи
кварцевого фильтра, а следовательно, и на степень десульфуризации.
При легко декриптирующем кварце образуется много мелочи,
отрицательно влияющей на процесс плавки.

730
Часть четвертая. Металлургия меди
Количество кварца при пиритной плавке должно строго
регулироваться. При установившемся режиме высота фильтра (постели) и профиль
печи определяются количеством расходуемого кварца.
Увеличение количества кварца в первое время приводит к усилению
сократительной способности печи. Начинают получаться обогащенные
медью штейны. Производительность печи при этом несколько снижается.
Дальнейшее увеличение количества кварца приводит к постепенному
загромождению печи избытком кремнезема и образованию настылей.
При снижении количества кварца против необходимого увеличивается
выход бедного штейна. Шлаки обогащаются содержанием магнетита.
Удельный вес и вязкость шлаков увеличиваются. Дальнейшее снижение
количества кварца может привести к полному исчезновению кварцевой
постели.
Образованию магнетита способствует также увеличение количества
известняка в шихте. Окись кальция, являясь более сильным основанием,
чем закись железа, соединяется в первую очередь с кремнекислотой.
Свободная закись железа при действии кислорода воздуха переходит более
интенсивно в окись. Таким образом, при постоянном количестве кварца
и воздуха прибавление извести связано с интенсивным образованием
магнетита и ферритов кальция и магния. На практике, при пиритной
плавке, количество кварца колеблется от 11 до 16%, известняка —от
2.5 до 6% веса руды.
В табл. 259 приведены примерные анализы исходных материалов,
используемых при пиритной плавке медно-колчеданных руд в шахтной
печи.
Анализы исхедных материален при пиритнѵи плавке меднѳ-
Натериалы
Си (общ.)
от
ДО
Си(окис.)
ОТ
ДО
ОТ
ДО
SiO»
от
ДО
Руда:
крупйая
мелочь .
брикеты .
Флюсы:
кварц . -
известняк
2.00
1.51
1.27
2.07
1.59
1.38
0.17
0.14
0.86
0.26
45.31
45.81
43.18
46.16
46.84
43.86
4.40
2.20
2.60
6.08
3.04
3.06
89.33
2.28
Оборотные продукты:
пыль ив газоходов ,
пыль из котрелей .
1.57
2.52
1.85
2.97
36.91
28.82
38.45
29.95
4.52
4.80
6.36
6.82

Глава XI. Исходные материалы пиритной плавки 731
§ 3. Кокс
Количество кокса, прибавляемого к шихте при пиритной плавке с
открытой загрузкой, колеблется от 1 до 3% веса руды. При работе с
герметизированным колошником с получением элементарной серы
количество кокса составляет 11—13°/0 веса руды. Количество углеродистого
горючего при установившемся режиме для определенной медно-колчедан-
ной руды может меняться в весьма узких пределах. При увеличении
количества кокса некоторая часть его может дойти до фокуса печи. Окисляясь в
зоне горения за счет кислорода вдуваемого через фурмы воздуха, кокс тем
■самым снижает сократительную способность печи. Штейны вследствие
перехода в них значительного количества неокислившегося сернистого
железа получаются с низким содержанием меди.
При уменьшении количества кокса тепловой режим печи делается
неустойчивым. Жидкие продукты плавки получаюся мало перегретыми.
Восстановительная способность верхней части печи снижается. Выход
элементарной серы падает. В отходящих газах содержится большее
количество сернистого газа.
Для повышения восстановительной способности верхней части печи
и увеличения выхода элементарной серы кокс должен быть мелким. Это
способствует более активному протеканию реакций между сернистым
газом и углеродом вследствие большей поверхности и более равномерного
распределения горючего в шихте.
Летучих в коксе не должно быть более 2%. Летучие соединения кокса
отравляют контактную массу и уменьшают ее эффективность. Кроме того,
летучие соединения кокса, конденсируясь вместе с серой, окрашивают
последнюю в темный цвет.
Таблица 259
колчеданных руд в шахтной печи ( %)
Fe
от
41.18
41.59
39.55
6.06
3.0
32.56
31.33
ДО
42.14
42.57
40.2
—
34.80
32.00
А1203
от
1.15
1.00
1.03
0.94
0.47
1.68
1.33
до
1.65
1.15
1.41
—
1.75
1.71
СаО
от
0.68
1.65
4.12
0.56
52.62
1.51
3.16
ДО
1.11
2.04
4.51
—
2.38
3.94
MgO
от
0.30
0.36
0.36
0.36
0.62
0-29
0.33
ДО
0.39
0.47
0.40
—
0.47
0.56
ВаО
от
0.93
0.52
0.46
0.26
0.18
0.53
0.63
ДО
1.15
0.78
0.79
—
0.73
0.79
Zn
0.26
0.27

732
Часть четвертая. Металлургия меди
1 4. Дутье
Воздушный режим шахтной печи определяется количеством и
упругостью дутья. Количество кислорода воздуха, которое может быть
поглощено реакцией горения сернистого железа в фокусе печи, является
показателем эффективности плавки.
Чем больше воздуха может быть использовано в единицу времени на
окисление сульфида железа в фокусном пространстве, тем выше
производительность печи и больше ее сократительная способность.
Количество воздуха, вдуваемого в печь в единицу времени, прямо
пропорционально квадратному корню от давления дутья и суммарной
площади фурм.
Упругость дутья зависит от сопротивления столба плавильных
материалов. Последнее определяется формой и размерами кусков руды,
флюсов и кокса, их пористостью, влажностью и пр. В среднем
сопротивление столба материалов высотой 1 м составляет 4—10 мм вод. ст. При
наличии некоторого количества мелочи сопротивление возрастает до 40 мм
ВОД. CTs,
Образование кварцевого скелета значительно увеличивает
сопротивление прохождению воздуха.
Регулирование количества подаваемого в печь воздуха при
постоянной площади фурм и стабильном сопротивлении шихты осуществляется
в некоторых пределах изменением силы дутья. При плавке медно-колче-
данных руд на штейн и элементарную серу давление дутья колеблется от
900 до 1300 мм вод. ст.
Если в печь поступает избыток воздуха, окисление сульфидов
начинается в верхней зоне. Температура колошниковых газов повышается.
В ■фокус печи начинает поступать меньшее количество сульфида железа.
Температура в фокусе печи понижается, что характеризуется стылым
ходом. Жидкие продукты плавки получаются холодными, вязкими.
Одновременно в верхней части печи наблюдаются спекание шихты и усиленное
образование настылей. При недостатке кислорода увеличивается выход
бедного штейна. Кварц полностью не ошлаковывается. Кварцевая постель
увеличивается, загромождая печь.
Если выявилась необходимость значительного повышения количества
подаваемого в лечь воздуха, следует предусмотреть большую суммарную
площадь фурм.
Между производительностью печи и сечением фурм имеется прямая
зависимость. Эта зависимость выражается отношением между суммарной
площадью фурм, выраженной в квадратных дюймах, и площадью
сечения печи в области фурм, выраженной в квадратных футах. Это
отношение колеблется от 6 до 11.
В процессе плавки сечение фурм не· остается все время постоянным.
Вследствие образования фурменных настылей, часть живого сечения
фурменных отверстий теряется. В этом случае для сохранения постоянного
количества воздуха необходимо соответственно повышать давление дутья.
Систематической прочисткой фурм возможно сохранить нормальный
воздушный режим печи.
При пиритной плавке воздух в печь подается в холодном состоянии.
Подача нагретого воздуха не.практикуется, так как при этом
увеличивается количество расплавляемого сульфида железа, значительная
часть последнего переходит в штейн, не окислившись, а штейн, в связи
с этим, получается обедненный медью.

Глава XII. Продукты шахтной пиритной плавки
733
Глава XII
ПРОДУКТЫ ШАХТНОЙ ПИРИТНОЙ ПЛАВКИ
Продуктами пиритной плавки медно-колчеданных руд в шахтных
печах являются медный штейн, шлак и газы, несущие пары
элементарной серы.
§ 1. Штейны пиритной плавки
Состав штейнов пиритной плавки при установившемся
технологическом режиме варьирует в узких пределах.
В табл. 260 приведены анализы штейнов пиритной плавки медно-
колчеданных руд.
Таблица 260
став штейнов пиритной плавки (%)
Завод
Медногор-
скай . .
Оркла . .
от
ДО
от
ДО
Си
8.53
11.26
13.0
14.0
S
25.11
24.03
25.6
Fe
60.15
56.57
52
Zn
1.5
Si02
1.16
1.72
А1203
1.5
1.9
CaO
0.4
0.5
Mg.O.
0.29
0.47
BaO
0.13
0.29
o2
5.66
1.23
Как видно из приведенных в таблице анализов, содержание меди в
"штейнах не превышает 14%. Серы в штейнах содержится 24—25.6%,
железа — от 52 до 60%. Кислород связан в виде магнетита. В штейнах
имеется некоторое количество шлаковых включений.
§ 2. Шлакн пиритной плавки
Шлаки пиритной плавки отличаются относительным постоянством
состава, что объясняется узкими интервалами температур, развиваемых
в фокусе печи при окислении сульфида железа.
По своему составу шлаки пиритной плавки приближаются к моно-
•силикату закиси железа. Для получения шлаков с низкими
температурами плавления к шихте прибавляется некоторое количество
известняка. Таким образом, шлаки пиритной плавки представляют собой
систему из моносиликата закиси железа и бисиликата окиси кальция.
Кроме того в шлаках пиритной плавки могут содержаться в том или
ином количестве в зависимости от состава шихты окислы алюминия,
магния, бария, цинка и др.
В табл. 261 приведены составы шлаков пиритной плавки
медно-колчеданных руд.
Как видно из приведенных анализов, содержание кремнекислоты
в шлаках пиритной плавки составляет 32.5—35.9%; железа в шлаках
•содержится 41.33—45.74%. Сумма закиси железа и кремнекислоты в
шлаках пиритной плавки составляет 85—90%.
Окиси кальция в шлаках пиритной плавки содержится 4—6%. Как
можно видеть из приведенных анализов шлаков пиритной плавки, соотно-

734
Часть четвертая. Металлургия меди
Таблица 261
Анализы шлаков пиритной плавки (%)
Завод
Медногорский . .
Си S
0.31—0.49
0.3 —0.35
2.32—3.25
2.37—3.03
SiOs
32.64—35.6
35.6—35.92
Fe
42.22—45.74
41.33
Таблица 261 (окончание)
Завод
Медногорский. , .
Оркла , .
А12Оа
1,75—3.29
1.41—1.62
СаО
4.03—6.11
5.0 —5.45
ВаО
0.13—0.29
MgO
0.37—0.54
0.65
Zn
0.46—0.7
шения между главными компонентами остаются более или. менее
постоянными и не претерпевают значительных изменений.
— Шлаков при пиритнѳй плавке получается 65—72% веса шихты или
почти 100% веса руды. Содержание меди в шлаке зависит от количества
ее в штейне; чем богаче штейны, тем выше содержание меди в шлаках.
При постоянстве состава шлаков пиритной плавки по содержанию
кремнекислоты и извести количество меди в них довольно высокое и
составляет 0.3—0.4%. Так как выход шлака мало зависит от содержания
меди в руде, делается очевидным, что чем беднее руда, тем ниже
извлечение металла в штейн.
Так, при 1.5% Си в руде и 0.3% Си в шлаке извлечение составляет
80%; при 3% Си в руде извлечение меди в штейн достигает 90%.
На содержание меди в отвальном шлаке оказывает влияние полнота
отстаивания штейна в переднем горне. Чем больше отношение объема
переднего горна к площади сечения ватержакета в области фурм, тем
полнее отделяется штейн от шлака и тем ниже содержание меди в последнем.
При достаточно длительном отстаивании расплавленных продуктов
в переднем горне и малом падении температуры по длине последнего
содержание меди в шлаке может быть снижено до количества, определяв
емого растворимостью соединений меди в шлаке данного состава и
дисперсным распределением частиц штейна в зависимости от вязкости шлака.
Для снижения содержания меди в отвальных шлаках практикуется
прибавление в передний горн молотого известняка или пирита.
Благоприятное действие известняка объясняется уменьшением растворимости
сульфидов меди вследствие повышения содержания окисд кальция в.
шлаках. Кроме того, известь разрушает ферриты, имеющиеся в-шлаках,
тем самым уменьшается выделение сернистых газов и флотация частиц
штейна на поверхность шлака.1
1 Обработка шлака известняком в переднем горне была введена инж. В. Глуш*
ковым на Карабашском заводе.

Глава XII. Продукты шахтной пиритной плавки
735
Обезмеживание шлаков при добавке пирита объясняется окисленными
соединениями меди реакциями между сульфидами железа, а также
механическим воздействием сульфидов на диспергированные частицы
штейна в шлаковом расплаве.]
§ 3. Газы пиритной плавки медно-колчеданных руд
Теоретический состав газов, поднимающихся из фокусного
пространства печи, при полном использовании кислорода должен соответствовать
85% Na и 15% S02 (по объему). Двигаясь вверх по шахте, газы
постепенно обогащаются содержанием элементарной серы как за счет
восстановления сернистого газа раскаленным углеродом, так и в результате
термической диссоциации высших сульфидов железа и меди.
При выходе из печи состав газов колеблется в следующих пределах
(г/м3);
S (элементарная) 200—220
S02 + H2S 30—35
COS 4.4—5.0
CS2 „ 8.2—16.0
В газосмесителе, до котреля, устанавливается температура 350—450°
при давлении, меняющемся в пределах 120—250 мм вод. ст.
Таблица 262
Скорость движения газового потока (м/сек.)
У выхода
из печи
7-8
В
газосборнике
6—7
В
газосмесителе
2—3
В
электрофильтре
3
В
катализаторе
0.6—0.7
Таблица 263
Температура газов по движению газового потока (°С)
У выхода из печи
рудной
плавки
450—500

сократительной
плавки
370—380
В

пределителе
перед

ктрофильтрами
450
В конденсаторе
I ступени
при
впуске
420
при
выпуске
120
В конденсаторе
II ступени
при
впуске
270
при
выпуске
120
В табл. 262 приведена скорость движения газового потока; в
табл. 263 приведены температуры газов по движению газового потока.
Как видно из данных таблиц, скорость движения газов падает от
7—8 м/сек. у выхода из печи до 0.6—0.7 м/сек. в катализаторе.
Температура газов у выхода из печи составляет 450—500°, снижаясь до 120°'
после конденсаторов.
В газах после первой ступени конденсации содержание суммы S02 +
+H2S составляет 25.2 г/м3; после второй ступени —11 г/м3. Газы,
уходящие через дымовую трубу в атмосферу, имеют следующий состав:
(г/м3): S02 — 13.6; H2S - 4.0; COS - 3.24; CS2 — 7.5.

736
Часть четвертая. Металлургия меди
Глава XIII
ПРАКТИКА ПИРИТНОЙ ПЛАВКИ МЕДНО-КОЛЧЕДАННЫХ РУД
В ПЕЧАХ С ГЕРМЕТИЗИРОВАННОЙ ЗАГРУЗКОЙ
§ 1. Задувка печи
Обслуживание ватержакетной печи для плавки медных руд во многом
аналогично работе на ватержакетах свинцовой плавки.
После просушки вновь отремонтированной печи приступают к ее
задувке. Для создания первоначального очага высокой температуры в
фокусе печи используются дрова и кокс. Когда раскаленный кокс заполнит
печь на высоту 1—1.5 м от уровня фурм, загружается отвальный шлак
до высоты 3—3.5 м. Вместе со шлаком загружается кокс в количестве
10-12%.
По окончании загрузки- пускают дутье при давлении 20—25 мм
рт. ст. Шлак плавится и-постепенно заполняет внутренний горн печи.
Когда уровень жидкого шлака начинает доходить, до .фурм, открывают
шлаковое отверстие, и расплавленные продукты гю жолобу направляются в
передний горн. После загрузки нескольких шлаковых колош начинается
подача колчеданной руды, флюсов и кокса- Количество кокса в шихте
постепенно уменьшается, а кварца увеличивается до образования
нормального кварцевого профиля печи, показателем чего является степень десуль-
фуризации и содержание меди в штейне.
§ 2. Ход процесса пиритнои плавки с получением элементарной серы
IПихта состоит из руды, брикетированной мелочи, кварца,
известняка, оборотных материалов и кокса. Составляющие шихты должны
отличаться однообразностью состава и быть физически однородными. Размеры
кусков руды должны колебаться в пределах 20—150 мм, кокса 10—20 мм.
При нормальном ходе производительность печи, расход воздуха и состав
продуктов плавки регулируются более или менее точно. При плавке, руды
с 2.5% меди получаются штейны с 13—14% меди и шлаки с 0.3—0.35%
меди. Жидкие продукты плавки выпускаются из внутреннего в передний
горн- Рудный штейн в смеси с конвертерным шлаком и флюсами поступает
на сократительную плавку, при которой получается обогащенный штейн
с 40—42% меди.
Дутье подается в печь под давлением 1100—1300 мм вод. ст. Количество
вдуваемого в печь воздуха составляет 9000 м3 в 1 час, или 1000 м3 на 1 τ
проплавляемой медно-колчеданной руды.
Газы из печи отводятся через отверстия в боковых стенках колошника
в общий газосборник, где происходит частичное осаждение механически
увлеченных частиц пыли. Колошник печи должен иметь
температуру в пределах 450—500°- Опускание шихты должно быть равномерно
по всему сечению печи. Состав газовой фазы на колошнике должен быть
постоянным и колебаться в малых пределах. Газы состоят из паров
элементарной серы, S02, H2S, COS, CS2, C02, CO, N2, 02. Окиси углерода
и кислорода в газах содержится небольшое количество. Температура
газов в газосборнике и газораспределителе должна составлять 420—450°.
Температурный режим должен отличаться постоянством. Повышение
температуры вызывает механические деформации аппаратуры. Понижение
температуры связано с конденсацией серы в трубопроводах и на колош-

Глава XIII. Практика пиритной плавки медно-колчеданных руд 737
нике. Для сохранения тепла и избежания коррозии газопроводы
футеруются изнутри шамотовым кирпичом и изолируются снаружи.
Для очистки от пыли газы пропускаются через электрофильтры,
работающие под напряжением 70 мгв. Очистка от пыли должна быть весьма
тщательная во избежание оседания ее в катализаторе. Последний
находится в одном блоке с электрофильтром. В качестве контактной массы для
катализа применяется пенобетон, изготовляемый из глиноземистого
цемента, гидроокиси алюминия и алюминиевой пудры в отношении 4:1: 0.032.
Газы после сборника поступают в электрофильтр снизу, поднимаются
вверх, переходят через специальные отверстия в смежные камеры для
катализа, спускаются вниз и отводятся в конденсаторы. Высота
контактных камер составляет 2.5—Зм. О состоянии контактной массы судят по
составу газов. Нижняя часть контактной массы периодически выгружается
из камеры, и взамен нее загружается сверху свежая порция. При
контроле состава газа после первого катализа количество серы в виде S02
должно быть на 20% больше серы, связанной в H2S, COS, CS2.
Для конденсации паров серы применяются водотрубные котлы
вертикального типа. Сера конденсируется на трубках и в жидком виде
накапливается в сборнике. Котлы делятся на две части: высокого давления (4.5 —
5 ат) и низкого давления (1.5—2 ат). После котлов установлены
эксгаустеры, создающие разрежение 5—7 мм. Эксгаустерами газы направляются
в башню грушевидной формы диаметром 2.8 м и высотой 2.2 м,
заполненную железными кольцами 25 X 25 мм на высоте 700 мм. Эффективная
высота башни 1.5 м. Башня делается из 12-мм, а кольца из 1-мм листового
железа.
Газы в башнях двигаются снизу вверх. Для орошения
применяется жидкая сера. При прохождении газов через башню улавливается
сера, которая находится в туманообразном состоянии. В первой стадии
конденсации извлекается до 75% всей газовой серы. Вторично нагретые
в специальном теплообменнике до 300° газы пропускаются через вторую
ступень катализа и конденсации. При этом дополнительно извлекается
до 12% газовой серы. Общее извлечение газовой серы составляет, таким
образом, 87%. Сера второй ступени конденсации отличается высокой
чистотой.
Для полного обезвреживания отработанных газов их пропускают
через башни высотой 25 м, заполненные известняком и орошаемые водой.
На каждую башню расходуется 200 л/мин. воды.
Жидкая сера отливается в штыки, либо гранулируется. Для
грануляции применяются железобетонные башни высотой 16 м и диаметром 5 м.
Жидкая сера специальной форсункой под давлением б —7 ат распыляется
снизу вверх на высоту 10—15 м. При падении вниз сера образует гранулы
размерами 1— 3 мм.
§ 3. Профиль шахтной печи при пиритной плавке
В процессе пиритной плавки в области несколько выше фурм вдоль
длинных сторон печи образуются пористые настыли, имеющие форму
заплечиков.
Эти настыли состоят в основном из кварца и шлака; они являются
основанием, на котором откладывается свободный непрореагировав-
іпий кварц, образуя своеобразный фильтр. При плавке пиритных руд
процессу окисления сульфидов железа предшествует их вытапливание
из основной массы шихты. Тугоплавкие составляющие шихты, лишенные
сульфидов, постепенно откладываются на кварцевом фильтре сверху,

738
Часть четвертая. Метаглургия меди
в то время как нижние слои последнего онглаковываются закисью
железа, образующейся в результате окисления сульфидов железа
кислородом воздуха, проходящим по порам
навстречу стекающим жидким
сульфидам.
Так как окисление жидкого сульфида
железа протекает преимущественно в порах
кварцевого фильтра,то на составгазов и
степень сокращения при заданном количестве
подаваемого в печь воздуха оказывают
влияние физическое строение кварцевого
фильтра, его пористость или сечения бессемеру-
ющих щелей. Чем сечение отдельных
каналов меньше, тем лучше осуществляется
контактирование между поднимающимся
снизу кислородом воздуха и
поступающими сверху струйками жидкого сульфида
железа и тем выше использование
кислорода воздуха. Количество окислившегося
сульфида железа возрастает, в связи с чем
содержание меди в штейне повышается.
Если сечения отверстий большие,
воздух проходит вверх, не успев отдать весь
свой кислород на окисление сульфидов, и
частично расходуется на горение углерода
кокса в верхних зонах печи. Состав газов
при этом ухудшается. Концентрация паров,
элементарной серы в газах снижается
вследствие уменьшения восстановления
Фиг. 305. Очертания настылей в
ватержакете (поперечный разрез)
/ — ваетыль; 2 — гарнисеаж
SO
2 углеродом кокса.
На фиг. 305 показан профиль ватержакетнойпечи (поперечный разрез).
На фиг. 306 дан горизонтальный схематический разрез печи в области
фурм.
Фиг. 306. Очертания настылей в ватержакете (горизонтальный разрез)
1, S, 3 — аалитые фурмы; і — замазанные глиной фурмы; Б, 6 — спускные кессоны
§ 4. Отделение штейна от шдака и режим переднего горна
Образующиеся при плавке жидкие штейн и шлак стекают вниз во·
внутренний горн печи. Последний является лишь промежуточным
сборником, откуда расплавленные продукты непрерывной струей
выпускаются в передний горн, в котором происходит отделение штейна от шлака.
В передний горн сливаются также для отстаивания конвертерные шлаки.
При достаточной тепловой мощности переднего горна в последний можно

Глава XIII. Практика пиритной плавка медпа-колчедаиных руд 739
загружать оооротные твердые продукты: корки с ковшей и жолобов,
холодный конвертерный шлак, а также известковый песок или
измельченный пирит.
Передний горн устанавливаетсг в непосредственной близости от печи
и связан с последней жолобом с жидким затвором. Для возможно полного
отделения штейна от шлака емкость переднего горна должна находиться
в определенном соответствии с производительностью печи. Практикой
установлено, что на каждые 100 τ шихты суточной пропускной
способности шахтной печи должно приходиться от 5 до 9 м3 емкости переднего
горна. В пересчете на 1 м2 площади сечения печи в области фурм это
составляет 4—5.6 м3 объема переднего горна.
Скорость движения массы жидких продуктов в переднем горне
колеблется от 1.2 до 1.7 м/час. Время пребывания жидкой массы в горне
определяется от 4.6 до 9.3 часа.
Передний горн должен обладать определенной тепловой мощностью.
Так как отстаивание штейна зависит от состава шлака и его вязкости,
температура жидких продуктов, вытекающих из внутреннего горна лечи,
определяет собой ход процесса в переднем горне. Сильно перегретые
шлаки разъедающе действуют на футеровку переднего горна. Стылые шлаки
помимо плохого отстаивания являются причиной быстрого замерзания
переднего горна.
Расплавленные продукты за время пребывания в переднем горне
охлаждаются на 30—50°. Для компенсации тепловых потерь π сохранения
жидкоплавкости шлаки, вытекающие из печи в передний горн, должны
быть перегреты на 80—100°.
В переднем горне практикуется также отстаивание жидких
конвертерных шлаков. При помощи ковшей, переносимых мостовым краном,
конвертерные шлаки сливаются в то место переднего горна, куда выпускаются
жидкие продукты из шахтной пёчи. Перед сливом конвертерного шлака
из переднего горна предварительно выпускается накопившийся в нем
штейн.
Для выпуска штейна передний горн снабжается 4—6 отверстиями.
При общей глубине переднего горна 120 см высота слоя штейна должна
составлять 20—40 см и не превышать 50 см. При большем количестве
штейна скорость движения шлака в переднем горне возрастает, длительность
пребывания его в горне уменьшается, отстаивание ухудшается. Шлаки,
вследствие этого, получаются с повышенным содержанием меди.
§ 5. Пылеобразование при шахтной пиритной плавке
Вынос пыли при пиритной плавке колеблется от 2 до 7% веса шихты
Количество пыли зависит от содержания мелочи в шихте, способности
руды к декриптации и упругости дутья.
Содержание твердых частиц в газах шахтной печи при пиритной
плавке колеблется от 15 до 50 г/см*. Для улавливания пыли
устанавливаются электрофильтры.
Ниже приведены анализы пыли, получаемой при пиритной плавке
медно-колчеданных руд (в %):
Место отложения пыли Си S Si02 Zn Fe
Газосборник ............ 2.1 25.4 13.5 — 20.0
Котрель 1.4 14.0 8.9 23.5 11.5

740
Часть четвертая. Металлургия меди
Размеры и технические показатели работы
Размеры печи
Длина
Ширина
в области
фурм
м
6.5
1.0
Площадь
в области
фурм
м«
6.5
Высота
от лещади
до
колошника
Ширина
в области

колошника
Глубина
горна
Высота
кесеони-
рованяой
части
печи
м
7.5
2.0
OS
2.1
Фурмы
С длинной
стороны
С торца
число
24
1
Как видно из приведенных анализов, пыль из котрелей обогащена
содержанием цинка.
§ 6. Очистка серы от мышьяка
В медно-колчеданных рудах часто содержится мышьяк и селен,
которые в элементарном состоянии в виде паров вместе с другими газами
поступают в конденсаторы. При конденсации сера, мышьяк и селен
образуют тройной сплав, содержащий 0.03% As и 0.01% Se.
Для удаления мышьяка из серы применяется известковое молоко.
При взаимодействии жидкой серы и нагретого раствора известкового
молока протекают следующие реакции:
Ca(0H)2 + 2H3S-»Ca(SH)24-2H2O,
ЗСа (SH)2 + As2S3 + 2S + aq = Са3 (AsS4)2-20H2O + 3H2S,
ЗСа (SH)2 + 2As2S5 + 2S = Ca3As4S16 · 12H20 + 3H2S.
Очистка серы от мышьяка производится в автоклаве. Последний
представляет собой горизонтальный цилиндр, внутри которого вращается вал
с лопастями для перемешивания. Автоклав и мешалка изготовляются
из легированной сероупорной стали. Жидкая сера и известковое
молоко подаются в автоклав непрерывно и активно перемешиваются в
нем при температуре 125—127°. Пройдя мешалку, жидкие продукты
поступают в сборник, в котором сера как более тяжелая оседает вниз.
Выпуск жидкой серы и отработанного известкового молока
производится по специальным трубам, которые установлены таким образом,
что давление внутри аппарата уравновешивается высотой столба жидкой
серы или известкового молока. Очистка серы от мышьяка производится
под давлением 2.5 ат.
На каждую единицу мышьяка, содержащегося в сере, требуется 0.8
единицы кальция и теряется 1.7 единицы серы. Для нормальной работы
аппарата необходимо тщательное наблюдение за уровнем серы и
известкового молока, давлением и температурой в автоклаве, чтобы не допустить
затвердевания серы или отстаивания известкового молока.
При исходном содержании мышьяка в сере 0.03% в очищенном
продукте остается 0.01 % As.
При обработке известковым молоком мышьяк переходит в сульфосоли
арсеншга кальция. Отработанные растворы имеют щелочную реакцию и
содержат 10 г/л As, 9 г/л СаО, 10 г/л S. Часть мышьяка находится в рас-

Глава XIII. Практика пиритной плавки медно-колчеданных руд 741
Таблица 264
ватержакетной печи медно-серной плавки
Производительность печи
Диаметр
фурмы
мм
100
Проплав
руды
в сутки
на печь
Проплав
руды в сутки
на 1 м' в
области фурм
τ
220-270
35—40
Упругость
дутья
мм рт. ст.
80—100
Расход
воздуха
на 1 τ руды
м3 прп
760 мм рт. ст.
970
Выход гаяа
на 1 τ руды
м1 при 0° π
760 мм рт. ст.
950
творенном виде, часть в виде тонкой эмульсии во взвешенном состоянии.
При отстаивании или фильтрации взвешенные, частицы отделяются от
жидкой части пульпы. Для извлечения растворенного мышьяка раствор
после осветления обрабатывается серной кислотой при температуре 70°
и расходе 10 г H2S04 на 1 л раствора. При этом содержание мышьяка в
растворе снижается с 4 до 0.075 г/л.
Получающийся желтый осадок представляет собой смесь ауропигмен-
та и элементарной серы следующего состава (%):
S As CaO
38.4—43..1 11—16 ' 10.6—20.0
После отделения твердого от жидкого раствор обрабатывается
известью для связывания остатков мышьяка и обезвреживания раствора перед
рпуском его в канализацию. (
Для извлечения мышьяка из твердого осадка последний подвергается
окислительному обжигу при 388° в течение 1 часа. В огарке остается от
1 до 2% мышьяка и 20—25% серы.
§ 7. Технико-эконоашческиѳ показатели пиритной плавки
В табл. 264 приведены технические показатели плавки
медно-колчеданных руд.
Как видно из данных таблицы, производительность ватержакета с
площадью сечения в области фурм 6.5 м2 составляет 220—270 τ руды
в сутки при расходе воздуха в количестве 970 м3 на 1 τ проплавляемой
руды.
Количество кварца в шихте колеблется от 10 до 20%, известняка —
от 4.5 до 5.5%, кокса от 7.5 до 9.5% веса руды (табл. 265).
Таблица 265
Состав шихт (кг)
Руда
І000
1000
1000
Квард
100
130
200
Известняк
55
45
45
Кокс
85
95
75

742
Часть четвертая. Металлургии меди
В табл. 266 отмечены колебания отдельных показателей в процессе
пиритной плавки. Так, удельный проплав шихты на 1 м2 площади
сечения в области фурм колеблется от 34 до 44 τ за 24 часа. Степень
сокращения варьирует от 4.1 до 6.1. Давление дутья меняется от 900 до 1300
мм вод. ст. Расход воздуха составляет 830—1200 м3 на 1 τ руды.
Таблица 266
Технические показатели плавки медно-колчеданных руд в шахтной лечи
яа медный штейн и элементарную серу
Показатели
Проплав руды ....
Проплав шихты ....
Кварца в шихте . . .
Известняка в шихте .
Расход кокса
» коксика ....
Степень сокращения .
Расход воздуха ....
» » ....
Давление дутья . . .
Температура газов . ,
Содержание меди:
в штейне
На 1 м2 площади
в области фурм
за 24 часа
На 1 м2 площади
в области фурм
за 24 часа
—
—
От/веса руды
—
—
На 1 τ руды
В 1 час
—
У выхода из печи
—
"
Единица

намерения
τ
τ
%
%
%
%
—
Μ3
Μ1
мм Η,О
°С
%
%
От
25
34
11
2.5
7.5
11
4.1
830
7800
900
390
7.0
0.31
До
34
44
16
6
9.5
13
6.1
1200
9300
1300
440
11.5
0.47
В оред-
—
•
—
—
—
—
—
1060
7670
—
413
—
0.38
В табл. 267 приведен баланс продуктов рудной плавки по пиритному
способу. Как видно из данных баланса, выход штейна составляет 16%,
а шлака 96% веса руды. На каждый килограмм проплавляемой руды
получается около одного кубического метра газов. Извлечение меди в штейн
составляет 83.2% исходного содержания металла в руде.
Таблица 267
Баланс продуктов рудной плавки по пиритному способу
Загружено
Руда 1000 кг
В ней серы . . . 420 »
» » меди ... 25 »
Получено
Штейн 160 кг
Шлак 960 »
Газ '50 м8
Содержание меди
% | кг
13
0.34
20.8
3.26
В табл. 268 приведены основные технологические показатели по
серному производству.

Глава XIII. Практика пиритной плавка медно-колчедаиных руд 743
Таблица 2G8
Технологические показателя по серному производству при плавке медно-ко.іче-
данных руд в шахтной печи
Показатели
Место
Единица

измерения
От
До
Температура газов
Давление »
Температура »
Давление »
Температура отходящих
газов
Давление отходящих га
зов , .
Содержание S03+.HoS
COS . .
cs2 . .
о
(элем.) ·
S02+H,S
Зольность серы
Извлечение серы
» »
°С
н2
°с
мм Н20
В газосмесителе
» »
В холодильнике
» » | мм Н20
В башне ι »
I
После I ступени конден- | °С
сации :
То же
После выхода газов из
печи
То же
»
»
После выхода газов из
башни
В сборнике холодильника
В сборнике башни
От серы в исходной руде
От серы в газах
ι μμΗ,Ο
і г/м8
380
119
120
+ 36
+113
117
+26
35
4.4
8.2
200
37
0.
0.
31.
36.
429
252
147
—20
—28
138
—33
80 *
5.0
16.0
219
77
1.5
0.62
65.8
75.9
Баланс серы (в % к загрузке)
Теряется со шлаками рудной плавки
Содержится в штейнах сократительной плавки
и фактически теряется при бессемеровании. . .
Возможное извлечение в виде элементарной
серы '
Безвозвратные потери в атмосферу (по разности)
%
%
4.7
ю.з
80.0
5.0
При относительно постоянном количестве серы, переходящей в
штейн и шлак и составлявшей в среднем 15% общей серы, степень
извлечения последней в элементарном виде зависит от состава газа,
получаемого на колошнике ватержакета, и режима конденсационной
системы.
В колошниковых газах, полученных с 1000 кг руды в количестве
950 м3, содержится серы:
В форме CS2 24 кг
» »' COS 8 »
ь » H2S · - 4 *
» » S02 · 30 »
» » S2 270 »
Всего 336 кг
1 Высокое содержание S02 наблюдается в газах при работе на крупном коксе,

744
Часть четвертая. Металлургия меди
Г л а в а XIV
УРАЛЬСКИЙ СПОСОБ ШАХТНОЙ ПИРИТНОЙ ПЛАВКИ
В ПЕЧАХ С ОТКРЫТОЙ ЗАГРУЗКОЙ
§ 1. Особенности пиритной плавки на уральских заводах
Способ пиритноіі плавки медно-колчеданных руд с получением
медного штейна и элементарной серы в ватержакетах с
герметизированной загрузкой шихты нашел применение в промышленности лишь,
в течение последних 15—20 лет. До внедрения медносериого способа-
широкое распространение имела пиритная плавка с открытой загрузкой
шихты, сжиганием серы на колошнике кислородом воздуха, засасываемого·
через дверцы, и удалением сернистых газов через дымовые трубы в,
атмосферу.
Пиритная плавка медно-колчеданных руд в печах с открытой
загрузкой на уральских заводах в отличие от заграничной практики
характеризуется некоторыми особенностями.
Пиритная плавка в тепловом отношении является весьма
чувствительным процессом. Резкие изменения состава шихты или
количества дутья влекут за собой нарушение теплового режима и, как следствие,
расстройство хода печи. Выравнивание теплового режима при помощи
добавочного количества кокса при заполненной шахте требует
длительного промежутка времени. Печь при этом успевает значительно
охладиться, и в ней образуются застывшие глыбы спекшейся массы шихты.
Нормальный ход печи нарушается. Усиливается прохождение газов в одних
участках и· прекращается циркуляция их в других частях, печи.
Производительность печи падает.
Удаление настылей на ходу является трудной и кропотливой
операцией. Кампания печи вследствие частого образования настылей
непродолжительна и составляет 2—3 мес.
Для борьбы с настылями и удлинения кампании лечи на уральских
медеплавильных заводах выработался своеобразный режим пиритной
плавки, отличительной особенностью которого является периодическая
загрузка так называемых разогревательных колош.
Раз, в сутки нормальная загрузка шихты прекращается, и столб
плавильных материалов опускается на половину высоты шахты. По
опускании столба плавильных материалов устанавливаются места усиленного-
настылеобразования, после чего приступают к загрузке разогревательных
колош, состоящих из сульфидной руды с 10% кокса.
Плавление разогревательных колош сопровождается образованием
большого количества бедных штейнов, вследствие чего магнетитовыѳ
настыли на лещади печи начинают растворяться. Так как разо-
гревательные колоши не содержат флюсов, происходит также ошлако-
ваниѳ избыточного количества кремнезема из кварцевой постели. Кокс,
попадая в фокус печи, сгорает за счет кислорода воздуха. Вследствие
выделения значительного количества тепла происходят усиленное
расплавление и ошлакование надфурменных настылей.
Практика работы с разогревательными колошами, хотя несколько
сокращает суточную производительность, однако одновременно способствует-
удлинению кампании печи, которая таким путем на уральских заводах
была' доведена до года ж· выше.

Глава XIV. Уральский способ шахтной пиритной плавки 745
§ 2. Образование настылей и способы их удаления
Причиной образования настылей помимо случайных нарушений
теплового режима печи являются присутствие большого количества мелочи
в шихте и высокое содержание цинка в руде.
При плавке шихты, содержащей 20—30% некондиционной мелкой
руды, вследствие неравномерной циркуляции газов и нарушения
теплового обмена начинается местное спекание материалов и образование
настылей в отдельных участках шахты печи.
При плавке цинковистой руды происходит постепенное отложение и
накапливание летучих тугоплавких соединений цинка в верхних слоях
шихты. Опускаясь вниз,в зону высоких температур, .подобные участки
шихты являются причиной образования настылей. Это наблюдается при
содержании более 5% цинка в руде.
Если настыль не удается своевременно расплавить, ее следует удалить
механическим путем. Сперва при помощи разогревательной колоши
настыль подплавляется в нижней ее части, над фурмами. Верхняя часть
настыли отводится затем от стен печи при помощи тяжелых рельсов с
заостренными концами и разбивается на куски.
Настыли удаляются также при помощи взрывчатых веществ. Для этой
цели прекращают дутье, удаляют 1 —2 кессона и в толще наетыли
выдалбливают канал диаметром 100—150 мм и глубиной 200—300 мм. В шпур
закладывается взрывчатка. Раздробленную настыль удаляют через
отверстие в стенке печи.
§ 3. Технико-экономические показатели пяритной плавки медно-
колчеданных руд на уральских заводах
Для плавки медно-колчеданных руд в печах с открытой загрузкой
применяются ватержакеты прямоугольного, сечения с площадью сечения в
области фурм б—15 м2. Шщрина ватержакета делается равной 1.2—1.3 м.
Длина печей колеблется от 5 до 12 м. Высота печи от лещади до
загрузочной площадки составляет 5—7.5 м.
Максимальная по размерам ватержакетная печь в 37 м2 (26.4χ1.4 м)
была установлена в свое время на заводе Анаконда (США).
Конструкции отдельных деталей ватержакетов медеплавильных
заводов мало чем отличаются от ватержакетов, применяемых в свинцовом
производстве и описанных в металлургии свинца (см. часть вторая, глава VIII).
Ватержакеты для пиритной плавки делаются с закрытым колошником.
Загрузка шихты производится через дверки с обеих длинных сторон
печи. Отвод »газов из печи производится через закрытый колошник,
газоходы, пылевую камеру, электрофильтр и дымовую трубу. Газоходы
должны быть достаточного сечения и иметь минимальное количество поворотов.
В газоотводящей системе устанавливается разрежение не менее 5 мм вод. ст.
Для рассеяния сернистых газов, выбрасываемых в атмосферу, дымовые
трубы делаются высотой 100—120 м, считая от уровня колошниковой
площадки. · .
В табл. 269—273 приведены технологические и технические показатели
пиритной плавки медно-колчеданных руд по уральскому способу.
Из данных табл. 269 видно, .что руда входит в состав шихты в
количестве 66.5— 78%.«Доля кварца в шихте составляет 10—14%), известняка
4—6.5%. Расход кокса колеблется от 1.7 до 2.5%. Степень сокращения
колеблется в широких пределах, от 6 до 20 (табл. 270).

746
Часть четвертая. Металлургия меди
Таблица 269
Состав шихты пиритной плавки (%)
Завод
Кировоградский . . .
Руда
66.5
70—78
Кварц
14
10—12
Известняк
6—6.5
4—4.5
Оборотные
материалы
13—13.5
5—10
Расход
кокса
1.7—2
1.7—2.5
Таблица 270
Технические показатели пиритной плавки
Завод

Кировоградский . . .
Карабашский
Монт-Лай- (
ель \
Размеры печи
в области фурм
(мм)
длина
4260
5334

ширина
1016
1067

высота
2900
5450
Фурмы
колич.
32
48

диаметр,
мм
76
76

Степень

сокращения
6-8
8—12
18—20
17

Упругость
дутья.
мм ρ т.
120—140
140—150
150—160
220—240
Извлечение,
%
меди
85.3
85.7

серебра
92.6
Расход
кокса,
% от
веса
шихты
1.6
2.0
1-2.6
Таблица 271
Баланс продуктов пиритной плавки
Завод
Кировоградский . .
Карабашский . . .
Расход
воздуха, м3/мин.
на 1 м*
площади сечения
в области"
фурм
40—50
Оборотные
продукта
в шихте
%
11.0
5.5
Сера
в шихте
%
35
30
• Выход продуктов,
% от веса шихты
штейн
15.0
8
шлак
72.4
78.0
пыль
1.9
6.0
угар
01.7
8.0
Таблица 272
Состав шлаков пиритной плавки (в %) ·
Завод

Кировоградский . . .
Карабашский
Монт-ЛайельI
Si02
30—32
32—33
32.47
35.38
РеО +
+МпО
40—45
47—49
52.15
48.40
Al2Os
4.5
6.7
'7.22
0.5-
8.3
СаО+
+MgO
5.8
3.8—
4.5
4.77
3.35
ВаО
3—3.5
0.9
2-і-З
S ! Си
1.δ-
1.8
0.88
0.35-
0.4
0.3—
0.35
0.39
0.3—
0.4
ΖηΟ
4.5—
5.0
2.2—
2.6
1.2—
1.5
f Расход
v 1 кокса,
уд. в.іо^оОТвеса
1 шихты
3.6—
3.75
1.7—
2.0
1—2.5
3-5

Глава ХГѴ. Уральский способ шахтной, пиритноіі плавки 747
Τ а/» лиц а.273
Состав штейна пиритноіі плавки (%)
Завод
Кировоградский . . .
Си
16—18
18—30
Fe
47—49
S
21 22
Zn
3.8—4
SiO,
2
А1о03
1—2
Производительность печи при пиритной плавке зависит от
интенсивности окисления сернистого железа кислородом вдуваемого через фурмы
воздуха и составляет 60—80 τ шихты в сутки на 1 м2 площади сечения в
области фурм.
Выход шлака колеблется от 72.4 до 78% веса шихты (табл. 271).
В шлаках содержится 30—35% SiOa; 45—52% FeO; 3.8—5.8% CaO; 0.3—
0.4%)Си (табл. 272). Содержание меди в штейнах колеблется от 16 до 30%
(табл. 273).
Потери меди со шлаком достигают.8—14%.
Некоторая часть меди теряется с пылью, выносимой газами через
дымовую трубу в атмосферу. Вынос пыли при ватержакетной плавке
зависит от содержания мелкой фракции в шихте, крепости руды и
способности ее к декриптации и величины упругости дутья при среднем шь
стоянном противодавлении столба плавильных материалов. При
крупнокусковой шихте вынос пыли не превышает 2%. При наличии мелочи в
количестве 30% вынос пыли увеличивается до 8% веса шихты.
Из всего количества пыли, выносимой током газов из печи, около
80% ее оседает в пылевых камерах, а 20%, улетает в трубу. Пыль из камер
содержит до 2.7% Си; пыль, выносимая в атмосферу, — 0.88% Си.
Из всего количества меди в пыли, выносимой из ватержакета,
7.5% теряется безвозвратно. Цинк теряется в значительно большем
количестве. Вместе с газами, выбрасываемыми через трубу в
атмосферу, теряется около 50% цинка, уносимого из ватержакета. Столько
же теряется с газами и свинца.
Золото и серебро теряются с пылью в несколько больших количествах,
чем медь. Потери благородных металлов с газами через дымовую трубу
составляют около 12% общего содержания металлов в пыли.
Г л а в а XV
РАЗНОВИДНОСТИ ШАХТНОЙ ПЛАВКИ МЕДНЫХ РУД
(ПОЛУПИРИТНАЯ, СОКРАТИТЕЛЬНАЯ,
ВОССТАНОВИТЕЛЬНАЯ ПЛАВКА)
§ 1. Полупиритная плавка
По мере уменьшения количества пирита в руде, используемого прщ
плавке в качестве горючего, недостающее для процесса тепло
компенсируется горением кокса, прибавляемого к шихте. Чем меньше в руде
содержится пирита, тем больше, соответственно, приходится прибавлять
углеродистого горючего.

748
Часть четвертая. Металлургия меди
Цри некотором, минимальном, количестве серы в шихте все тепло,
необходимое для процесса, получается за счет горения кокса.
Имеющаяся в шихте сера в этом случае используется, преимущественно, на
образование штейна.
При отсутствии в шихте необходимого для образования штейна
количества серы, как например, в случае плавки окисленных медных
руд, продуктом плавки является металлическая медь.
Таким образом, от чисто пиритной плавки на штейн до
восстановительной плавки медных руд на металл могут иметь место промежуточные
процессы с различными соотношениями между пиритом и коксом.
Плавка медно-колчеданных руд, в которой горючим наряду с сернистым
железом является кокс, носит название полупиритной (semipyrite)
(правильнее — коксо-пиритной).
При полупиритной плавке содержание серы в шихте колеблется
от 8 до 30%, а расход кокса, соответственно, равен 12.5—4.5%.
При полупиритной плавке кокс сгорает в фокусе печи за счет
кислорода вдуваемого в печь воздуха. Кварцевый скелет почти отсутствует.
Окисление сульфидов железа в фокусе печи, вследствие этого, имеет
малое распространение.
Состав шлака при полупиритной плавке может меняться в довольно-
широких пределах за счет добавляемых флюсов: кварца и известняка.
Высокие температуры в фокусе печи, достигаемые при горении кокса,
позволяют вести процесс полупиритной плавки на шлаках с более-
высоким, чем при циритном процессе, содержанием кремнекислой*
и извести.
При полупиритной плавке возможно получение шлаков с широкими
пределами колебаний отдельных составляющих: Si02 от 30 до 48%: FeO
от 20 до 50%; СаО от 2 до 32%; А1203 от 5 до 17%.
Благодаря устойчивости теплового режима, при полупиритной
плавке могут быть подобраны наиболее быстро образующиеся легкоплавкие
шлаки при минимальном расходе флюсов.
В табл. 274 приведены основные технико-экономические показатели
полупиритной плавки медно-колчеданных руд.
Основным технико-экономическим показателем плавки
медно-колчеданных руд в ватержакетнои печи является величина удельного проплава
шихты, отнесенного к квадратному метру площади сечения в области
фурм. На различных заводах, выплавляющих штейн из медных руд в
ватержакетах по способу полупиритной плавки, удельный суточный проплав
шихты колеблется в широких пределах: от 55 до 103 τ на 1 м2 площади
сечения в области фурм.
Производительность ватержакетнои печи, при полупиритной плавке
зависит от многих факторов: физических свойств ингредиентов шихты
и их минералогического состава, типа выбранного шлака, скорости
горения топлива и др.
Газовое пространство печи непостоянно по форме и объему и меняется
непрерывно сообразно движению шихты сверху вниз и физико-химическим
процессам, протекающим в печи.
Кусковое состояние ингредиентов шихты и топлива, загружаемых в
печь, является необходимым условием нормального хода шахтной
плавки. От однородности физического состава шихты и топлива
зависит равномерное распределение газового потока, правильный нагрев-
и нормальное протекание реакций. ■ .
В шахтную печь должна поступать руда с размерами кусков от.
30 до 150 мм. Мелочи с размерами кусков 10—30 мм не должно быть.

Таблица 274
Завод
Карабашский . .
Кировоградский ·
Грѳнби
Гарфилд ....
Мэзон Велли . .
Балаклала . . .
Анаконда ....
Кананеа ....
Основные
Состав
% Си
2.4
2.5
4.83
2.5—8.0
4.0
2.23
5.21
G.39
4.4
ШИХТЫ
% s
—
—
25.18
8—15
8.20
29.7
11.40
17.lt
25.0
показатели полупиритиои.
Расход
ионса,
% от
шихты
5.34
4.32
4.83
G.6—9.0
11.00
5.00
—
—
—

Фурменное

отношение
—
—
G.62
7.-9
6.82
G.22
—
—
—
τ шихты
на 1 м·
сечения
печи
55.8
71.9
GG.6
78—103
81.0
90.0
—
—
—
плавки медно-колчеданных
Меди
в штейне,
%
21.3
2G.0
15.0
20-50
40—50
12. ?8
4G.3G
37.4
24.0
SiO,
3G.0
—
37.7
- 40.6—
44.1
42.5
38.2
40.0
39.0
42.0
FeO
40.0
—
40.9
30.6
2Г..1
38.5
22.4
36. 3
36.0
РУД
Состав шлака, %
СаО
7.0
—
7.4
MgO
—
—
2.5
• г '
23.6
25.5
12.5
26.8
11.1
—
—
0.5
—
А1203
7.0
—
7.2
3.1
4.G
6.0
G.4
9.2
6.1
Си
0.25
— ■
0.24
0.40
0.40
0.15
0.3
0.4
0.3

750
Часть четвертая- ЛIета.і.іуреия меаи
больше 10%. Плавки, проведенные на Карабашском заводе инж.
Н. К. Кондратюк с негрохоченной и частично отгрохоченной рудой,
показали влияние физических свойств руды на удельный проплав медно-
колчеданных руд в открытой шахтной печи. Результаты плавок
приведены ниже.
Грохоченной руды, % ° 3° 40 '2
Негрохоченной руды, % 100 70 60 28
Уд. проплав (т/м2 площади сечения в области
фурм) 30.2 32.8 38.3 51.5
С некоторым приближением можно считать, что каждый процент
мелочи в шихте снижает на 1% производительность печи.
Весьма важным фактором, влияющим на производительность печи,
является состав шлака.
В табл. 275 показана зависимость между составом шлака и
удельным проплавом шихты
Таблица 275
Производительность шахтных печей при полупи рптной плавке в зависимости
от состава шлака
Завод
Показатели
Гренбн
Балак-
лала
Шенон-
Коппер
36.3—40.5
:8.8—35.2
19.2—24.0
7.1—9.3
0.52—0.58
2.8—3.8
5.6—7.6
12.5
9.62
77.0
66—78
45—50
Гарфіілд
40.6
30.6
23.6
3.1
0.4
2.5—8.0
8—16
6.G—9.0
7. У
77.0
78—103
20—50
Мэзов
Волли
42.5
26.1
25.5
4.6
0.4
4.0
8.2
11.0
6.82
96.5
81
40—50
Состав шла
SiO,
FeO.
CaO
MgO
АІ203
Си .
.1!
R
ка (%)
%
Кокса в шихте, %
Фурменное отношение
Количество воздуха на
сечения печи, м3/мин.
Удельный проплав, т/м2
Си в штейне; % . . . .
37.7
42.9
7.4
2.5
7.2
0.24
4.16
25.18
4.83
6.62
69.0
66.6
15.0
38.20
38.50
12.5
6.0
0.15
2.23
£9.70
5.0
6.22
66.0
90.0
12.4
Как видно из приведенных данных, оптимальными являются шлаки,
содержащие:
а) 12.5«ДСаО; 38«/0SiO2; 38»/oFeO;
б) 25°Л.СаО; 42,5«/о8Юг; 26«/oF30.
Температура плавления этих шлаков находится в пределах 1100°.
На производительность ватержакетной печи при к'оксо-пиритной плавке
значительное влияние оказывает скорость горения топлива в фокусе печи.
Скорость горения кокса и пирита определяется расходом воздуха в
единицу времени: чем больше сгорает топлива в единицу времени, тем
выше температура печи и больше ее производительность. Для интенсивного
сгорания топлива необходимо регулировать соответствующим образом
количество и упругость подаваемого в печь воздуха, что зависит от
.физических свойств шихты, высоты столба плавильных материалов, площади
фурменных отверстий и т. д.

Глава XV. Разновидности шахтной плавки медных руд 751
Влияние фурменного отношения, т. е. отношения площади всех фурм
к площади сечения печи в области фурм, на производительность печи
показано в табл. 276.
Таблица 276
Зависимость производительности печи от общего сечеі;ия фурм
Показатели
Фурменное отношение
Диаметр фурм, мм
Количество воздуха на 1 и'2 сечения
печи в области фурм, м3/мин. . . .
Удельный проплав, т/м2
Рудная плавка
3.95
82.0
58.5
41.0
4.42
113
58.5
42.0 ■
4.42
из
68.2
52.6

Концентрационная плавка
4.66
101
58.5
44
5.94
101
74.5
56.5
Ыз таблицы видно, что с увеличением фурменного отношения
повышается количество вдуваемого в печь воздуха и соответственно возрастает
удельный проплав шихты.
Помимо высокого фурменного отношения для интенсивного сжигания
топлива имеет значение также диаметр фурм. Большое количество фурм
малого диаметра способствует более равномерному распределению воздуха
и лучшему сжиганию топлива в печи.
В табл. 277 приведены анализы колошниковых газов при полупирит-
ной плавке.
Таблица 277
Анализы колошниковых газов при иолупиритной плавке (в объемных процентах)
СО,
10.S0 .
6.49
6.3
S02
2.5
1.3
5.4
СО
2.15
—
—
оа
8.0
10.19
8.0
soa
0.086
—
Н20
Я. 49
—
X,
—
78.13
80.3
Как видно из анализов колошниковых газов, содержание S02
колеблется от 1.3 до 5.4%, а С02 от 6.3 до 10.9%.
§ 2. Сократительная (концентрационная) плавка штейнов
Сократительной плавкой называется процесс обогащения штейнов с
малым содержанием меди способом вторичной переплавки в шахтной печи.
За счет дополнительной десульфуризации и ошлакования части железа
при сократительной плавке получаются штейны с повышенным
содержанием меди.
Степень десульфуризации при сократительной плавке ввиду слабо
выраженного кварцевого профиля шахтной печи составляет 35—50%.
Предварительным обжигом первичных штейнов возможно значительно
увеличить общий процент десульфуризации и получить вторичные штейны
с высоким содержанием меди.

752
Часть четвертая. Металлургия меди
Сократительная плавка штейна практикуется при переработке медно-
колчеданных руд по медно-серному способу. В данном случае
преследуется цель дополнительно извлечь часть серы в элементарном виде,
поскольку сернистые газы сократительных печей направляются в
общую газовую систему. Применением сократительной плавки возможно
соответственно уменьшить мощность конвертерного отделения.
В табл. 278 приведены основные показатели сократительной плавки
медных штейнов на медно-серных заводах.
Таблица 278
Основные показатели совратительной плавки штейнов
Показатели
Единица
измерения
От
До
Проплав шихты на 1 м2 площади в
области фурм
Кварца в шихте от веса штейна....
Известняка в шихте от » » ....
Расход кокса от » » ....
» коксика » » » ....
Расход воздуха на 1 τ штейна
Расход воздуха в час
Давление дутья
Температура газов у выхода из печи . .
Содержание меди:
в штейне
в шлаке
Степень сокращения
τ
%
%
%
%
м3
м>
мм Н20
°С
%
%
28
39
7
6.7
8.6
920
5500
500
250
31
0.47
2.0
45
45
10
8.7
10.6
1270
8100
1000
350
40
0.86
2.7
Как видно из данных таблицы, степень сокращения составляет 2—2.7.
В табл. 279 приведены анализы штейнов до и после сократительной
плавки.
Таблица 279
Изменение состава штейна при сократительной плавке (%)
Завод
Медногорский .
Штейя
Рудный
Концентрацйон-
Рудный
Концентрацион-
Си
11.26
24.40
14
40
S
25.11
25.67
Fe
65.57
45.92
Si02
1.12
1.10
CaO
0.5
0.79
MgO
0.22
0.29
Al2Os
1.91
2.03
Содержание меди в штейнах в результате сократительной плавки
повышается с 11 до 40%.
Составы шлаков сократительной плавки медных штейнов -приведены
в табл. 280.
Проплав шихты при сократительной плавке колеблется от 28 до 45 τ
па 1 м2 площади в области фурм.
Расход крупнокускового кокса достигает 8.7% веса проплавляемого
штейна.

Γ.ιαβα XV. Разновидности шахтной п.іавки медных руд 753
Τ а б л и ц a 280
Состав шлака сократительной плавки медных штейнов
Завод
Медногорскпіі . .
Си
0.45—
—О.В
0.54
SiO,
Fa j CaO | MgO
І ι
ЛЬО» Zn
! ι
34. И',— | 43.18— ι .4.57— "0.3— 2.27—
—35.8 ! —44.Г, і — 4.33 --0.43 ! -2.44
33.21) | 42.5 j 5.04 0."5 ο.·.;4
1.20
§ 3. Восстановительная плавка мсдьсодераіащих материалов
Восстановительная плавка окисленных природных руд или
обойденных намертво сульфидных медьсодержащих материалов имеет
ограниченное распространение. Более часто восстановительная плавка
применяется в отношении отходов производства, в которых медь содержится
в окисленном состоянии в виде свободных окислов СиО, Си20 или
связана в сложные соединения — силикаты Cu30-Si02 н ферриты
Си20-Ре203меди.
Восстановление структурно свободных окислов меди СиО и Си20 при
помощи углерода и окиси углерода протекает достаточно легко благодаря
их относительно высокой упругости диссоциации.
• Восстановление окислов меди окисью углерода протекает по следующим
реакциям:
1) 2СиО + СО = CujO + С02 + 33 300 кал.
2) Си.,0 + СО = 2Cu + СО, + 27 20") »
3) СиО + СО'= Си + СОа + 30 300 »
Вычисленные константы равновесия реакции
приведены в табл. 281 и 282. *
Таблица 281
Зависимость константы реакции 2СиО+С0=Си20+С0о от температуры
Температура, °С
igi
Рс0(мм рт. ст.)
СО в газовой смеси, % . . .
500
10 1)11
|
—9.05 ι —5.:»
— 0.003
— ι 0.0004
1
12 0 0
—4.52
0.024
' "О". 003
Таблица 28 2
Зависимость константы реакции 0u2O + t'0=20u+C02 от температуры
ТеМиерагура
\а К
Рсо(.\ім рт. ст.) .
°с
900
—4. ου
0.021
1050
—4.05
0.068 -
1083
—3.95
0.085
48 Металлургия тяжелых цветных металлов

754
Чагтъ четвертая. Металлургия меди
Как видно из данных таблицы, восстановление меди пз ее окислов при
помощи окиси углерода может протекать при весьма малых концентрациях
восстановителя в газовой фазе.
Восстановление закиси меди твердым углеродом протекает по реакции
Си20 + С = 2Си + СО. Температура начала восстановления Си20
углеродом равна 160°.
Восстановление окиси меди углеродом протекает по реакции
СиО + С = Си + СО.
Температура заметного восстановления окиси меди углеродом равна
390-440°.
В природной окисленной руде медные минералы наиболее часто
представлены углекислыми и сернокислыми соединениями: азуритом
2CuC03-Cu(0H)2; малахитом CuC03-Cu(0H)2; халькантито.м CuS04-5HaO
и др.
При нагревании минералы диссоциируют по уравнениям:
ЗСиСОз-Cu (ОН), = 4СиО;+ ЗС02 + Н20,
CuS04-5H20,= СиО + S02?+ γ202 + 5HsO.
В присутствии раскаленного углерода может иметь место реакция
2CuS04 + 3C = Cu2S + S02 + ЗСОа с образованием полусернпстой меди.
Кремнекислый медный минерал типа хризоколлы CuSi03-2H20,
либо медь, ошлакованная в виде силиката или феррита,
восстанавливается до металла при более высоких температурах и концентрациях СО в
газах, чем свободные окислы. Восстановление меди из сложных
соединений ускоряется в присутствии окиси кальция, согласно уравнениям:
CuSi03 + СаО + СО = Си + CaO -Si02 + С02)
СиО-Fe,03 -+- CaO + СО = Си + СаО -Fe203 + С02.
Если в шихте содержатся сульфиды меди, .тоследние могут также
реагировать с углеродистым восстановителем.
Разложение полусернистой меди углеродом протекает по следующему
уравнению:
2Cu3S + С = 4Cu + CS2.
Значения ^константы равновесия этой реакции, выраженной формулой
К = Pes»; приведены ниже.1
г, °С . . . ?0б 1009 1100
Яр 1.7-10-3 1.03-ΙΟ"8 S.98-10-8
Приведенные значения константы указывают на малую восстанови-
мость Cu2S твердым углеродом.
Если в процессе восстановительной плавки образуется металлическое
железо, то последнее реагирует с полусернистой медью с образованием
металлической меди по уравнению
Cu2S + Fe = 2Cu + FeS.
гРаггаѵапо, Gaz. ch. it. 5S, 278,1929.

Глава XV. Разновидности шахтной плавни медных руд 75<7
При наличии в шихте сернистых и кислородных соединений меди п.
тесном их взаимодействии может также иметь место реакция
Cu2S -J- 2Cu,0 = 6Cu + SO.,
с образованием металлической меди и сернистого газа.
Восстановительная плавка материалов, содержащих кислородные*
соединения меди, проводится в шахтных печах ватержакетного типа.
Состав шлака шахтной восстановительной плавки может варьировать
в широких пределах. Содержание меди в шлаках восстановительной
плавки довольно высокое: в пределах 0.7—1.0% Си.
При восстановительной плавке в медь переходят также другие
цветные металлы и некоторое количество металлического железа.
Медь, получаемая при восстановительной плавке, называется «черной*
вследствие сильного загрязнения ее примесями в отличие от более чистой.
«черновоіЬ меди, получаемой в результате бессемерования штейнов.
48*

Ра.-ide.t Д
ПЕРЕРАБОТКА ШТЕЙНОВ
Τ .ι α в а XVI
БЕССЕМЕРОВАНИЕ ШТЕЙНОВ
§ 1. Сущность процесса
Процесс бессемерования заключается в том, что через расплавленный
штейн продувается под давлением воздух. При этом сульфиды металлов
окисляются по общей реакции
MeS + lVi04 = МеО + S02 + Q.
Из сульфидов металлов первым окисляется сульфид железа, затем
сульфид цинка и, наконец, сульфид свинца. Все реакции окисления
сульфидов металлов экзотермичны:
FeS + 1Х/А = FeO + S02 + 117 ТЧо кал.
ZnS + 1VjO„ = ZnO + S03 + НО 060 »
PbS + IVsOj = PbO + S02 + 101 400 »
Образующаяся закись железа ошлаковывается кремнекислотои,
которая прибавляется в конвертер в виде кварца, по реакции
2FeO + SiOj = 2FeO ■ SiO... .
Если при продувке образуется закись меди, последняя в присутствии
FeS обратно сульфидизируется по реакции
CuaO + FeS = Cu,S + FeO.
Окислы свинца и цинка при бессемеровании частью улетучиваются,
частью связываются кремнекислотои и остаются в конвертерном шлаке.
При недостатке кремнекислоты железо окисляется до окиси, которая
образует с основаниями шлак, состоящий из ферритов металлов МеО·
• Fe203. Стадия процесса, при которой происходит окисление
сульфидов железа, цинка и свинца, называется первым периодом
бессемерования. Конечным продуктом первого периода
бессемерования является белый штейн Cu2S, или файнштейн.
После окисления сульфидов железа, цинка и свинца начинается
реакция сульфида меди с кислородом
CutS + 1VA = Gu20 + S02 4- 92 760 кал.

Глава XVI. Бе:семеровашіе иітеішоч
757'
Получающаяся закись меди реагирует с остающейся полусернистой
медью по уравнению
Cu,S + 2CuiO = 6Cu -г SO,.
Упругость S02 последней реакции при 1051.5° составляет 6.46 ат.
При непрерывном удалении S03 из конвертера реакция между Cu,S и
Си20 протекает практически до конца.
Суммарный тепловой эффект реакций окисления сульфида меди и
взаимодействия между Gu2S и Си20 положителен.
Процесс получения металлической меди в конвертере называется
вторым периодом бессемерования штейна.
При окислении" сульфидов выделяется достаточное количество тепла,
что делает возможным ведение процесса без подогрева извне.
β
В
При бессемеровании сернистые газы вместе с. летучими соединениями
металлов непрерывно удаляются из конвертера и отводятся в котрель,
в котором улавливается пыль. Газы после очистки могут быть
использованы для производства серной кислоты. Конвертерные шлаки сливаются
периодически.
После окисления и ошлакования определенного количества железа,
свинца и цинка сливают шлак и подают в конвертер свежую порцию
штейна и кварца. Заливка свежего штейна и загрузка кварца продолжаются до
тех пор, пока в результате бессемерования в конвертере не накопится до-

758
Часть петпрріпая. Металлургия меди
статочное количество белого штейна Cu2S. После удаления последнего
шлака присадка кварца прекращается, и белый штейн продувается на
черновую медь.
§ 2. Конвертеры
Бессемерование штейнов производится в конвертерах. Последние
представляют собой железные сосуды, футерованные изнутри магнезитовым
кирпичом. Конвертеры имеют вращение вокруг горизонтальной оси.
Загрузка конвертера штейном и флюсами, слив жидких продуктов
и отвод газов производятся через отверстие, называемое горловиной.
Последняя бывает круглой или четырехугольной формы.
Во время продувки горловина подводится под напыльник,
сообщающийся с пылеуловительной установкой. Воздух подается через фурмы,
располагаемые несколько ниже уровня жидких продуктов в конвертере.
Различают два типа конвертеров: вертикальные и горизонтальные.
Фиг. 30S. Вертикальный грушевидный конвертер (общий вид):
л— в рабочей положении (под дутьем); б —в наклонном положении (слив жидких продуктов)
а) Вертикальный конвертер—имеет грушевидную форму (фиг. 307).
Диаметр (внешний) бочкообразной части конвертера делается от 2.44 до
6.1 м. С боков конвертера имеются два обода, опирающиеся на две пары
роликов. С одной стороны обод и ролики делаются зубчатыми. При
вращении роликов конвертер наклоняется вокруг горизонтальной оси.
Горловина находится в верхней суженной части конвертера. Воздух подается
через фурмы, расположенные по дуге с задней стороны конвертера. На фиг.
308 показан общий вид грушевидного конвертера.
В табл. 283 приведены основные размеры конвертеров вертикального
типа.
б) Горизонтальный конвертер—имеет цилиндрическую форму (фиг. 309).
Диаметр конвертера делается от 3 до 4 м; длина от 6.11 до 9.15- м.
Железный кожух изготовляется из котельного железа толщиной 25 —
32 мм. Конвертер двумя опорными кольцами покоится на четырех парах
роликов.
Вращение конвертера осуществляется при помощи зубчатой передачи.
Большая шестерня делается по всей окружности кожуха либо только

Γ.ιαβ/j XVI. Бессемерование штейнов
709

760
Чйгть четвертая. Металлургии .unlit
Размеры вертикальных копвертеров
Τ а Г» л и ц а 283
IЬч;а.-і;пѵліI
Едішшш
ΠΠΜι'ρΐ'-
ніім
Диаметр бочки (внешний) .
Высота бочки
Высота конвертора
Диаметр горлошшн ....
Емкость по меди
Число Фурм
Диаметр фурмы ....
Количество воздуха и 1 міш
Давление дутья
Вес конвертера с кладкоіі
Мощность могора
τ
HIT.
MM
ма
а т
τ
л. с.
2.44
2. И»
3.68
1.02
(>-8
Ι.Ί
.42
3.05
2.08
3.50
1.22
10—1 I
14
.42
loo
0.8—Ο.ίΐ
ΊΟ
2.30
4.18
1.8—2.1
12—10
15—-22
82—44
100—230
0.8—1.0
80
40
fi.1
2.Λ4
5.38
2.44
20—25
31
44.5
340—425
1.0
240
100
на части ее. Скорость вращения конвертера составляет 0.39—0.G35
об/мин.
В середине кожуха прорезывается отверстие, над которым
устанавливается несколько наклонно горловина.
С торцов конвертера расположены „пушки" для подачи флюсов.
Воздух подводится через подвижное сочленение к трубе, проложенной на
Фиг. 310. Горизонтальный конвертер (оПщпП вид со стороны
фурм)
кожухе вдоль оси конвертера. От воздухопроводящеіі трубы к каждой
фурме идут гибкие фурменные рукава. Фурмы располагаются по
образующей цилиндра в задней части конвертера. На фиг. 310 показан общий
вид горизонтального конвертера.
В табл. 284 приведены основные размеры горизонтальных
конвертеров. Наиболее распространены конвертеры размера 3.66 χ(3.11 м.
в) Детали конвертеров. Кладка конвертеров выполняется из
магнезитового кирпича впритир на растворе из магнезитового порошка и жид-

Γ,ιααα XVI. Бессемерование штейнов
761
Таблица 284
Показатели
Длина кожѵха .
Диаметр кожуха
Размеры
горловины
Емкость по меди
Число фѵрм . .
Диаметр фурмы .
Количество
воздуха в 1 мин. . .
Давление дутья .
Вис конвертера
с кладкой . . .
Мощность мотора
Размеры горизонтальных
Единица

измерения
м
і>
»
τ
шт.
мм
м»
ат
τ
л. с.
конвертеров
Завод
Карабаш-
СIіПІI

Кировоградский
7.88 ! 7>S
3.05
,0 = 0.84
30—40
15
44.5
120
1.0—1.1
130
40
3.0ό
0=1.5
30—40
2G
44. Γ)
',00
0.M- 1.0
135
40
Красно- 1
уральский !
1
Г,. И
3. Гі(>
1
IЛ'8ѵ 1.70 1
30
28
38
180 1
1. I>
170
40 ;
і
(.'редне-
ypa.n.i'Kiiii
',ι. 1 Г.
4.0
1.83 ; Ι.'.'Ό
fill— 80
Ί3
44.5
COO
1.0
300
87
Иоранда
7. ''3
3.f.f.
0--1.O
30—40
40
38
425
0.8
—
~
кого стоила. Между кирпичной
кладкой и кожухом оставляется
зазор, заполняемый смесью из
магнезитового порошка и глины (так
называемая забутка).
Вертикальный конвертер
футеруется двумя рядами 230-мм
магнезитового кирпича.
Футеровка горизонтального конвертера
выкладывается из 330-мм
радиального кирпича. Ширина забутки
330 мм. Фурменный пояс
выкладывается из 157-мм кирпича.
Фиг. 311. Фурменное устройстио кот-шер- Фиг. 312. Шариковый клапан
тера ш — шарик; с—канал к фурменному отверстию;
1 -воздухоподводящая труба; 2-фурмешшіі " -канал к воздушному рукаву
рѵкав; з — фурменная коробка; 4 — фурменныіі
канал; 5 — шарик клапана; 6 — гайка

762
Часть четвертая. Мета.пургц.ѵ меди
Фурма (фиг. 311) состоит из трех частей: тела, патрубка и фурменной
трубки.
К телу фурмы привинчивается автоматический шариковый клапан
(фиг. 312). Шарик клапана при прочистке отодвигается ломком вперед
и внерх.
Пушка (фиг. 313) для подачи измельченного флюса состоит из
трубы в виде тройника. Одним горизонтальным концом труба
приставляется к отверстию в торце конвертера. Через другой горизонтальный
конец подается под давлением воздух. К отверстию вертикального патруб-
Фнг. 313. Пушка для загрузки кварца в конвертер
1 - бункер; 2 - шибер; 3 — гляделка; 4 — воздушный патрубок; 5 — подача воды
для охлаждения; 6 — отвод воды
ка присоединен приемный бункер для измельченного флюса. Вдувание
кварца производится воздухом. Производительность пушки колеблется
от 0.3 до 2 т/час. Пушка работает периодически.
Ковши (фиг. 314) для штейна и конвертерного шлака применяются
стальные. Полезная емкость ковшей составляет 3.24 м3 (16.5 τ штейна)
или 4.25 м3 (22.5 τ штейна).
§ 3. Исходные материалы
В конвертер заливается жидкий штейн, загружаются кварц и
холодные присадки и вдувается через фурмы воздух.
а) Штейны. Состав медных штейнов, поступающих на бессемерование,
варьирует в значительных пределах. В чисто медных штейнах при
содержании меди от 7 до 50% количество серы меняется от 23 до 27%. При
повышении содержания меди от 50 до 80% количество серы снижается с 23 до
20%. В штейнах в пределах 7—35% Си сумма Си + Fe + S в среднем
составляет 90.%.
Помимо основных компонентов в штеі^нах содержатся цинк, свинец,
никель, мышьяк, кислород, драгоценные металлы, шлаковые включения.
Содержание цинка колеблется от 2 до 4%; (А1203 + Si02)oT 3 до 6%;
ffi® + ^§0 + ВаО) — до 1 %. Магнетита в штейнах содержится до 15.5%
(7.71% 02). Бедные штейны отличаются более высоким содержанием

Г.men XI'/. Бггее.иерование іінпешіов
763
(кислорода, чем богатые. В медно-свинцовых штейнах содержание
свинца составляет 10—15%. В медных штейнах (топах), получаемых при
разделении медно-никелевого файнштейна, содержание никеля доходит до 2 %.
б) Флюсы. Флюсом при бессемеровании штейнов является кварц.
Б качестве кислого флюса применяются окисленные медные или
кварцевые золотосодержащие руды. Для регулирования температуры в кон-
Фиг. 314. Ковши для штейна и меди
α — вид сбоку; б — вид спередп; в — план; з — сечение по сливу
вертере пользуются разным содержанием кремнекпслоты в кварцевой
руде. При бедных штейнах (15—20% Си), когда количество тепла,
выделяемого при окислении и шлаковании, значительно, при отсутствии
холодных присадок кварцевый флюс может содержать 55—65% Si02. При
холодном ходе конвертера рекомендуется прибавлять чистый кварц.
Расход кремнезема на 1 τ черновой меди составляет 1030—720 кг при
содержании меди в штейне от 22 до 30% Си и 600—450 кг при увеличении
меди в штейне до 37.0% Си.
При 15 % меди в штейне на 1 τ черновой меди расходуется до 2 τ
кремнезема-

764
Часть четвертая. Металлургия меди
Кварцевыіі флюс должен тщательно дозироваться. При недостатке
кварца операция бессемерования затягивается. Получается ферритный
шлак. Перевод железа в шлак замедляется. Процесс характеризуется
горячим ходом. При избытке флюса конвертер охлаждается. На
поверхности плавают кучи кварца, нарушающие правильную циркуляцию
жидкой ванны.
в) Холодные присадки. Для регулирования температуры при
конвертировании, которая не должна превышать 1200° во избежание быстрой
коррозии магнезитовых стенок конвертера, практикуется прибавление
холодных присадок, как дробленый штейн, рафинировочные шлаки,
корки конвертерных шлаков из ковшей, медный скрап, конвертерная
пыль, медные концентраты, цементная медь и т. д.
Кусковой материал размерами 70 — 70 мм загружается совками,
сыпучий при помощи пушки.
г) Дутье. Воздух для бессемерования подается в конвертер при помощи
воздуходувок под давлением 1—1.5 ат. Через 1 см2 свободного сечения
фурмы проходит в среднем 0.9 м3 воздуха в 1 мин. Степень использования
вдуваемого воздуха составляет 80%, снижаясь в некоторых случаях
до 60%. Чем меньше диаметр фурм, тем мельче пузыри и тем выше
коэффициент использования воздуха.
Наибольшие потери воздуха приходятся на утечку через подвижной
воздухопровод и фурмы. Эти потери составляют 8-45% количества
вдуваемого воздуха. Через футеровку и при поворотах конвертера
теряется 3—5% воздуха. Не используются в самом конвертере при
продувке 2—8% кислорода воздуха.
Расход воздуха на 1 τ черновой меди определяется концентрацией меди
в штейне. В табл. 285 приведена зависимость между содержанием меди
в штейне и расходом воздуха на 1 τ металла.
Таблица 285
Расход воздуха в зависимости от содержания
меди в иггеііне
% Си ■
15
Hi
22—25
•26—:і5
3R—40
',0—5(1
1'ііочод тюядуха на 1 τ чічіічі-
noit меди (тыс. м3)
25.0
19.0
12./,— 11.0
Я.0—f>.(>
Ιϊ. 2—Ί. 0
h. Ι>--3.1.)
Ι μ3 воздуха окисляет 0.23—0.25 кг железа. На 1 м3 воздуха
приходится 0.1—0.13 кг кремнезема.
§ 4. Продукты бессемерования
При "бессемеровании получаются следующие продукты: белый штейн,
конвертерные шлаки и сернистые газы в результате первого периода
бессемерования; черновая медь и сернистые газы — при втором периоде
бессемерования.
а) Белый штейн—является конечным продуктом первого периода-
бессемерования. В нем содержится от 72 до 81.72%Си; 15.35—22.16% S;
0.2—5.3% Fe; 0.05% Zn и другие примеси.

r.rjea XVT: Бессемерование иішешюе 765
Конец первого периода узнается по пробе и интенсивности выделения
■сернистого газа. В изломе белый штеіін имеет крупнокристаллическое
строение. Температура белого штейна в конвертере равна 1275° (Чистая
Cu2S плавится при ИЗО0.)
б) Конвертерные шлаки. Отличительной особенностью конверторных
шлаков является присутствие в них значительного количества магнетита, в
пределах 15—20%. Нахождение магнетита в конвертерных шлаках вытека -
ет из самого механизма процесса бессемерования штейнов. В области фурм,
в зоне окислительного действия вдуваемого в конвертер кислорода
воздуха, сульфид железа окисляется до FeO. Закись железа реагирует с кремне-
кислотой кварцевого флюса, образуя силикат закиси железа, состав
которого соответствует формуле 4FeO-3Si02. При недостаточном контакте
между закисью железа и кварцем, плавающим на поверхности ванны,
часть закиси окисляется до магнитной окиси. Магнетит под действием
сульфидов и кремнекислоты может разложиться по следующим реакциям:
3Fe304 + FeS = lOFeO + SO.,,
2Fe304 + Cu2S =6FeO + S02 + 2Cu,
3Fe304 + 10SiO2 + FeS = 10 (FeO -Si03) -p SO,.
Так как реакции химической диссоциации магнетита сульфидами и
кремнекислотой требуют высокой температуры в пределах 1200—1250°,
которая не обеспечивается тепловым режимом конвертера, большая часть
образовавшегося магнетита остается неразложенной и переходит в шлак.
Таким образом, шлаки, получаемые при бессемеровании медных штейнов,
определяются системой
FeO — Si02 — Fe203.
Количество магнетита в конвертерных шлаках, находится в
зависимости от содержания кремнекислоты: чем больше Si02, тем меньше в
шлаках содержится Fe304.
Содержание магнетита в конвертерных шлаках в ходе бессемерования
не остаетбя все время постоянным. В зависимости от стадии
бессемерования меняется отношение между магнетитом и силикатом железа в
шлаках. В начале процесса магнетит разлагается избытком сульфида железа.
По мере уменьшения содержания FeS в штейне количество Fe304 в шлаке
увеличивается.
При бессемеровании штейнов с малым содержанием меди в
конвертере развиваются высокие температуры, что способствует получению
более основных шлаков. При холодном ходе конвертера шлаки получаются
кислые.
Применение пушки для загрузки флюса способствует хорошему
контакту между жидкой ванной и кварцем, вследствие чего шлаки
получаются с высоким содержанием кремнезема.
Для сохранения магнетитовой футеровки конвертера работа ведется
на шлаках с повышенным содержанием железа. С другой стороны, для
уменьшения количества магнетита в отражательной печи и лучшего обез-
меживания шлаков необходимо работать на шлаках с высоким содержанием
кремнекислоты. В каждом отдельном случае устанавливается
оптимальный состав шлака. На практике содержание кремнекислоты в
конвертерных шлаках варьирует от 18 до 28%;. железа — от 56 до 46%.
Содержание меди колеблется от 1 до 4%. Чем быстрее сливаются шлаки,
тем больше увлекается меди. Кислые шлаки содержат меньше меди,
чем основные.

766
Часть четвертая- Металлургия меди
Средняя температура конвертерного шлака 1150°. Количество шлака
на 1 τ штеііна зависит от содеря;ания меди в последнем: при 12%Си
получается около 1 τ шлака; при 22% — 0.75 т; при 42% Си — 0.5 т.
Удельный вес конвертерного шлака колеблется от 4 до 4.7
В табл. 286 приведены составы конвертерных шлаков.
Таблица 2SG
Анализы конвертерных шлаков при бессемеровании медных штейнов
Кнрспоград-
СКIIІІ ....
Карабаіпскніі
Красноураль-
CKIIlt "...
Карсакпаіі-
СКИІІ ....
Гарфилд . . .
Η-Кана . . .
Флин-Флон .
Норанда . . .
9Ю,
'
22.18
20.20
25.21.
I'.1.0—23.4
20.8
2I.W
.40.0
27. Я
Fc
52.47
55.40
55.0'J
50.5—55.0
45.0
47.0
39.8
48.!
ль о,
О '
. о
2.45
1. і-'4
1.54
2.7—3.3
2.88
4.4
4.7
СаО
0.44
0.45
1.52
0. Л—1.44
1.1
■ 1.7
0.5
Си
2.10
1.39 ·
I.Ь4
2!.Г>—4.5
Я.47
5.24
1.5
I..Ч
- R
—
_
1.15
—
о.я
MgO
0.30
1.15
1.0
0.Ί
в) Черновая медь—является конечным продуктом второго периода
бессемерования.
В меди содержатся следующие примеси: железо, свинец, цинк, олово,
кобальт, никель, мышьяк, сурьма, висмут, сера, селен, теллур, золото,
серебро, кислород в виде Си20 и газы.
Температура черновой меди в конвертере равна 1080—1100°.
Извлечение металла в черновую медь пропорционально содержанию
меди в штейне. При содержании 12.41%Си извлечение составляет 70%;
при 16%—81.2%; при 20%—87%; при 30%— около 90%; при 40% Си -
95—97%. Черновая медь направляется на окислительное рафинирование.
г) Конвертерная пыль. При продувке штейна выделяются газы и пыль.
Последней получается около 1%0 веса загружаемых материалов.
Среднее содержание пыли в газах составляет 16.5 г/м3. В пыли
содержится от 30 до 70% меди. Чем выше содержание меди в штейне, тем
больше ее находится в пыли. Пыль, осевшая вблизи конвертера,
отличается высоким содержанием меди. Пыль изкотрелей содержит меньше меди
и больше кварца и летучих соединений металлов: цинка, свинца, мышьяка
и др. В пыли содержится от 5 до 20%, Fe, от 1.5 до 16% Si02 и от 9 до
16%S. Пыль направляется на плавку в отражательную печь.
д) Конвертерные газы. При продувке штейна получаются газы,
содержащие SO а и S03. Состав газов не остаётся постоянным в процессе
бессемерования. В начале продувки в газах содержится меньше S02, чем к
концу Процесса. Во втором периоде S02 в газах содержится больше, чем в
первом.
При выходе из конвертера концентрация S02 в газах доходит до 16%.
Вследствие разубоживания газов воздухом в газоходах содержание
сернистого газа снижается до 2.5—4%. При соответствующей герметизации
напильника газохода содержание S02 в газах может быть достаточно
высоким.

Глава XVI. Бессемерование wmeiinon
767
Температура газов колеблется от 500° в начале первого периода
бессемерования до 1000—1100° к концу его. В течение второго периода
температура газов постепенно падает. Температура кладки на 150—200°
выше температуры газов.
§ δ. Практика бессемерования
а) Заливка штейна. При начальной зарядке конвертера в последнніі
заливается количество штейна, примерно, равное емкости аппарата за
одну операцию по черновой меди. Последующая заливка штейна
определяется содержанием меди в последнем: при содержании 15%Си
требуется залить около 5 т; от 22 до 30%Си -—5—3.5 т; от 31 до 10%
Си —3.3—2.5 τ на 1 τ черновой меди.
б) Загрузка кварца. Кварц загружается через горловину совками ем-'
костью до 6 τ при помощи мостового крана либо по трубам из бункера,
расположенного над конвертером. В обоих случаях флюс располагается'
в конвертере кучей на поверхности расплавленной массы.
Такое расположение кварца замедляет процесс ошлаковання железа
вследствие малой поверхности соприкосновения кремнезема с закисью
железа. Состав шлака получается неравномерный.
Этот недостаток устраняется при подаче флюсов при помощи пушки,
позволяющей забрасывать мелкораздробленный кварцевый флюс в
конвертер на большую поверхность ванны. Кварц ложится при этом по
всей длине конвертера равномерным слоем. Поверхность
соприкосновения увеличивается, и шлакообразование происходит интенсивно.
Шлаки получаются более кислые, с меньшим содержанием магнетита.
При вдувании кварцевого флюса при помощи пушки
содержание Si02 в шлаках может быть доведено до 25—28.5% вместо 18—23%
при загрузке шлака совком или по трубе из бункера.
в) Обслуживание конвертера. Π е ρ в ы й период. После заливки
штейна пускается дутье на неполное давление (0.6—0.9 ат). Конвертер
поворачивается в рабочее положение, и начинается продувка, которая
длится 1 час и больше. Когда вместо дождя мелких искр из горловины
конвертера начинаются выбросы крупных брызг шлака, конвертер
поворачивается, дутье останавливается, и скачивается первый шлак.
Практикуются два способа бессемерования: по первому способу после
каждого слива шлака в конвертер систематически загружаются свежие
порции жидкого штейна, флюсов и холодных присадок. Обогащение
штейна в конвертере происходит равномерно во все время
бессемерования.
По второму способу залитый до определенного уровня первичный'
штейн продувается до получения белого штейна, после чего в конвертер
заливается свежий штейн до постоянного уровня. Флюсы π холодные"
присадки загружаются по мере необходимости.
О ходе бессемерования судят: по цвету пламени, которое из
первоначального красно-фиолетового делается голубым к моменту приближения
к составу белого штейна; по выделению сернистого газа; по шуму в
конвертере и, главным образом, по отборам пробы.
Второй период. Перед получением белого штейна в конвертере
должно быть такое количество флюса, чтобы обеспечить ошлакованпе
остатков железа.
Продувка белого штейна проводится без присадок либо с прибавлением
медного скрапа. Перед получением черновой меди загружают порцию

768 ' Часть четвертая. Металлургия меди
свежего штейна для разогрева ванны. Конец второго периода узнается:
по брызгам; по цвету пламени; по пробе на ломок через фурму; по
выделяющимся газам; по гранулам отлитой в воду пробы (присутствие белого
штеііна отмечается темными налетами на гранулах).
г) Регулирование теплового режима конвертера. Бессемерование
штейнов ведется без подогрева извне, за счет тепла реакций окисления
сульфидов и ошлакования окислов. Нормальные пределы температур в
конвертере 1150—1200°. При температуре ниже 1150° шлаки получаются
вязкими с высоким содержанием меди. При температурах выше 1200°
происходит интенсивное разрушение кладки. Температура в конвертере
регулируется интенсивностью окисления сульфидов, запасом тепла в кладке
а количеством холодных присадок.
Чем беднее штейны, тем больше выделяется тепла в результате
окисления сульфида железа. Увеличение количества вдуваемого воздуха
вызывает интенсивное окисление сульфидов. Температура ванны'
повышается. Прибавлением холодных присадок температура доводится
до нормальной. В среднем холодных присадок за операцию прибавляется
15—20% веса ?кидкого штейна.
В табл. 287 приведен тепловой баланс конвертера х.
Таблица 287
Теплотой «алане конвертера при бессемеровании медных штейнов (ие.рвый
период на 100 кг штеііна)
Приход тепла
От окисления FeS .
От шлакования FeO
В С R ГО . .
кал.
26 194
81024
28 S8
110 116
О'
23.81
73.58
2.61
100
Расход тепла
С газами
С шлаками и в
белом штейне ....
На разложение . .
Потери, по разности
Всего . .
кал.
37 688
43 7)2
17 УУ2
10 724
110 116
О'
,0
34.23
39.7
1ft. 34
У. 73
100
д) Разъедание кладки и магнетитовый гарнисеаж. Разрушение
магнезитовой кирпичной кладки конвертера является следствием механических и
химических воздействий жидких продуктов при продувке ванны.
Наиболее сильные разрушения кладки наблюдаются в области фурм, где
развиваются высокие температуры и происходит активная агитация
жидкой ванны. Прочистка фурм, при которой сбиваются пристывшие корки,
является причиной механического повреждения кладки.
Для усиления прочности магнезитовой футеровки ее пропитывают
окисью железа. Для этой цели между рядами кирпичей кладутся
железные пластины. В дальнейшем образующаяся окалина впитывается в
кирпич, цементируя его.
Предохраняющим средством против быстрого износа магнезитовой
кладки является магнетитовый слой, наращиваемый поверх
футеровки. Наращивание магнетитового слоя или гарниссажа проводится при
1 К. К о л я с н и к о в, ЖРМО, 1913.

Глава XVI. Бессемерование штейнов
769
продувании штейна без присадки кварца. При этом образуется
кашеобразный магнетитовый шлак, который покрывает слоем в 50 мм
магнезитовую футеровку конвертера.
Магнетитовый слой имеет следующий состав (в %):
Fe
44
64
Si02
4.2
16.6
Си
0.9
23.1
S
2.5
4.0
о2
10.9
14.2
От .....
До
Металлографическое исследование показало, что магнетитовый гарнис-
саж состоит из кристаллов магнетита, промежутки между которыми
заполнены силикатами закиси железа состава 4FeO-3Si02.
Ломок
А]\
і-«—
ш
-шнт
Крючок для ломШ
_1і_
Τ
а
ш
ΐίι
Полоток
375
Фиг. 315. Инструменты для прочистки фурм вручную
Расход магнезитового кирпича на 1 τ черновой меди составляет в
среднем 0.17 кг. При частом обновлении магнетитового гарниссажа расход
Фиг. 316. Аппарат для механическое прочистки фурм
/ — реосивер; 2 — цилиндр; 3 — фурмовочный ломок; 4 — каретка; S — камера для воздушного
охлаждения ломка
магнезитового кирпича может быть значительно сокращен. Длительность
службы футеровки конвертера составляет 400—600 дней.
49 Металлургия тяжелых цветных металлов

770
Часть четвертая. Металлургия меди
е) Чистка фурм и горловины. Чистка фурм производится
стальными ломками диаметром 19—25 мм и длиной 1.2—1.5 м с
заостренным концом в 3 мм.
Чем ближе к концу операции, тем чаще необходимо прочищать фурмы.
При втором периоде чистка фурм производится почти непрерывно. Фур-
мовка производится вручную. На фиг. 315 показаны инструменты для
чистки фурм вручную.
Фиг. 317. Конвертер с герметизированным напыльником
(поперечный разрез по горловине конвертера)
Механизировать эту операцию трудно из-за частого изменения
положения конвертера и застревания ломков в фурмах. На фиг. 316 показан
аппарат для автоматической чистки фурм конвертера.
Очистка горловины производится сдиранием образующейся
настыли при помощи якорного или рычажного крюка, подносимого
мостовым краном. Для облегчения удаления настыли горловина перед
работой смазывается слоем огнеупорной глины.
ж) Отвод газов. Для отвода газов и улавливания брызг горловина
конвертера подводится под напыльник. На фиг. 317 показан
герметизированный напыльник для конвертеров. Напыльник при помощи газохода
соединен с пылевой камерой и электрофильтром.
з) Слив меди из конвертера. При небольшой производительности
(емкости) конвертера черновая медь сливается в ковш, который при помощи
крана переносится к изложницам для отливки меди. При большой
емкости конвертера, чтобы уменьшить простои последнего, черновая медь
сливается из ковшей в промежуточную вращающуюся печь, емкость
которой соответствует одному ила нескольким конвертерам.

Глава XVI. Бессемерование штейнов
771
Из вращающейся нечи медь разливается при помощи ленточной
машины, работающей по принципу пластинчатого транспортера. Изложницы
охлаждаются водой. Производительность машины 15—25 т/час.
и) Ремонт конвертера. Перед остановкой конвертера в последний
заливают порцию штейна и продувают в течение 1 часа. При этом
удаляются остатки флюсов и шлаков, пристывших к внутренней поверхности
стенок конвертера. Когда кладка остынет, очищается горловина и
выбиваются поврежденные места, которые заделываются заново. После
ремонта конвертер сушат, разогревают, после чего снова
возобновляется бессемерование. Длительность ремонта составляет 2—6 суток для
вертикального и 6—І2 суток для горизонтального конвертера.
к) Производительность конвертера—зависит от времени, в течение
которого он находится под дутьем. Чем меньше времени тратится на
загрузку штейна, флюсов и холодных присадок, а также на слив шлака и
черновой меди, тем выше производительность конвертера.
Таблица 288
Длительность отдельных стадий при бессемеровании медных штейнов
Си в штейне,
%
15
30
45
Среднее
Дутье
мин.
913
836
752
834
%
63.4
58.0
52.2
57.8
Остановки
мин.
228
210
189
209
%
15.8
14.5
13.2
14.6
Простои
мин.
184
168
150
167
%
12.8
11.7
10.4 ■
И.6
Разлив меди
мин.
115
226
349
230
%
8.0
15.8
24.2
16.0
Всего
мин.
1440
1440
1440
1440
%
100
100
100
100
В табл. 288 приведена длительность отдельных стадий процесса
бессемерования в зависимости от содержания меди в исходном штейне. Из
данных таблицы видно, что с увеличением содержания меди в штейне с
15 до 45% уменьшается доля времени на дутье и остановки·на 13.8%;
в то же время длительность разлива возрастает на 16.2%. Механизация
процесса разлива металла является источником экономии времени.
В табл. 289 показана затрата времени на получение 1 τ чернового
металла в зависимости от содержания меди в штейне.
Таблица 289
Затрата времени на 1 τ черновой меди при бессемеровании
Завод
Коппер-Квин ....
і ^—
Меди
в штейне
%
14.54
25.4
'29.1
34.7
• 40.0
1
Подается
воздуха в конвертер
MS/МИД.
383.0
179.6
168.7
171.0
173.9

Продолжительность дутья на
1 τ черновой
меди
мин.
70.7
64.0
57.0
45.0
38.0
49*

772
Часть четвертая Металлургия меди
Технические показатели бессемеро
Завоз
Тип конвертера
Размеры
Красноуральский ...
Тенесси
»
Рио-Тинто
»
»
Калюмег
»
»
Коппер-Квин
Кананеа
' »
Маунт-Лайель
Такома
Аризона
» ....
Анаконда . '
»" .........
Гарфилд
Маями
Эль-Пасо
»
»
Браден Доминион ...
» . . .
» ...
Невада, Консолидейшед
Интернейшенел ]£ Смел-
і
тинг К" ,
горизонтальный
вертикальный
вертикальный
горизонтальный
вертикальный
горизонтальный
вертикальный
горизонтальный
горизонтальный
вертикальный
а.ббхб.і
3.66
3.66
3.66
3.66
3.96x9.14
3.6
3.96x9.14
3.96x10.1
3-.96x9.14
1 3.96x9.14
3.66
3.66

Глава XVI. Бессемерование штейнов
Таблица 290-
вания медных штейнов
Меди
в штейне
%
40.0
14.48
14.54
18.81
22.00
А22.30
25.40
28.22
29.10
30.00
31.90
33.70
37.00
42.0
37.43
37.70
38.00
40.00
40.0
40.9
41.0
37.40
42.8
43.0
43.37
43.70
45.0
45.1
51.2
Штейна
на і τ
черновой
меди
τ
2.65
4.82
5.50
4.25
5.00
5.26
4.03
4.13
3.52
—
' 3.28
3.13
2.36
2.42
2.94
2-. 58
3.00
2.5
2.53
2.70
1.72
—
2.76
2.54
2.40
2.44
2.42
2.22
1.95
SiO,
в шлаке
%
—
8.3
,20.8
—
,18.3
—
—
17.4
—
25
29.2
—
—
25.0
19.60
19.60
—
—
26.8
—
21.0
26.5
25.7
18.7
21.7
—
29.2
—
—
кг
—
—
—
212
215
224
226
205
—
122
205
—
112
100
150
—
133—200
114
95
—
152
99
120
— ■
117
—
на 1 τ
черновой меди
кг
—
1870—2050
—
1030
изо
940
—
900
—
_-
—
_
—
—
—
—
—
—
—
'610
—
—
—
—
—
—
—
Использование
дутья
%
65.2
— ·
76.8
55.7
—
—
—
—
50.6
—
—
69.1
60—80
—
—
65,1
—
—
78
—
—
—
—
—
37.2
72.1
Расход
воздуха на ι τ
черновой меди
м*
24 360
26 018
19486
12 375
15 770
11 49'і
6 460
9 616
6 766
6 390
—
—
4 000
6 256
4 318
—
—
4 531
—
—
4 675
3 351
—
—
—
—
—
3 993

774 Часть четвертая. Металлургия меди,
Чем выше содержание меди в штейне и больше количество воздуха,
вдуваемого в конвертер, тем меньше времени требуется на получение 1 τ
меди. о
л) Практика бессемерования медно-свинцовых штейнов. Ьессемеро-.
вание медных штейнов, содержащих свинец и цинк, отличается
некоторыми особенностями. Различают два способа бессемерования медно-
свинцовых штейнов: с прибавлением кислого флюса (кварца) и без
присадки последнего. При первом способе большая часть свинца переходит
в шлак, при втором — свинец улетучивается почти полностью и в виде
окиси уносится током газов.
1) Бессемерование медно-свинцового штейна
с присадкой кварца. Жидкий штейн заливают в горячий
конвертер. Туда же загружают дробленую кварцевую руду. Через
фурмы в штейн под давлением 0.8—1.2 ат вдувается воздух. Происходит
окисление сульфида железа до закиси. Последняя реагирует с кремне-
кислотой, образуя шлак. Получающиеся окислы свинца и цинка частично
также шлакуются кремнекислотой.
При бессемеровании штейна с прибавлением кварца около 10%
цинка и 55% свинца улетучиваются в виде ΖηΟ и РЬО. В атмосфере
конвертерных газов, содержащих S03, часть окислов свинца и цинка
переходит в сульфаты. Около 45% РЬ и 90% Zn, имевшихся в штейне,
переходят в шлак.
2) Бессемерование медно-свинцового штейна
без присадки кварца. При этом способе бессемерования
вследствие отсутствия кремнекислоты большая часть образующихся при
продувке штейна окислов цинка и свинца улетучивается.
Закись железа окисляется до окиси, которая обладает кислотными
свойствами. В результате взаимодействия с основными окислами
образуется ферритный шлак, состоящий из FeO-Fe203; o;Cu20-?/Fe203; жРЬО-
•yFe203; ZnO-Fe203. Ферритный шлак получается при этом тем более
вязким и тугоплавким, чем больше в нем содержится феррита
цинка.
м) Технические показатели по бессемерованию медных штейнов.
В табл. 290 приведены технические показатели по бессемерованию
штейнов на медеплавильных заводах.
§ 6· Пути интенсификации процесса бессемерования штейнов
Применение обогащенного кислородом воздуха. Производительность
конвертера и скорость бессемерования зависят от количества вдуваемого
в единицу времени кислорода воздуха. Чем больше сечение фурм,
тем больше можно подать воздуха и тем выше производительность
конвертера.
С этой же целью целесообразно применять воздух, обогащенный
кислородом. Опыты по бессемерованию штейнов воздухом с 38%02
показали, что скорость процесса увеличивается в 3—4 раза. Более высокие
температуры в пределах 1250—1350°, развивающиеся при этом,
возможно регулировать присадкой соответствующего количества холодных
материалов.
Плавка сырых концентратов в конвертере. На заводе Тенесси в
горизонтальный конвертер размерами 3.66—7.62 м вдуваются
концентраты, содержащие 17% Си и 8% Н20.
Концентраты ложатся ровным слоем на,поверхность штейна и шлака.

Глава XVI. Бессемерование штейнов 775
Ниже приведены некоторые данные этого процесса:
Содержание Си в штейне 13.67%
» » » концентрате 17.13%
Концентратов на 1 τ щтейна . 0.76 τ
Расход флюсов
на 1 τ штейна 0.31 τ
» 1 » меди 1.28 »
» 1 » железа 0.37 »
Дутье
Давление 0.87 ат
Расход воздуха
в 1 мин ; 350 at3
на 1 τ меди 19 300 м8
»-1 » железа 5 640 м3
Непрерывное бессемерование штейна. Заслуживает внимания
возможность непрерывного бессемерования щтейна в отражательной печи при
плавке концентратов. Использование при этом воздуха, обогащенного
кислородом, дает возможность создать необходимый для процесса
тепловой режим. Для осуществления совместного и одновременного процесса
плавки, бессемерования и отстаивания отражательная печь должна быть,
конечно, соответствующим образом переконструирована. Весьма
интересны в связи с этим опыты, проводимые в Уральском филиале Академии
Наук СССР под руководством проф. И. Диева.

Раздел Έ
РАФИНИРОВАНИЕ МЕДИ
Глава XVII
ОКИСЛИТЕЛЬНОЕ РАФИНИРОВАНИЕ МЕДИ
§ 1. Состав черновой меди (конвертерной)
Черновая медь, получаемая при бессемеровании штейна, содержит
ряд примесей: железо, кобальт, никель, цинк, свинец, олово, мышьяк,
сурьму, висмут, селен, теллур, золото, серебро. В черновой меди может
также находиться кислород, преимущественно в виде закиси меди, и сера
в виде полусернистой меди.
Медь обладает способностью растворять в себе газы: сернистый
ангидрид, водород, окись углерода.
В табл. 291 приведены составы черновой меди.
Металлические примеси в расплавленной меди находятся, в основном,
в свободном состоянии. Возможно также присутствие интерметаллических
соединений: арсенидов, антимонидов, цинкидов, станнидов, в разной
степени диссоциированных при данных условиях температуры и
концентрации.
При наличии в меди кислорода или серы часть металлических
примесей может находиться в виде оксидов или сульфидов в растворенном или
суспендированном состоянии.
Примеси оказывают определенное влияние на механические и
электротехнические свойства твердой меди. Многие примеси увеличивают
хрупкость и уменьшают ковкость меди. При содержании РЬ более 0.4% или Sb
более 0.1 % медь делается хладноломкой. Содержание As более 1 % делает
медь красноломкой. Присутствие S более 0.1% и Си20 более 0.45%
уменьшает ковкость меди.
Особо вредной примесью является висмут. * Наличие 0.02% Ві
делает медь красноломкой, 0.05% Ві —хладноломкой. Действие
висмута объясняется его низкой температурой плавления, вследствие
чего он выделяется на границах кристаллов меди, сообщая последней
хрупкость.
При наличии Си20 вредное действие РЬ, Ві, Sn несколько
парализуется в результате частичного их перевода в окислы, которые более
равномерно распределяются в меди.
Газы делают медь хрупкой, что объясняется понижением силы
сцепления отдельных зерен кристаллов. Выделение газов при охлаждении
металла обусловливает его пористость..
Почти все примеси оказывают отрицательное влияние на
электропроводность меди. Примеси, образующие с медью, смешанные кристаллы,
являются с этой точки зрения наиболее вредными. Металлы, не
образующие твердых растворов, вызывают слабое понижение электропроводности.

Составы черновой меди (%)
Таблица 291
Заводы
СССР
от
ДО
Зарубежные
Си
98.65
99.32
98.79
99.58
Fe
0.015
0.036
0.009
0.080
Ni
0.005
0.100
0.017
0.065
As
0.007
0.081
0.0001
0.158
Sb
'
0.006
0.116
0.001
0.019
s
0.28
0.48
0.013
0.150
Se
Следы
0,054
Fe
Следы
0.050
0.003
0.1020
Zn
0.010
0.024
0.002
0.017
Al
0.009
0.018
—
Au (г/т)
—
0.68
106.3
Ag.
(г/т)
—
75
1114
Таблица 292
Марка
меди
М-1
,Μ-2
М-3
М-4
Пр
разност
Содержание
Си
не менее,
%
99.9
99:7
99.5
99.0
и м е ч а н и е
к между оби
^—. .
Химический состав различных марок меди по ОСТ ЦМ
Содержание примесей не более, %
Ві
0.002
0.002
0.003
0.005 -
і. В графах,
дим содержа
Sb
0.002
0.005
0.05
0.2
As
0.002
0.01
0.1
0.2
отмеченных знаком χ ,
кием всех примесей и с
Fe
0.005
0.05
0.05
0.1
Ni
0.002
0.2
0.2
X
Pb
0.005
0.01
0.05
0.3
Sn
0.002
0.05
0.05
Χ
содоржание примесей никеля, олова,
уммой остальных примесей.
S
0.005
0.01
0.01
0.02
цинка
о2
0.08
0.1
0.1
X
Zn
0.005
—
—
Χ
Всего
примесей
0.1
0.3
0.5
1.0
допускается в пределах
. , г .

778
Часть четвертая. Металлургия меди
Из примесей присутствие кислорода оказывает положительный эффект
на электропроводность меди. Содержание 0.03—0.05% 02 является
оптимальным. Объясняется это переводом вредных примесей, остающихся
в меди, в кислородные соединения.
В табл. 292 приведены марки меди по ОСТ.
§ 2. Сущность окислительного рафинирования меди
Для получения металла необходимого качества черновую медь
подвергают рафинированию.
На практике находят применение два способа рафинирования медш
огневое, или окислительное, и электролитическое.
Выбор способа рафинирования меди определяется содержанием в ней
благородных металлов и висмута, которые могут быть извлечены лишь
электролитическим способом.
Превалирующая часть мирового производства меди проходит через
оба вида рафинирования.
На электролиз поступает медь после удаления из последней большей
части примесей окислительным рафинированием.
Окислительное рафинирование меди определяется действием
кислорода воздуха на черновой металл.
При продувке либо при поверхностном воздействии кислорода
воздуха на расплавленную черновую медь в зависимости от температуры и
концентрации в первую очередь будут окисляться примеси, окислы
которых обладают наименьшей упругостью диссоциации. В первом
приближении порядок окисления отдельных примесей определяется величиной
теплового эффекта образования окислов, отнесенного к 1 г-молю
кислорода.
В табл. 293 приведены тепловые эффекты образования некоторых
окислов металлов.
•Таблица 293
Окислы
AljO» ....
ZnO .
Sn02 .
SnO .
FeO .
NiO .
Sb203
As2Os
PbO .
Sb205
Bi203
As.Os
Cu,0
SO, .
Se02 .
Теплота образования
1 г-моля окисла, кал
378.0
83.0
137.9
66.8
64.5
52.2
165.0
156.4
50.9
231.0
136.5
219.0
40.8
70.0
63.5
Теплота образования
окисла на 1 г-моль
02, кал.
252.0
16,6.0
137.0
133.6
129.0
116.0
110.0
104.2
101.8
92.4
91.0
87.6
81.6
70.0
63.5
Окисление примесей происходит преимущественно за счет кислорода
закиси меди, которая образуется при действии кислорода на
расплавленный металл. Благодаря растворимости закиси меди обеспечивается
хороший контакт между кислородом и примесями в расплавленном
металле. Закись меди является, таким образом, передатчиком кислорода.

Глава XVII. Окислительное рафинирование меди
779
Образующиеся окислы металлических примесей всплывают на
поверхность ванны, где или улетучиваются или ошлаковываются кремнекислотои
•либо окисью железа. В окислительной стадии процесса удаляется большая
часть железа, кобальта, никеля, свинца, цинка, мышьяка, сурьмы, олова.
Висмут и драгоценные металлы при этом не окисляются.
После удаления металлических примесей начинается реакция между
закисью и полусернистой медью с выделением сернистого газа.
Выделение последнего вызывает активное барботирование ванны или ее
кипение. В ванне остается в растворенном виде некоторое количество закиси
меди.
Удаление кислорода осуществляется дразнением. Сущность дразнения
заключается в том, что при погружении сырого дерева в расплавленную
ванну в результате сухой перегонки получаются водород и углеводороды,
которые восстанавливают растворенную закись меди. Восстановителями
являются также окись углерода и твердый углерод дерева.
В результате огневого рафинирования получается медь, свободная от
•большей части примесей, за исключением висмута и драгоценных
металлов.
§ 3. Поведение примесей при окислительном рафинировании меди
Железо (система Си — Fe) (фиг. 318). В жидком виде оба металла
обладают неограниченной растворимостью. При 1090° в меди растворяется
3.9%, при 800° —0.3% Fe. Химических соединений с медью железо не
образует.' С примесями других металлов, как мышьяк, сурьма, олово,
железо образует химические соединения.
При окислительном рафинировании железо удаляется сравнительно
легко. Особенно интенсивно происходит окисление железа во время
расплавления твердой меди.
Окисляется железо свободным кислородом и по обменной реакции с
закисью меди. Окисление железа закисью меди в жидкой фазе протекает
по реакции
[Fe] + [Cu20] = 2 [Cuj + FeOTB.
Константа равновесия реакции выражается формулой
#Fe=[Fe].[Cu20].
Предельная концентрация железа в меди после рафинирования
определяется уравнением
(Р0і)»« Cu20 = P0t гаах FeO -І^-.
При 1200°; (Р0а)тахСи20 = Ю-4ат;
(POt)maxFe0 = 10-»-5aT.
По диаграмме состояния системы Си — Fe при 1200° в меди
растворяется 0.089 мол. Fe, откуда
[Fe]=0.0015«/0Fe (вес).

780
Часть четвертая. Металлургия меди
Ато/ин. °/о Fe
10 20 30 Μ SO 60 70
80
Г
90
о ίο
Си
20 30 Щ 50 ВО
Вес. % Fe -*.
Фиг. 318. Диаграмма состояния системы Си — Fe
80 90 100
Fe
Образующаяся в процессе окисления закись железа всплывает на
поверхность ванны, где в присутствии кремнекислоты связывается в
жидкие силикаты с температурой плавления в пределах 1100—1200°.
При недостатке кремнекислоты закись железа окисляется до окиси,
с которой образует ферриты железа.
Кобальт (система Си — Со) (фиг. 319). В жидком состоянии металлы
показывают полную взаиморастворимость. Кобальт образует химические
соединения с мышьяком, сурьмой, оловом, цинком.
Кобальт окисляется закисью меди по реакции
СщО + Со = СоО + 2Си.
Окисляется кобальт после железа, до окисления никеля.
Закись кобальта всплывает на поверхность ванны и опглаковывается
кремнекислотой или окисью железа с образованием силикатов или
ферритов кобальта.
Никель (система Си — Ш) (фиг. 320). Медь с никелем образует
непрерывный ряд твердых растворов.
Химические соединения никель образует с сурьмой, мышьяком,
цинком, висмутом, оловом.

Глава XVII. Окислительное рафинирование меди
781
Дтомн. %С
10 20 30 і/О SO ВО 70 80 90
"О
Со
10
го
зо ко so so
Фиг. 319. Диаграмма состояния системы Си'— Со
70 80 -90 ЮО
Окисление никеля происходит по реакции
Gu,0 + Ni = NiO + 2Cu.
Предельная концентрация никеля в рафинированной меди
определяется уравнением
(P0WCu20 = (P0>axNiO [щ .
При 1200° имеем
(Ро>аХСи2О = 10-4ат;
(ί>Οι)«.χΝΐΟ = 10-'·«8τ;
[Ni]max = 0.198 моля Ni,

782
Часть четвертая. Металлургия меди
откуда получаем:
[NiJ = 0.61% Ni (вес.)'.
Окисление никеля происходит после железа и кобальта. Удалить
никель полностью при рафинировании представляется затруднительным.
При содержании в меди 0.11 %02 в виде Си20 в равновесии
находится 0.39% Ni.
Присутствие сурьмы и мышьяка является причиной высокого
содержания остаточного никеля в рафинированной меди вследствие образо-
1500
тОО
1300
1200
1100
I
| юоо
£> 100
о
-W0
-гоо
-273
Атомн % Νί
10 20 30 10 SO SO
70
80 90
1083'
ι
ι
ЖиШ
jff!
I
wcmb
I
I
<Zm
y^^ ТвердЬш
/
/
Пора*
4
/
•
I
pacmdo).
шгнитн
Ί
^^^
■
Ферро
I
/ -
могни/п
W2°
360°
/
/'
/
нЬш
1500
ПОО
1300
m
300 ό
гоо %
I
100 £'
-W0
■200'
0 10 20 30 HO 50 60 70 BO 90 100
Co Bee % Ni -*■ Ni,
Фиг. 320. Диаграмма состояния системы Си — Ni
-273
вания.сложного соединения окислов металлов: 6pu20-8Ni0.2Sb206(2As205)>
(медно-никелевый антимонат или арсенат). Эти соединения растворимы
в меди и трудно восстановимы. Таким образом, удаление никеля одним
окислением не представляется возможным.
Образующаяся закись никеля, всплывающая на поверхность ванны,
ошлаковывается, образуя силикаты или ферриты.
Цинк (система Си — Zn) (фиг. 116). В жидком состоянии оба металла
обладают неограниченной растворимостью. Химическое соединение
Gu2Zn3 образует с медью и цинком непрерывный ряд твердых растворов.

Глава XVII. Окислительное рафинирование меди
783·.
Цинк образует химические соединения с железом, кобальтом, никелем,
мышьяком, сурьмой.
Цинк, обладая высокой упругостью пара, удаляется в значительной
части при расплавлении. Остаток цинка окисляется закисью меди по-
реакции
Gu20 + Zn=ZnO + 2Cu.
Окись цинка частично улетучивается, частично переходит в шлак в.
виде силиката 2ZnO-Si02 или феррита Zn0-Fe203.
Свинец (система Си — РЬ ) (фиг. 49). В расплавленном состоянии
медь со «винцом образует гомогенные сплавы. В твердом состоянии
свинец в меди не растворим.
Окисление свинца начинается при расплавлении меди и продолжается
до начала дразнения. Хотя окисление свинца и ошлакование РЬО
происходят сравнительно легко, но полное удаление свинца встречает
некоторые трудности в связи с большим удельным весом окиси свинца (9.2)
по сравнению с медью (8.9). Окись свинца садится на лещадь печи.
При дразнений окись свинца, находящаяся во взвешенном состоянии
в металлической ванне, восстанавливается до металла. Окись свинца,
всплывающая на поверхность, при наличии кремнекислоты или окиси
железа образует силикаты или ферриты с температурой плавления в
пределах 700—800°.
Для уменьшения вредного действия свинца, остающегося в меди,
необходимо присутствие кислорода в последней в виде закиси. Благодаря
реакции
РЬ + Си20 = РЬО + 2Cu
исчезает пленка металлического свинца на межкристаллических
гранях.
Олово (система Си —Sn) (фиг. 321). В жидком виде наблюдается
полная взаиморастворимость. Олово образует химические соединения
с никелем, кобальтом, железом. Sn окисляется до SnO и Sn02. Окись
олова образует с кремнекислотой силикаты. Двуокись образует стан-
наты.
Мышьяк (система Си —As) (фиг. 76). В жидком виде наблюдается
полная взаиморастворимость. Химическое соединение Gu3As плавится
при 750°. Твердый раствор содержит до 3% As. При 650° в меди
растворяется 7.25% As. Мышьяк образует химические соединения с железом,
никелем, кобальтом, оловом. В меди мышьяк может находиться в виде
арсенида, арсенита а;Си20-?/А203 и арсената меди rcGu20-i/As205.
Мышьяк уменьшает поглощаемость газов медью и нейтрализует
вредное влияние некоторых элементов.
При окислении образуется трехокись мышьяка по реакциям:
2As + 1і/,0, = As203J
2 As + 3Cu20 = As303 + 6Cu,
2Cu3As + 3Cu20 = As203 + 12 Cu.
В период расплавления наблюдается интенсивное улетучивание трех-
окиси мышьяка, обладающей низкой температурой кипения. После
расплавления ванны при наличии растворенной закиси меди образуется ар-
сенит меди, остающийся частично в ванне. Арсенит меди, всплывающий на
поверхность ванны, при дальнейшем окислении переходит в арсенат.

784
Часть четвертая. Металлургия меди
В период дразнения арсенаты восстанавливаются до Asa03 или As,
которые улетучиваются.
Присутствие никеля затрудняет восстановление мышьяка и его
удаление. При наличии никеля содержание мышьяка не удается доводить
ниже 0.07—0.1% As. При добавке MgO или Na2C03 образуются арсениты
магния и натрия, всплывающие sa поверхность ванны.
Атом». % 5п
30 «0
SO 70 80 90
232'
О
Си
10 20 30 КО 50 60 70 80 90
Вес. % Sn —ν
Фиг. 321. Диаграмма состояния системы Си — Sn
100
Sn
Мышьяк уменьшает содержание кислорода в меди и нейтрализует
вредное влияние некоторых примесей.
Сурьма (система Си — Sb) (фиг. 322). В жидком виде оба металла
обладают неограниченной растворимостью. Химические соединения Gu3Sb2
и GuaSb образуют твердые растворы до 8% Sb в меди. Сурьма образует
химические соединения с железом, никелем, кобальтом, цинком.
В присутствии кислорода сурьма окисляется до летучей трехокиси или
нелетучей пятиокиси. При наличии достаточного количества закиси меди
образуются антимониты или антимонаты меди, переходящие в шлак.
Частично эти соединения растворимы в меди, что затрудняет удаление сурьмы.

Глаеа XVII. Окислительное рафинирование меди
785
Присутствие закиси никеля является причиной повышенного количества
остающейся в меди сурьмы вследствие образования растворимого в меди
сложного соединения 6Cu20.8Ni0.2St>205.
Висмут, селен и теллур (система Си — Ві) (фиг. 323). В жидком виде
наблюдается полная взаиморастворимость. Химических соединений и
твердых растворов висмут с медью не образует. При огневом
рафинировании висмут не окисляется ни свободным, ни связанным (Си20)
кислородом. Удаление висмута возможно только электролизом.
1100
мтомн. а/о Sb
10 20 30 НО 50 60 70 80 90
О 10 20 30 40 50 ВО
Си Вес. % Sb -э
70
80 SO 100
Sb
Фиг. 322. Диаграмма состояния системы Си — Sb
Селен и теллур при огневом рафинировании в значительной своей
части остаются в меди. Система Си—Se приведена на фиг. 324, система
Сц—Тс—на фиг. 325.
Сера (система Си — Cu2S) (фиг. 270). По диаграмме состояния Си и
Cu2S образуют эвтектику, содержащую 3.8% Cu2S с температурой
плавления 1057°. При 1102° в меди растворяется до 9% Cu2S.
После окисления металлических примесей и достаточном насыщении
меди кислородом начинается реакция взаимодействия между закисью
л сульфидом меди
Cu2S + 2Cu20 = 6Сп + S02.
Образующийся сернистый газ сначала растворяется в жидком
металле до насыщения, затем выделяется из ванны, вызывая кипение последней.
Чем меньше содержится растворенного кислорода в меди, тем больше
поглощается сернистого газа.
50 Металлургия тяжелых цветных металлов

786
Часть четвертая. Металлургия меди
I
нов
woo
900
800
700
SOU
500
400
300
Атомн Ѵа Си
10 20 Зв «О 50 ВО 70
до
90
200
" 1 ' 1
--
Iх
271°
вя%
I I
Жидкі
χ
χ
>
I
cmb
χ *
Ί
χ.
Жидк
Т~ '"
χ
r"a Δ
ocmb +
■ ι
Δ
Си
' - 20υ,ΰ~
I
Bi+Cu
I
1 ie^^"
1
э
._
10йПЛ
гЛ&в^ χ.
χ Ролан-Госеелен и ГотЬе
о Лейкок и НебитЬ
с Лиорне
• Портвбен
о Еремин
ί 10 20 30
я;
40
SO
60 70
80
Си
Фиг. 323. Диаграмма состояния системы Си — Ві
1150
Атомн. % Se
Ю 20 30
W50
Сернистый газ удаляется из ванны в процессе дразнения. S02
вытесняется при кипении другими газами: водородом, углеводородами и ларами
воды, образующимися при сухой
перегонке дерева, погруженного
40 в расплавленный металл.
Удаление S02 происходит быстро, так
что восстановление сернистого газа
jioq \—/j9\ i .o'j'b" F-rrffil 1 до серы и обратное образование
полусернистой меди практически не
имеют места.
Присутствие серы
обусловливает пористость отливок
вследствие протекания реакции между
сульфидом и закисью меди с
образованием сернистого газа.
Необходимо избегать применения
сернистого топлива для
предупреждения обратного осернения меди.
Кислород (система Си — 0)
(фиг. 262). Кислород в меди
находится в виде Си20. По диаграмме
состояния Си — Си20 закись меди
образует с медью эвтектику, содержащую около 3.5% Си20 или 0.35%О8
с температурой плавления 1065°. Содержание кислорода в виде твердого
ί
WOO
S50
О
Си
Фиг. 324.
1
КидИ
—7? *
1
1 I 1
2 жидк. слоя
ΊΙ07'
ЖидкастЬ+β-
1063°
Cu+/3-Сиг5е
π
\
Γ
Cu2Se
1,"°'o
1 I
?l
\
\
Μ
I
\
I
1
1
1
1
!
6
1
JO
20 30
Bee. % Se
40
50
Диаграмма состояния системы
Cu — Se

Глава XVII. Окислительное рафинирование меди
787
1100 т-,
10
AmoMt
20 30
11055°)
1000
900
800
« 700
I
к 500
400
300
200
*
2 жидких слоя
1033'
Жидкость + Си
857°
Си+Си2Те
(2 слоя)
ШІ
68 70 8:. SO
τ—ρ η—τ
7V
80
0 10 20 30 ПО 50 ВО
Си Вес. 96 Те ->-
Фиг. 325. Диаграмма состояния системы Си — Те
90
т
Те
раствора незначительно по сравнению с количеством связанного
кислорода. Удаление кислорода восстановлением окислов происходит при
дразнений. Восстановителями являются водород, окись углерода,
углеводороды, углерод.
Восстановление водородом протекает по реакции
Cu20 + H2 = 2Cu + H2<x
Реакция начинается при 240°. Константа равновесия реакции
выражается формулой
/г — Рп'°
А» .
Н,
Данные зависимости константы равновесия реакции от температуры
приведены в табл. 294.
Таблица 294
Зависимость константы реакции Сц20 -f- Н2 = 2Cu -f- HaO от температуры
Температура, °С
lg Kp (вычисленные данные)....
lg Кр (опытные данные)
450
6.80
1.26
9Q0
4.57
4.70
1000
4.24
4.40
1050
4.10
4.27

788 Часть четвертая. Металлургия меди
Восстановление закиси меди окисью углерода протекает по реакции
Си20 + СО = 2Си + СО».
р
Зависимость константы равновесия реакции от температуры К = -~-
-'со
приведена в табл. 282.
Восстановление закиси меди твердым углеродом протекает по реакции
Cu20 + C = 2Cu + CO.
§ 4. Лечи для рафинирования меди и способы отопления
Окислительное рафинирование меди осуществляется в пламенных
отражательных печах. Емкость отражательных печей для рафинирования
меди колеблется в широких пределах. На установление емкости печи
влияет стремление создать ритмичность в работе обслуживающего
персонала завершением цикла одной операции за 24 часа.
Чем меньше примесей содержится в меди, тем быстрее завершается
процесс рафинирования и тем больше может быть емкость печи. При
рафинировании штыковой меди часть времени тратится на расплавление
металла. В этом случае сохранение суточного режима происходит за счет
.уменьшения производительности печи.
Современные отражательные рафинированные печи делаются
производительностью от 150 до 250 τ в сутки. Емкость печей для переплавки
.катодов с получением вайербарсов достигает 400 τ в сутки.
ІIечи для рафинирования меди делаются прямоугольного сечения
'(фиг. 326). Отношение длины к ширине колеблется от 1.5 до 3.0 при
длине печи 10—15 м. Ширина печи не превышает 5 м. Глубина ванны
колеблется от 400 до 900 мм. Чем меньше примесей содержится в меди, тем
глубже может быть ванна печи.
а) Конструктивные элементы рафинировочных печей. Фундаментом
'печи служит сплошная бетонная плита с кирпичными столбиками, на
которые кладутся чугунные плиты. Сквозные каналы под плитами служат
для охлаждения пода печи циркулирующим по ним воздухом.
На плитах покоится лещадь или подина печи. Подина делается
набивная или кирпичная из кислого либо основного огнеупорного материала.
Для набивки кислой подины служат кварцевый песок в смеси с 4—6%
глины в качестве связующего вещества и 4—5% железной или медной
окалины. Лещадь набивается послойно при помощи трамбовок. Готовая
лещадь сушится и прокаливается при высокой температуре. За счет
образующихся жидких силикатов закиси железа и окиси кальция и
перерождения кварца в тридимит, выделяющийся в виде сростков кристаллов,
получается монолитная, прочная масса лещади. Жидкий шлак является
средой, в которой растворяются зерна кварца и происходит его
превращение в тридимит.
Скорость и температура нагрева при наваривании лещади должны
соответствовать скорости растворения кварца в шлаке и еготридимитизации.
Чем крупнее зерна кварца, тем медленнее и при более низкой
температуре должно производиться прокаливание лещади, чтобы дать возможность
отдельным зернам раствориться в жидких силикатах и
выкристаллизоваться в виде сростков кристаллов, образующих скелет лещади.
Оптимальный размер зерен кварца 2—3' мм. При прокаливании в течение 3—4
дней при температуре 1450° получается достаточно толстый и прочно сва-

Глава XVII. Окислительное рафинирование меди jgg

790
Часть четвертая. Металлургия меди
рившийся слой. Окончательное заваривание лещади завершается в
процессе эксплоатации печи. После наварки лещадь пропитывают медью.
Для наварки основной лещади применяется магнифрит, состоящий
из магнезита с примесью извести и кремнезема. Для схватывания к маг-
нифриту прибавляется железная окалина. Наварка производится
послойно, при температуре не ниже 1350°. Наваренная основная лещадь
пропитывается медью.
Большое распространение получили кирпичные лещади. Для
предупреждения всплывания кирпичей на поверхность ванны лещади придают
форму обращенного свода. Лещадь выкладывается из трех рядов кирпича
вперевязку. Нижний слой делается из шамота, два верхних — из динаса
или магнезита.
При сушке и разогреве печи необходимо следить за температурным
расширением лещади и соответствующим образом регулировать тяги,
скрепляющие арматуру печи.
Стены печи при наварной подине доходят до лещадной плиты; при
кирпичной лещади стены покоятся на последней. Стены печи,
подверженные действию шлаков, выкладываются из магнезита,
высокоглиноземистого шамота, реже из динаса. Высота печи от лещади до свода
колеблется от 2 до 2.4 м.
Объем печи определяется режимом горения топлива и необходимостью
загрузить в печь в один прием большое количество штыковой меди. На
практике на 1 кг условного топлива, сжигаемого в 1 мин., достаточно иметь
1.15 м3 печного пространства.
В стенах печи имеются загрузочные окна размерами (0.6—1.1) X
Х(0.7—1.7) м. Чем выше производительность печи и больше мощность
загрузочного аппарата, тем больше сечение окна. Печи, работающие на
натуральном газе, нефти и угольной пыли, снабжаются форкамерами, длина
которых варьирует от 1.0 до 1.8 м.
Свод печи выкладывается отдельными арками или вперевязку. При
последнем способе облегчается ремонт свода при частичном его
прогорании. Свод печи делается из динаса, реже из магнезита или
хромомагнезита. Стрела подъема свода колеблется в пределах 1:10—1:12
пролета. Хотя пологие своды менее устойчивы, но позволяют более
равномерно направлять поток газов в печи.
Отвод газов осуществляется при помощи восстающего борова в конце
печи. Боров делается прямоугольного сечения. Три стенки борова
опираются на стены печи, четвертая лежит на хромомагнезитовой арке
огневого порога. Из восстающего борова газы через горизонтальный канал
поступают под котлы. Сечение боровов соответствует скорости газов б м/сек.
Борова выкладываются из шамотового кирпича.
Рабочие окна закрываются заслонками, представляющими рамы из
углового железа, набранные внутри динасовым кирпичом. Передвижение
заслонок производится при помощи блоков с контргрузом в вертикальном
направлении.
Стены печи снаружи облицовываются чугунными плитами,
скрепляемыми наличниками, стянутыми поперечными тягами. Наличниками
служат рельсы или двутавровые балки.
Для рафинирования жидкой конвертерной меди применяются также
вращающиеся печи. Печь может служить миксером. Вращающиеся
печи делаются цилиндрическими, с цельным или частичным металлическим
кожухом. Заливка чернового металла, окисление, съем шлака и дразне-
ние производятся через специальное окно. Разлив меди производится
через противоположное окно, снабженное жолобом. Вращающиеся печи

Глава XVΠ. Окислительное рафинирование меди
791
имеют размеры 4x9 м. Футеруются вращающиеся печи магнезитовым
кирпичом. Иногда верхняя часть печи футеруется динасовым кирпичом.
б) Отопление печей. Рафинировочные печи отапливаются твердым,
жидким или газообразным топливом.
Твердое топливо не должно содержать более 2% серы. При высоком
содержании углеводородов необходимо предусмотреть соответствующий
режим горения к концу процесса дразнения. Особое значение это
требование приобретает при работе на натуральном газе. Для предупреждения
растворения углеводородов в жидкой меди применяются специальные
горелки, в которых обеспечивается полное сгорание летучих. При
отоплении натуральным газом избыток воздуха составляет 10—15%.
Наиболее распространенным видом топлива для рафинировочных
нечей является нефть. При работе на жидком топливе сжигание нефти
должно быть полное при некотором избытке воздуха. Нефть и воздух
подаются под давлением 2.5 и 3.0 ат. Расход нефти для 200—400 τ печей
«оставляет 7% веса меди.
Пылевидное топливо часто находит применение для отопления
рафинировочных печей. Уголь должен содержать не более 2% серы и 8% золы и
не менее 36% летучих. Степень измельчения 88% минус 200 менк
Содержание влаги — 1 %.
Из всего количества золы 25% оседает в печи. Таким образом,
отопление пылеугольным топливом связано с увеличением количества шлаков
и большими потерями меди. При сжигании пылевидного топлива в
отходящих газах должно содержаться 2—4% свободного кислорода. Расход
пылевидного топлива составляет 130 кг на 1 τ меди.
Ввиду сравнительно небольшой длины печи пылевидное топливо
подается в печь короткопламбнными форсунками. Температура отходящих
из печи газов 1060°.
Таблица 295
Расход топлива при рафинирования меди
*
Период плавки
Загрузка. .
Плавление
Окисление
Дразнениѳ
Разлив. . .
Всего
Баланс тег
Использовано в π
Использовано по
Потери в трубу
Всего
На 1 τ меди
-
ла
ечи . . .
χ котлами
Натуральный гаэ

продолжительность
2 ч. 10 м.
10 » 35 »
4 » 55 »
2 » 25 »
3 » 20 »
23 ч. 25 м.
—
расход
топлива,
%
.7.2
57.2
24.2
4.9
6.5
100.0
41.9
36.6
21.5
100.0
Жидкое топливо

продолжительность
1 ч. 57 м.
10 » 00 »
5 » 10 »
2 » 47 »
4 » 06 »
24 ч. — м.
—
расход
топлива,
%
5.5
65.5
20.0
2.2
6.8
100.0
44.7
40.2
15.1
100.0
6.8
Пылевидное
топливо
расход
топлива, %
} 70
| 30
100.0
46.7
38.9
14.4
100.0
12.3

792
Часть четвертая. Металлургия меди
Таблица 290
Средние составы отходящих газов медерафинировочных печей (%)
Вид топлива
Натуральный газ
Жидкое топливо
Пылевидное топливо
СО,
8.2
10.8
14.7
S02
0.1
0.1
N2
73.6
77.1
76.6
Н20
16.0
9.9
6.6
Оа
2.2
2.1
2.2
В табл. 295 показан расход топлива за разные периоды
рафинирования.
В табл. 296 приведены средние составы отходящих газов.
§ 5. Практика окислительного рафинирования меди
Медь поступает на рафинирование в твердом или жидком виде.
Загрузка штыковой меди производится механизированным способом.
Температура в печи при загрузке поддерживается в пределах 900—1000°
при сильно окислительной атмосфере. Так как вся садка штыковой меди
сразу не вмещается в печь, загрузка производится в два приема. Вначале-
Фиг. 327. Механическая загрузка медеплавильной печи
загружается 70—75% садки, после чего медь подплавляют до ее усадки.
Через 5—6 час. догружаются остальные 25—30%. После этого
температура доводится до 1175°, и металл расплавляется. В процессе
расплавления происходит окисление меди и примесей и частичное их
ошлакование.
Печи большой мощности, при однородности материала, загружаются
при помощи крана с лопатой. Пальцы лопаты подхватывают штабель мед-

Глава XVII. Окислительное рафщтровапие меди
793
ных штыков (фиг. 327). В один прием загружается до 3.5 т. При загрузке
медной ломи применяется кран с мульдами. Хоботом крана мульда
подхватывается, вводится в печь и опрокидывается.
Загрузку штыковой меди можно осуществлять по наклонным скатам,
соединяющим загрузочные площадки с окнами печи. Штыки меди подни-
Загрузка шшВлениь Продувка
Присадка -фосфгоа
Фиг. 328. Ход процесса рафинирования меди (ао В. Ванюкову)
маются на площадку и по скатам попадают в печь. Заливка жидкой меди
производится ковшами при помощи крана.
При большой емкости печи устанавливается промежуточный
наклоняющийся ковш, куда сливается медь из конвертера. На некоторых
заводах медь из конвертера сливается в передвижной миксервагон, а из
последнего в рафинировочную печь. Емкость миксера около 70 т. Для
заполнения и слива меди миксер снабжен горловиной сечением 660x915 мм и
двумя отверстиями с торцов для разогрева и поддержания необходимой
температуры. Миксер футерован магнезитовым кирпичом.

794
Часть четвертая. Металлургия меди
После удаления всплывающих шлаков с поверхности жидкого металла
приступают к окислению примесей. Для этого через расплавленный
металл при помощи газовых труб диаметром 12—18 мм продувается воздух
под давлением 2—3 ат. При подаче воздуха только на поверхность
ванны окисление протекает менее энергично.
Образующаяся при окисле-,
нии Gu20 растворяется в меди
до предела, соответствующего
диаграмме состояния Си—Си20.
При наличии избытка закиси
меди образуются два слоя:
внизу медь, насыщенная закисью;
наверху закись, насыщенная
медью. Закись меди является
окислителем для примесей,
растворенных в металле.
О ходе процесса окисления
судят по физическим свойствам
и внешнему виду отбираемых
проб. По окончании процесса
окисления тщательно очищают
поверхность ванны от шлака и
начинают дразнение, для чего
в расплавленный металл
погружают концы бревен сырого
дерева (сосна, береза). При сухой
перегонке дерева выделяются
пары воды и углеводороды.
Происходит бурное кипение
ванны. При этом удаляются
некоторые -газы, поглощенные
жидкой ванной. Закись меди
восстанавливается до металла.
Начальный период дразне-
ния называется дразнением на
плотность. Углеводороды и
пары воды вытесняют сернистый газ, растворенный в меди. Восстановление
остатков закиси меди называется дразнением на ковкость. Во время
дразнений на ковкость ванна жидкого металла покрывается слоем
древесного угля. Конец дразнения определяется внешним видом пробы.
Передразненный металл содержит водород и дает пузыристую,
пористую отливку. Водород находится в меди в виде химического соединения
{гидриды) или раствора. Резкое снижение растворимости водорода в
меди наблюдается при температуре отвердевания. Выделяясь в
свободном состоянии и не успевая удалиться, водород делает медь хрупкой
и пористой. Водород увеличивает твердость и понижает пластические
■свойства меди. В присутствии закиси меди водород восстанавливает
последнюю с образованием паров воды, вызывающих межкристаллическую
пористость и хрупкость.
Рафинированная медь отливается в специальные формы. При разливе
важно соблюдать соответствующие температуры для получения плотной
отливки. Температура меди в печи не должна превышать 1135°. В
промежуточном разливочном ковше температура должна составлять 1100—
Фиг. 329. Летка для выпуска металла
α—вертикальный разрез; б — горизонтальный
разрез

\ταβα XVЦ. Окислительное рафинирование меди 795
Изложницы необходимо иметь нагретыми до 120—130°.
На фиг. 328 показан ход процесса рафинирования по Ванюкову.
Разлив меди производится через летку (фиг. 329). Последняя
представляет собой вертикальную прямоугольную щель в стене от поверхности
аанны до пода печи. Щель перед загрузкой печи забивается материалом,
гГЬ
Фиг. 330. Карусельная машина для отливок
А — вид сбоку; Б — вид сверху. J — жолоб; 2—ковш; 3, 4, δ — изпондаицы; 6 — бассейн
с водой; 7—транспортер; 3 — брызгало для воды; 3 — привод
который не должен разъедаться шлаками, но слегка схватываться. С
внешней стороны набойка летки закрепляется железным листом, который
удаляется перед началом выпуска металла. Постепенно сбивая ломком
набойку летки, дают стекать верхнему слою меди, регулируя толщину
струи при помощи глиняных пробок.
Жидкий металл наиболее часто отливается в аноды, направляемые на
электролиз. Для отливки применяются чугунные или медные изложницы,
ло форме аналогичные кокилям для отливки свинцовых анодов (фиг. 157).

796
Часть четвертая. Металлургия меди
Фиг. 331. Тележка для отвозки анодов
Чугунные изложницы обходятся дешевле, чем медные, но имеют тот
недостаток, что отливки в них получаются пористыми. Чем более
шероховата поверхность изложницы и выше температура меди, тем
пористее получается отливка. Этот недостаток устраняется применением
специальной смазки. В качестве последней используются вещества,
не растворяющиеся в меди и не выделяющие при нагревании газов.
Костяная зола, сажа и некоторые другие материалы дают хорошо
пристающую смазку. Медные изложницы изготовляются прессованием. В
расплавленную медь вводят штамп, имеющий внутреннюю форму изложницы.
При производстве массовых отливок применяются разливочные
машины. На фиг. 330 приведена установка карусельной машины для отливки
анодов. В карусельной машине изложницы расположены радиально,
либо тангенциально. Между выпускным жолобом и разливочной
машиной устанавливается промежуточный ковш. Медь течет в ковш
непрерывно. Как только ковш наполнится, он наклоняется, и медь
выливается в изложницу. После заполнения изложницы ковш возвращается в:
прежнее положение. Разливочная машина затем повертывается на
определенный угол, подставляя следующую изложницу под ковш. По
мере вращения машины отливки остывают. Для интенсивного
охлаждения применяют обрызгивание водой. Затвердевшая отливка на
противоположном конце автоматически вываливается и падает в бассейн
с водой, откуда извлекается при помощи специального транспортера.
Отвозка анодов производится на специальной тележке (фиг. 331).
В табл. 297 приведены технические показатели окислительного
рафинирования меди.х
Н. Диев. Огневое рафинирование меди, 1941.

Глава XVII. Окислительное рафинирование меди
797
Таблица 297
Технические показатели окислительного рафинирования меди
Показатели
Получение
анодов
ваііорбарсов
Б а л а н с металла
Выход годного, %
» скрапа, %
Меди в шлаке, %
Расход (на 1 т)
Мазут, кг
Древесный \голь, м3 ....
Бревна сосновые, м3
Воздух, м3
Электроэнергия, кбт-ч ....
97
1.16
1Л4
79.0
0.1
. 0..04
146
4.0
90
1.97
1.11
108
0.09
0.038
177
7.3
§ 6. Шлаки от рафинирования меди и их переработка
Шлаки, получаемые при рафинировании меди, делятся на основные
т. кислые. Различие в процессах рафинирования в печах с кислой и
основной подиной влияет на состав шлака. В кислой печи шлакование
происходит путем образования силикатов, в основной печи —основных окислов
я солей.
В табл. 298 приведены примерные составы двух проб шлака.
Таблица 298
Состав шлаков окислительного рафинирования меди (%)
Подина печи
Кислая
Основная
Си
35.7
59.6
Si02 Fe
39.02
8.21
3.36
А1203
4.19
СаО
5.04
РЬ
0.65
0.65
Ві
0.002
Sb
0.22
As
0.05
0.16
s
0.61
Se + Te
0.0018
Из всего количества меди в шлаке около 80% приходится на химически
•связанную, а 20% —механически увлеченную медь.
Шлаки основных печей отличаются малым содержанием кремне-
кислоты. Содержание меди в основных шлаках колеблется между 50
и 80%
Для извлечения меди из рафинировочных шлаков их подвергают
.восстановительной плавке в шахтной ватержакетной печи небольших
размеров. Высота столба плавильных материалов не превышает 2 м.
.Давление дутья 350 мм вод. ст. Суточный проплав составляет 20 τ шлака
на 1 м2 сечения в области фурм. Расход топлива 20% веса шихты.
Продуктами плавки являются черная медь и отвальные шлаки следующего
■состава (табл. 299, 300).

798 Часть ■четвертая. Металлургия меди
Таблица 2S9
Состав черновой меди (%)
Си
97.78
Ni
0.24
As
0.13
Sn
0.85
ΑΙ
0.09
Fe
2.21
Co
0.41
Pb
0.24
S
0.68
Zn
0.19
Таблица 3ft»
Состав отвального шлака (%)
Si02
48.3
CaO
27.3
MgO
1.6
ΑΙ,03
5.6
Слі20
0.8
PbO
0.3
Fe303
1.34
ZnO
NiO
2.6 0.2
§ 7. Способы возможной интенсификации процесса окислительного
рафинирования меди
На медеплавильных заводах большой мощности целесообразно
рафинированию подвергать непосредственно черновую медь, получаемую в
жидком виде при бессемеровании штейнов. Это позволяет экономить,
топливо на расплавление металла (около 65—70%) и ускоряет отдельные
стадии процесса. Облегчается загрузка металла в печь. Некоторые
усложнения при этом возникают в связи с необходимостью сочетать работу
конвертеров с печами для рафинирования.
Для уменьшения количества воздуха, расходуемого на продувку,
в некоторых случаях практикуется пропускание паров воды через
расплавленную ванну металла.
Пары воды окисляют сульфид меди, имеющийся в металле, по реакции:
Cu2S + 2Н20 = 2Си + S02 + 2Н2.
Пары воды способствуют удалению газов, растворенных в меди, какг
S02 и др. Выделяющийся водород одновременно раскисляет ванну, что
облегчает последующее дразнение металла.
С этой же целью, одновременно с продувкой воздухом, когда окисление
получило значительное развитие, практикуется дразнение металла. Для
ускорения восстановления меди делались опыты по вдуванию угольной
пыли, нефти, генераторного газа в расплавленную ванну после ее
окисления.
Вдувание кальцинированной соды способствует образованию арсената
и антимоната натрия и всплыванию последних на поверхность ванны.
Для получения меди с малым содержанием кислорода
рекомендуется отливку производить в вертикальные изложницы. Для получении
бескислородной меди применяют различные раскислители: фосфор,
литий, бериллий и др.

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование меди 799
Борные шлаки раскисляют медь и защищают ее от окисления по
реакции
2Си20 + СаО -2В202 = 4Си + СаО -2В203.
Весьма эффективным способом для получения бескислородной меди
является пропускание расплавленного металла через слой раскаленного
древесного угля. При этом протекают следующие реакции!
Gu20 + G = 2Cu + GO,
Cu20 + СО = 2Cu + C02.
В печи, закрытых жолобах и вертикальных изложницах
поддерживается восстановительная газовая среда.
Заслуживает внимания следующий способ получения бескислородной
чистой меди прямо из конвертерного металла. При конвертировании
белого штейна вначале лишь небольшая часть его переводится в металл.
В последнем концентрируются примеси и благородные металлы.
Остальную часть сернистой меди окисляют при продолжающейся продувке до
состояния закиси.
Полученная закись меди в жидком виде пропускается через
раскаленный древесноугольный фильтр. Получаемая таким способом медь
отличается малым содержанием примесей.
Глава XT III
ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ РАФИНИРОВАНИЕ МЕДИ
§ 1. Сущность процесса электролиза
Электролитическое рафинирование меди преследует цель получения
металла высокой чистоты, удовлетворяющего требованиям
электротехнической промышленности и производства сплавов. Кроме того, при
электролизе является возможным извлечь из меди благородные металлы (золото,
серебро, платину и др.) в виде концентрированного продукта (шлама).
При электролитическом рафинировании анодом служит рафинируемый
металл. На аноде происходит переход металлов в ионное состояние:
иными словами, металлический анод растворяется на положительном полюсе,
давая растворимую соль. На катоде металл осаждается в состоянии,
близком к химически чистому.
Примеси, содержащиеся в аноде, собираются в виде шлама, либо
остаются в электролите в растворенном состоянии.
Раствор при электролитическом рафинировании является
переносчиком ионов металла и подвергается сравнительно медленному изменению.
При электролитическом рафинировании потенциалы растворения и
выделения металла взаимно уничтожаются. Напряжение ванны
складывается из сопротивления электродов, электролита, проводников,
контактов, поляризации и т. д.
а) Анодный процесс. При прохождении тока на аноде протекают три
электрохимических процесса:
Си — 2Ѳ-»Си^,
Си-Ѳ^Си+,
Си+— Ѳ-*Си·"-.

soo
Часть четвертая. Металлургия меди
При этом образуются ионы меди двух валентностей: Си+ и Си++.
Анодное растворение в сернокислом растворе идет преимущественно
в сторону образования двухвалентной меди. Образование одновалентной
меди незначительно и определяется условиями равновесия реакции
CuH+ + Cu£2Cu+.
Константа равновесия реакции при 18° составляет
jg-== _Εεη*Ϊ_ = 1.51-10».
(CCU+)2
Как видно из уравнения, с повышением содержания двухвалентной
меди в растворе увеличивается также концентрация одновалентной меди.
Повышение температуры Способствует образованию одновалентной меди.
Реакция сдвигается при этом вправо. Вследствие малой растворимости
Cu2S04 раствор получается насыщенным закисью меди.
При охлаждении раствора, насыщенного CuaS04, выделяются
кристаллы металлической меди, согласно реакции
Cu2S04->CuSO4 + Cu.
Образование одновалентной меди при электролизе является
нежелательным процессом, так как приводит к обогащению электролита медью.
Потери тока при этом увеличиваются вследствие неполного
восстановления меди на катоде
и обратного окисления на аноде
Си+ —Ѳ-^Си·"·.
б) Катодный процесс. На катоде возможны три процесса
1) Cu+f + 20->Cu,
2) Cu+ + Θ-* Си,
3) Си+++ Ѳ-»Си+.
Потенциалы меди, отнесенные к нормальным концентрациям
соответствующих ионов, составляют
(Cu/Cu+) = + 0.51 в,
(Cu/Cu++) = +0.34 »,
(Cu+/Cu++) = + 0.17 ».
В состоянии равновесия, в насыщенном Cu2S04 молекулярном
растворе GuS04, все три потенциала одинаковы и равны + 0.316 в.
Вследствие значительной концентрации Си++ преобладающее
значение имеет первая реакция. Она является суммарной в отношении двух
других.
Для более полного использования тока концентрация двухвалентных
-ионов меди у катода не должна опускаться ниже нормы, определяемой

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование ме<)и 801
условиями равновесия. В противном случае интенсивно пойдет третья
реакция, т. е. восстановление двухвалентной меди в одновалентную.
На концентрацию одновалентных ионов в электролите влияют
изменение температуры и побочные химические реакции. В кислом
электролите в присутствии воздуха происходит окисление одновалентной меди
в двухвалентную по реакции
Cu2S04 4- H2S04 Нг Ѵ-2<->, = 2CuS04 + H20.
В нейтральной среде происходит гидролиз по реакции
Cu2S04 + Н.,0 = Си20 + H2S04.
Для нормального протекания катодного процесса должны быть
соблюдены следующие условия:
1) кислая реакция электролита;
2) отсутствие в растворе окислителей;
3) высокая плотность тока;
4) умеренные температуры и концентрации двухвалентных ионов меди.
§ 2. Поведение примесей при электролитическом рафинировании меди
Анодная медь, поступающая на электролиз, представляет собой сплав
металлов с преобладающим содержанием меди. При анодном растворении
в сернокислом электролите металлы ведут себя в соответствии с их
потенциалами. В ряду напряжений нормальный потенциал меди равен 0.34 в.
Металлические примеси, обладающие более низким, чем медь, электродным
потенциалом, как висмут, мышьяк, сурьма, свинец, олово, никель,
железо, под действием тока в первую очередь переходят в сернокислые
соединения. Последние остаются в растворе (NiS04, FeS04, ZnS04) либо
выпадают в осадок (PbS04, Sb2(S04)3 и др.), переходя в анодный пглам.
Металлические примеси, имеющие более положительные, чем медь,
электродные потенциалы (Au, Ag), не изменяются под действием тока.
В виде нерастворимого порошка они остаются на поверхности анода либо
падают на дно ванны', образуя шлам.
Примеси, выпадающие в шлам, периодически удаляются из ванны.
Примесям, переходящим в раствор, дают накапливаться до определенной
концентрации, при которой обеспечивается получение чистой катодной
меди. По достижении критической концентрации примесей электролит
подвергается соответствующей очистке.
Примеси, имеющиеся в меди, можно разбить на четыре группы:
Группа I. Металлы, более электроположительные (благородные),
чем медь: Au, Ag, Pt, Se, Те.
Γ ρ у π π a II. Металлы с потенциалами выделения, близкими к медш
As, Sb, Bi.
Группа III. Металлы, более электроотрицательные, чем медь:
РЬ, Sn, Ni, Go, Fe, Zn.
Группа IV. Химические соединения меди: Cu20, Cu2S, Cu2Se, Cu2Te.
Группа I
Благородные металлы, а также селен и теллур, обладая более
положительными потенциалами,, чем медь, при анодном растворении остаются
в анодном шламе.
51 Металлургия тяжелых цветных металлов

802
Часть четвертая. Металлургия меди
Из группы благородных металлов в раствор может переходить
некоторое количество серебра в виде Ag2S04. В электролите в среднем
содержится около 0.5 мг/л Ag.
Присутствие ионов хлора способствует выпадению серебра из раствора.
Образующееся хлористое серебро остается в виде тонкой взвеси в так
называемом блуждающем шламе.
Группа II
Потенциалы выделения сурьмы, мышьяка и висмута из растворов
близки к потенциалу меди. Ближе всего находится потенциал мышьяка
(+ 0.29 в), затем идет висмут (+ 0.24 в) и, наконец, сурьма (+ 0.16 в).
При насыщении электролита соединениями этих металлов
возможно их осаждение вместе с медью на катоде. Повышенная
плотность тока, низкое содержание меди в электролите и слабое
перемешивание последнего увеличивают вероятность выделения этих металлов
на катоде.
В этом отношении чем чище от примесей анод, тем более высокого
качества получается катодный осадок. Электролиз меди преследует цель
максимально полного удаления сурьмы, мышьяка и висмута. Однако
наиболее полное удаление этих примесей из меди вследствие близости
потенциалов возможно лишь при малом их содержании в анодном металле.
Отсюда ясно стремление удалять эти примеси при предварительном
окислительном рафинировании меди.
Сурьма при анодном растворении образует трехвалентные ионы Sb++f.
Вследствие слабой растворимости сурьмы в растворах серной кислоты
(в 1 л,содержащем 200г H2S04, растворяется при 53° 0.72 г Sb203) и реакции
гидролиза сурьма переходит преимущественно в шлам в виде основной
сернокислой соли или окиси. Присутствие в электролите мышьяка
снижает растворимость Sb203: В 1 л раствора, содержащего 200 г H2S04
и насыщенного трехокисью мышьяка, растворяется при 53° лишь 0.03 г
Sb203.
Понижение растворимости объясняется образованием комплексного
соединения 3Sb203-2As2Os. Это соединение обладает весьма слабой
растворимостью, резко уменьшающейся при понижении температуры.
Выделяясь в виде тонкой дисперсной взвеси, арсенат сурьмы остается в
блуждающем шламе. В присутствии ионов хлора в электролите сурьма переходит
в шлам в виде нерастворимого оксихлорида SbOCl.
При содержании сурьмы в электролите в пределах 1 % напряжение
ванны повышается вследствие образования тонкой пленки шлама на
поверхности анода. Во избежание загрязнения катодного металла сурь^
му следует удалять по возможности полнее при окислительном
рафинировании меди.
Мышьяк переходит в раствор в виде трехвалентного иона. В
нейтральной среде образующийся сульфат гидролизует по уравнению
As2 (S04)3 + 3H201. As3Os + 3H2S04)
Αβ,Ο, + 3H20 = 2H3As03.
В электролите могут находиться также и пятивалентные ионы мышьяка,
так как мышьяковистая кислота.окисляется на аноде до мышьяковой.
В среднем содержание мышьяка в электролите составляет 10—15 г/л.
Замечено, что каждый г/л As, в электролите связан с отложением 0.65 г
As на 1 τ катодной меди.'

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование меди . 803
Висмут при анодном растворении переходит в электролит в виде
трехвалентного иона. Растворимость висмута в двухнормальной серной
кислоте при 18° составляет 2.2 г/л, уменьшаясь с повышением
температуры.
Соединения висмута легко гидролизуют и выпадают в осадок в виде
основной сернокислой соли. Форстер приводит следующие данные по
распределению мышьяка, сурьмы и висмута между раствором и шламом
(табл. 301).
Таблица "01
Распределение мышьяка, сурьмы и в^мута между раствором и шламом
при электролизе меди
Металл
As
Sb
ВІ
Содержание
в аноде (%)
0.0586
0.0654
0.0320
Распределение металлов, %
осталось
в растворе
77.10
38.86
21.78
перешло
в шлам
22.90
61.14
78.22
Группа III
Свинец при анодном растворении переходит в труднорастворимую
форму сульфата PbS04. При высоком содержании свинца в аноде на
поверхности последнего образуется пленка PbS04, вызывающая повышение
напряжения на ванне.
Свинец в шлам попадает из анода, а также свинцовой обкладки ванн.
Растворимость PbS04 в электролите составляет около 20 млг/л РЬ.
' Олово при анодном растворении переходит в шлам в виде оловянной
кислоты или основного сульфата. SnOa, соединяясь с мышьяковистой
кислотой, образует труднорастворимые комплексные соединения типа стан-
натов.
При высоком содержании олова в анодном металле образующаяся
коллоидальная оловянная кислота обволакивает катод и вызывает
неравномерность отложения меди на последнем. В небольшом количестве
оловянная кислота, подобно другим коллоидам, способствует получению
гладкого осадка меди на катоде.
Никель, кобальт, железо, марганец и цинк при анодном растворении
переходят в электролит. Эти металлы могут накапливаться в растворе
до значительных размеров без опасения их осаждения на катоде.
В анодах содержание кобальта, марганца и цинка обычно
незначительно, и накопление последних в электролите происходит медленно.
Содержание кобальта и марганца в электролите не превышает 0.1 г/л,
а цинка 0.3 г/л.
Железо может содержаться в электролите до 2—5 г/л. Закисное
железо окисляется на аноде до окиси по реакции
Fe-"*— Ѳ-^Ре-*-"-,
Сульфат окиси растворяет медь по реакции
Fe2 (S04)3 + Си = CuS04 + 2FeS04.
Нахождение железа в электролите связано с уменьшением выхода
по току.

804
Часть четвертая- Металлургия меди
Никель может накапливаться в электролите до 15—20 гул.
Присутствие никеля увеличивает сопротивление электролита. Вследствие
большей растворимости сульфата никеля чрезмерное его накопление в
электролите вызывает кристаллизование медного купороса CuS04-5H20.
Присутствие никеля в количестве 1 г/л вызывает появление металла в
катодном осадке в пределах 2—3 г/т меди.
Переход железа, никеля, цинка, марганца и кобальта в раствор
связан с уменьшением концентрации свободной серной кислоты в
электролите.
Группа IV
Соединения меди, как Cu20, Cu2S, Gu2Se, Cu2Te, при анодном
растворении почти полностью переходят в шлам. Gu20 частично растворяется в
электролите, повышая концентрацию меди в последнем. Сплавы и
соединения меди хуже проводят ток, чем металлическая медь. При анодном
растворении частицы сплавов и химических соединений отрываются от
анода и попадают в шлам.
На поведение примесей и степень чистоты катодного осадка меди
оказывает влияние ряд факторов, как концентрации меди и кислоты в
растворе, температура, плотность тока, присутствие коллоидов и др. С
увеличением кислотности раствора потенциал равновесия меди несколько
понижается, а с повышением температуры увеличивается. Повышение
концентрации серной кислоты в электролите с 100 до 200 г/л уменьшает
напряжение на 0.0*4 в, а повышение температуры с 18 до 50° уменьшает
напряжение на 0.032 в.
Увеличение температуры, содержания меди в растворе, ионов хлора
уменьшает поляризацию между электродами. Высокие плотности тока,
присутствие коллоидов (желатины, клея) повышают электродные потенциалы.
Качество катодного осадка меди находится в прямой зависимости от
соотношения величин электродных потенциалов меди и примесей.
В табл. 302 приведено примерное распределение анодных примесей
между электролитом и шламом при электролитическом рафинировании меди
(в %)·
Таблица 302
Распределение примесей при электролитическом рафинировании меди (°/0)
Примесь
В раствор
В шлам
Аи
100
Ag
100
Se
100
Те
100
Pb
100
Ni
95
5
Fe
100
Zn
95
5
As
75
25
Sb
40
60
Bi
20
80
ч § 3. Электролит
При рафинировании меди в качестве электролита применяется
подкисленный серной кислотой раствор сульфата меди. По сравнению с
другими электролитами — солянокислым, азотнокислым или аммиачным —
сернокислый раствор имеет ряд преимуществ: малая летучесть
сернокислых электролитов облегчает обслуживание ванн и упрощает аппаратуру;
является возможным работать с повышенными температурами и
концентрациями кислоты, что связано с увеличением электропроводности
электролитов и меньшим расходом электроэнергии; благодаря образо-

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование меои
805
ванию труднорастворимых соединений сурьмы и висмута в сернокислом
растворе катодная медь почти не содержит указанных примесей;
потенциал разложения сульфата меди ниже, чем солянокислых или
аммиачных растворов, что обеспечивает меньший переход примесей в раствор.
Недостатком сернокислого электролита по сравнению с солянокислым
или аммиачным является больший расход электроэнергии. Из сернокислых
растворов 1 а-ч теоретически может выделить 1.18 г Си. Из солянокислых
или аммиачных растворов, в которых медь находится в одновалентной
форме, 1 а-ч может выделить 2.36 г Си, т. е. в два раза больше.
Главными составными частями электролита, применяемого при
электролизе меди, являются сульфат меди и серная кислота. Кроме того,
в электролите могут содержаться некоторые количества металлических
солей: NiS04, FeS04, As2(S04)3, ZnS04, CaS04, MgS04, MnS04, Na2S04>
NaCl, сульфаты висмута, сурьмы и коллоиды.
Сернокислая медь имеет значение металлосодержащей солиі ионы меди
при разряде дают катодный осадок. Содержание меди в электролите
колеблется в пределах 30—45 г/л Си. Наличие свободной серной кислоты
уменьшает сопротивление электролита и препятствует образованию
закиси и ионов одновалентной меди.
Сопротивление электролита с 154 г/л H2S04 и 41 г/л Си (в виде CuS04)
составляет 2 ома на 1 см3. При 208 г/л H2S04 сопротивление электролита
снижается до 1.56 ома.
На практике концентрация серной кислоты в электролите составляет
в среднем 200 г/л H2S04. Состав электролита в процессе рафинирования
не остается постоянным. По мере протекания электролиза содержание
меди в электролите повышается. Происходит это за счет образующейся
закиси и химического растворения металлической меди в присутствии
кислорода воздуха.
Сульфат закиси меди в присутствии кислорода воздуха может перейти
в сульфат окиси по реакции
Cu2S04 + ν202 + H2S04 = 2CuS04 + Н20.
Прямое растворение меди протекает по реакции
2Си + 02 + 2H2S04^2CuS04 + 2Н20.
Реакция усиливается с увеличением содержания воздуха в растворе
и повышением температуры. "
Присутствие в электролите распыленной металлической меди,
образующейся по реакции 2Cu+-»Cu"H· + Си, усиливает переход меди в раствор.
Наличие закиси меди в аноде связано с расходом серной кислоты и
обогащением раствора медью.
Все перечисленные выше реакции приводят к обогащению
электролита медью в количестве около 1 %, а при работе с чистыми медными
анодами — до 2% веса катодной меди.
Кислотность электролита при отсутствии примесей в анодной меди
должна оставаться постоянной.
Наличие примесей, которые анодно растворяются и накапливаются
в электролите, как железо, никель, цинк, кобальт, марганец, связано с
понижением концентрации свободной серной кислоты. Присутствие
примесей, которые при переходе в электролит гидролизуют, как мышьяк,
сурьма, висмут, связано с повышением концентрации серной кислоты в
электролите.

806
Часть четвертая. Металлургия меди
Примеси, которые накапливаются в электролите, оказывают влияние
на проводимость последнего. Наибольшее значение имеют никель,
железо, мышьяк. Влияние меди, никеля, мышьяка и железа на удельное
сопротивление электролита прямо пропорционально их содержанию в
последнем. Следует учесть, что повышение кислотности электролита
уменьшает растворимость меди в последнем. Так же уменьшает
растворимость меди наличие примесей, например никеля.
При электролитическом рафинировании меди может иметь место
кристаллизация медного купороса GuS04.5H20. Это происходит при работе
с сильно кислыми электролитами при обогащении раствора
другими примесями (NiS04) и понижении температуры. Хорошее
перемешивание и циркуляция электролита, работа с чистыми анодами и
быстрое обновление раствора для минимального перепада температуры в
начале и конце ванны устраняют возможность образования кристаллов
медного купороса.
В табл. 303 приведены данные о заводских электролитах,
применяемых при рафинировании меди.
Таблица 303
Характеристика
электролита
Содержит меди .
Содержит
свободной H2SO„ . .
Температура . .
Скорость
циркуляции ....
Электролиты для раф
Ε
се К
а <*
й£
Ня
г/л
»
°С
—
л/мин.
инирования
меди
Завод
2
В
3
В
30
152
50
—
17
Р.
α
t-
т
S
42
217
57
1.28
13.5
Йя
ша
43
181
55
1.25
20.5
ей
О
Бч
40.9
186
57
1.24
22.5
»?
ьѲ
53
220
60—55
1.257
27
1 а
a g
Оса
45
20Ь
55
1.28
18
Pi
»
37.5
li'4
60
1.28
18
о
К
СО
38
216
57
1.27
22.Ь
ι

Sees*
ftft
30
—
—
—
18
a
о
и
45
1У4
55
1.2У
lb
p.
о
и
32
170
52
1.18
lb
В табл. 304 приведено содержание примесей в электролите.
Таблица 304
Содержание примесей.в электролите (г/л)
і
ι Примесь
і Ni
As
ί Sb
1 Fe
Такома
20
5
0.75
0.5
Завод
'Анаконда
7
5
0.5
2.7
Раритэн
І7.4
15.3
—
2.36
§ 4. Аппаратурное оформление медеэпектролитного процесса
- а) Электролитные ванны. Электролитная ванна для рафинирования
меди имеет вид прямоугольного ящика и в конструктивном отношении
идентична ваннам для рафинирования свинца и электролиза цинка

Глава, XVIII. Электролитическое рафинирование меди
807
{фиг. 158,250). Материалом для изготовления ванны служит дерево, бетон,
железобетон, шифер. Выбор материала для ванны определяется в
значительной мере экономическими соображениями.
Наибольшее распространение нашли деревянные ванны. Реже
применяются бетонные или железобетонные. Применение таких материалов,
как шифер, для изготовления электролитных ванн является исключением.
Преимуществом деревянных ванн является возможность быстрого
проведения ремонта. В равной мере это относится к бетонным или
железобетонным ваннам, составляемым из отдельных плит. Недостатком
деревянных ванн является большая утечка тока по сравнению с бетонными или
железобетонными ваннами. Объясняется это гигроскопичностью дерева и
постепенной его пропиткой раствором, вследствие чего увеличивается
электропроводность стенок ванны.
Деревянные ванны делаются из 5—8-см сосновых досок. Каркас ванны
составляется из 12—20-см брусьев. Изнутри деревянные ванны
выкладываются 3-мм рольным свинцом, содержащим до 6% Sb. Снаружи ванна
покрывается слоем кислотоупорной краски.
Для изготовления бетонных или железобетонных ванн применяется
бетон следующего состава: 2 ч. кварца, 1.5 ч. песка, 1 ч. цемента.
Внутренние стенки бетонных ванн защищаются от действия кислых растворов слоем
асфальтовой мастики, реже листовым свинцом.
Ванны устанавливаются на кирпичных или бетонных столбах высотой
1.5—2.5 м, изолированных при помощи стеклянных или фарфоровых
прокладок толщиной 2—3 см. Под ваннами находится подвальное
помещение, в котором устанавливаются насосы, аэролифты, сборные баки и
жолоба для растворов.
У одной торцевой стороны ванны приделывается карман для подачи
свежего раствора, у другой — лоток для стока электролита. На дне ванны
имеется отверстие для опорожнения ванны, закрываемое свинцовой
пробкой на штанге. На продольных бортах ванны на резиновых подкладках
помещаются медные шины, на которые опираются поперечные медные
штанги с подвешенными на них электродами или непосредственно плечи
анодов.
Размеры электролитной ванны определяются величиной анодов,
амперной нагрузкой, катодной плотностью тока и отношением общей
поверхности катодов ванны к ее объему.
Размеры и вес анодов зависят от степени механизации по их отливке
и транспортированию. Применение разливочных машин и кранов для
подъема и транспортирования позволило значительно повысить размеры и
вес анодов. На современных медеэлектролитных заводах ширина анода
достигает 0.95 м, длина 1.1 м. Наибольший вес анода составляет 350 кг.
Длиной анода определяется глубина ванны.
Амперная нагрузка на ванну на крупных заводах составляет 10 000 а,
доходя в некоторых случаях до 15 000 а. Средняя амперная нагрузка
ванны составляет 6000—7000 а.
При расстоянии 95—110 мм между центрами одноименных
электродов в ванне вмещается от 50 до 80 электродов.
В табл. 305 приведены габаритные размеры электролитных ванн для
рафинирования меди.
В табл. 306 дана основная характеристика электролитных ванн. Длина
ванны колеблется от 3500 до 4500 мм, ширина от 800 до 1100 мм, глубина от
1100 до 1330 мм. Общая поверхность катодов в 1 м3 объема ванны зависит
от скорости перемешивания электролита. Чем интенсивнее перемешивание
раствора, тем больше может быть отношение между поверхностью ка-

Часть четвертая. Металлургия меди
Таблица 305
Размеры электролитных ванн для рафинирования меди
Характеристика
ванны
Ширина
Высота
Анодов в ванне .
Катодов в ванне .
Плотность тока
в шинах ....
Единиц

измерении
»
»
ШТ.
»
а/мм2
\
IIышма
3665
1000
1100
30
31
1
3510
1060
1079
29
30
0.74
4335
1092
1220
37
38
0.62
.9
3
4475
838
1J69
42
43
0.78
Греііт-
Фоллс
3128
864
1143
25
26
1.55
£11
Km
3048
864
1220
28
29,
1.0У
■^
Kaprep
3355
1066
1330
37
38
1.40
о
о
ев
G
А
ч
го
4170
1080
1143
33
34
0.62
Коппер
Клиф
я
К
о
о
и
3430 3500
1067
1156
37
38
1050
ИЗО
34
35
0.81
l.
Гамбур
3200
800
1250
33
34
0.86
Таблица 306
Основные характеристики медеэлектролитных ванн
Показатели

Единица

измерения
Мау-
рер

Балтимора
Греііт-
Фоллс
Пэрт-
ЭмСой
Карте-
рет

Гамбург
Общая поверхность катодов . . .
Объем ванны
Поверхность катодов на 1 л3. . .
Объемная плотность тока
Общий вес анодов
Объем ванны на 1 τ анодов . . .
Суточная производительность
ванны, катодной меди
Объем ванны на 1 τ суточной
производительности
Площадь ванны на 1 τ суточной
производительности
м3
м2
а/м3
τ
м3
51.2
4.02
12.75
2 500
8.55
0.47
0.255
15.8
14.6
74.5
5.8
12.8
2 640
10.4
0.43
0.388
15.0
12.5
35.7
3.1
11-5
3100
7.4
0.42
0.258
12.0
10.5
42.6
3.22
13.15
2 560
6.66
0.48
0.218
14.8
12.0
67.4
4.04
16.5
3150
8.4
0.48
0.345
11.7
10.4
41.6
3.2
13.0
2 200
5.28
0.61
0.18:
17.0
13.7
тодов и объемом ванны. Чем чище анодная медь, тем ближе могут быть
расположены электроды. На 1 м3 ванны приходится от 11.5 до 16.5 м2
катодной поверхности.
Объемная плотность тока колеблется в пределах 2200-3150 а/м3.
Чем больше объемная плотность тока, тем больше расход
электроэнергии на выделение джоулева тепла и тем сильнее нагревается
электролит.
б) Аноды. Аноды для электролиза отливаются из рафинированной
огневым способом меди.
Отрицательное влияние сурьмы, мышьяка и висмута на
электропроводность меди выдвигает необходимость максимального удаления этих
примесей из металла. В связи с тем, что эти примеси при
электролитическом рафинировании меди вследствие близости потенциалов могут
выделяться вместе с медью на катоде, принято за правило, что анодная медь,
получаемая при огневом рафинировании, должна содержать
минимальное количество этих примесей. В табл. 307 приведены примерные составы
медных анодов (в %).

Глава XV111. Электролитическое рафинирование меди
803
Таблица 307
Элементы
От
До ...
Си
98.02
99.57
Сс
Ag
0.057
0.283
став медных
Аи
0.0385
0.0257
Ш
0.008
0.25
ЕШОДОВ
Fe
0.005
0.05
(%)
Pb
0.02
0.18
Sb
0.003
0.11
As
0.003
0.085
Se
0.005
0 065
Те
0.005
0.03
Аноды отливаются в специальные изложницы. Ширина анода
колеблется в пределах 0.8—0.95 м; длина в пределах — 0.9—1.1 м. Поверхность
анода составляет 0.7—1.0 м2 (с одной стороны).
Чем больше размеры анодов, тем ровнее они должны быть. Отлитые
аноды проверяются отвесом на вертикальность. При стремлении
максимально сблизить электроды наличие перекосов вызывает неправильное
распределение силовых линий, в результате чего получается неровный
осадок на катоде, возникают короткие замыкания и происходит
неравномерное растворение анода.
Толщина анода делается от 25 до 50 мм. Вес анода в среднем
составляет 250 кг, колеблясь от 150 до 350 кг. В поперечном сечении анод имеет
клинообразную форму с широким основанием сверху.
Время пребывания анода в ван-
^-^
а б б
Фиг. 332. Формы медных анодов и способы
их подвешивания
α — анод с плечами; б — анод с ушками; β — анод
с крючками
не колеблется от 20 до 30 дней. с=}\ /рэ ,/LJ-L
Длительность пребывания анода
в ванне зависит от его толщины и
удельной плотности тока.
Анодного скрапа получается
10—15% веса анодов. Чем
качество отливки лучше, тем меньше
выход анодного остатка. При
внимательном уходе за ваннами вес
анодного скрапа может быть
снижен до 8% первоначального веса анодов. Клиноподобные аноды дольше
сохраняют свою форму и образуют меньше скрапа.
В зависимости от устройства контактов аноды отливаются двух видов:
с плечами или без них. Аноды с плечами подвешиваются на борта таким
образом, что плечи полностью поднимаются над уровнем ванны.
Аноды без плеч подвешиваются к поперечной штанге при помощи
двух заплавленных при отливке ушков, либо двух свободных крючков,
вдеваемых в отверстия в верхнем крае анодных плит.
Аноды с плечами обладают тем преимущество^, что образуют меньшее
количество контактов.
Недостатком их является повышенное количество анодного скрапа.
На фиг. 332 изображены различные формы анодов и способы их
подвешивания.
В табл. 308 приведены размеры и составы анодов.
в) Катоды. Катодами при электролизе меди служат медные листы
(рубашки) толщиной 0.5—0.7 мм, весом 1.5—6 кг. Размеры 'катодных
листов превышают размеры анодов по длине на 25—50 мм, по ширине на
50—60 мм.
Катодные листы получаются электролитическим осаждением в ваннах
с растворимыми медными анодами и катодами в виде плит из катанной
(вальцованной) меди с отполированной поверхностью.

810
Часть четвертая Металлургия меди
Таблица 308
Характеристика
анодов
Ширина, мм . . .
Высота, ми ....
Толщина, мм . . .
Вес анода, кг . .
Анодного скрапа, %
Пребывание анода
в ванне, сутки .
Состав анода (%):
Си . .
As . . .
Sb . . .
Ni+ Co
Fe . . .
Se + Те
О, . . .
v2
Pb . . .
s. .
An (г/т)
Ag (г/т)
2
a
3
8°0
?20
37
2Г8
15
30
',9 6
0.007
0.006
0.055
0.012
0.014
0.009
0.001
„_
—
ft
915
£05
44.5
2'. 5
15
30
99.5
0.008
0.006
0.038
—
0.009
0.02
24
2800
Аноды
1
я о
£89
1016
40
352
16
31
99.2
0.06
0.05
0.08
—
0.13
0.03
—
34
3100
5
о
712
940
И
еі
712
927
38.1 50.8
231
15
24
99.2
0.04
0.0Я
0.20
0.05
—
0.03
—
—
68
3430
С86
11.3
26
99.3
0.085
0.03
O.0OS
0.03
—
—
—
—
1
250
■ £І
Ε-ι Ο
(Э.О
Кто
712
927
?8.1
238
11
30
99.5
—
—
—
—
—
—
—
—
—
~
іртерет
та
Ά
914
914
31.8
227
14
23
98.0
1.05
0.11
0.25
0.03
—
—
0.18
—
34
2740
;
ь-Пасо
го
914
914
37
318
13.5
—
99.6
0.003
0.003
0.03
0.004
0.028
0.25
0.021
0.003
28
шпер-
іиф
ΆΆ
915
940
31
227
13
28
—
—
—
—
—
—
—
—
—
870 —
в
к
о
о
900
еоо
- 39
275
13
30
99.3
—
—
—
—
—
—
—
1.5
о,
>.
«о
й
те
660
£00
33.7
160
13
26
£8.6
—
—
—
—
—
30
1000 1500
Различают три способа подвешивания катодных листов в ванне:
1) подвешивание к двум крючьям;
2) заворачивание конца катодной матрицы на медную или
омедненную штангу;
3) при помощи двух приклепанных петель или ушей из полосовой
меди. Последний способ нашел наибольшее распространение. На фиг. 333
изображены способы подвешивания катодов.
Время пребывания катода
Г
Фиг. 333. Формы медных катодов и способы
их подвешивания
г — катод с ушками; э — катод о плечевой штангой;
е — катод с крючками
в ванне колеблется в пределах
7—15 дней, составляя в
среднем 10—12 дней. Длительность
пребывания катода в ванне
зависит от экономических
соображений, а также качества и
структуры осаждаемой меди.
При длительном пребывании
катода в ванне осадок
получается неровным,
шишковатым.
Средний вес катода составляет 60—90 кг, варьируя по отдельным
заводам от 40 до 150 кг.
В табл. 309 приведены основные размеры катодов,
г) Коюиутация тока. Для преобразования переменного тока в
постоянный на медеэлектролитных заводах наиболее часто применяются мотор-
генераторы. Ртутные выпрямители устанавливаются при напряжении по
цеху в пределах 400—500 в>
При электролитическом рафинировании меди, вследствие
сравнительно невысокого напряжения на клеммах ванны, общее напряжение
по цеху редко превышает 2QQ в.

Глава XVIII.- Электролитическое рафинирование меди. 811
Характеристика
Рубашка:
высота
толщиніа
Катодный осадок:
продолжительность
осаждения . . .
вес катода ....
ливица
змере-
ая
Ией
»
' »
кг
сутки
кг
Катоды
ышма
В
860
8S5
—
—
lb
61
в.
&
г*»
*S
927
952
0.6
5
15
122.5
алтл-
opa
me
952
1041
—
5.У
15.5
150
«α
5
о
Χ
ь
737
S68
—
4.5
8
65.8
■я ч
PW
737
€68
—
3.2
6
Р.О
га S
С<П
764
ί94
0.6
3.6
10
61.272.7
артерет
К
968
?41
—
4.8
11.5
102
Таблица 309
іь-Пасо
CD
—
—~
Р.
Ев
О R
»й
I
ί-
— 960
—
14
—
960
6
15
122
и
S
и
700
ί00
0.5
2.8
13
68
Подача электроэнергии постоянного тока к ваннам и электродам
осуществляется по медным проводникам. При коммутации тока стремятся
расходовать возможно меньше меди на проводники и свести до минимума
число контактов.
Постоянные контакты в шинах тщательно очищаются с поверхности
и плотно сбалчиваются. Плотность тока в контактах берется равной 10—
15 а/см2, в шинах —0.8—1.0 а/см2. Шины, подводящие ток к ваннам,
£^ϊ
Фиг 334· Схема расположения ванн
Фиг. 335. Поперечный разрез медеэлект-
ролитной ванны по
четырехконтактной схеме
/ — анод; і — катод
делаются из полвсовой меди; основные шины на ваннах имеют
прямоугольное сечение; промежуточные — треугольное. В целях экономии меди
ванны располагаются блоками, по 10—20 сдвоенных ванн в блоке
(фиг. 334). При этой схеме только крайние шины двух концевых ванн
рассчитаны на полную силу тока. Промежуточные шины между
соседними ваннами делаются меньшего сечения;
Недостатками включения по схеме фиг. 334 являются трудность
обслуживания контактов, неизбежное хождение обслуживающего персонала

812
Часть четвертая, Металлургия меди
поверх ванн, а также невозможность выключать каждую ванну в
отдельности.
Для уменьшения потерь электроэнергии необходимо стремиться к
минимальному числу временных контактов. По схеме фиг. 335 между тинами
на ванне и электродами имеются четыре контакта: плечо анода — шина;
Фиг. 336. Медеэлектролитная ванна по трехконтактной схеме
Фиг. 337. Контакт
шина —конец катодной штанги; катодная штанга —два ушка
катода.
На фиг. 336 показана схема, в которой число контактов доводится
до трех. Достигается это тем, что ток идет от электрода одной ванны
непосредственно к электроду соседней ванны. Для этой цели на одном из пле-
чей анода, которое делается несколько длиннее другого, заливается
небольших размеров треугольная шина, на
которую опирается штанга катода соседней ванны
(фиг. 337). При трехконтактной схеме
катодная штанга устанавливается в несколько
наклонном положении.
Во время электролиза требуется
тщательное наблюдение за чистотой контактов.
Образование пленок на поверхности контактов
связано с повышением напряжения и
увеличенным расходом электроэнергии,
д) Способы включения ванны и электродов. Различают две схемы
включения в электрическую цепь электродов и ванн: мультипль и серий.
По схеме мультипль одноименные электроды ванны включаются
параллельно; ванны —последовательно. Напряжение на ванне в этом
случае равно разности потенциалов между двумя разноименными
электродами.
По схеме серий биполярные электроды в ванне включаются
последовательно. Биполярные электроды являются одновременно анодами и
катодами. G одной стороны прокатанной медной плиты происходит
растворение (анод), на другой стороне — осаждение меди (катод). К постепенно
утончающемуся с анодной стороны электроду прирастает с катодной
стороны слой свежеосаждаемой меди. Благодаря гладкой поверхности
электрода осадок меди легко затем отделяется от анодного остатка. На-

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование меди 813
пряжение на ванне зависит от количества включенных последовательно
биполярных электродов.
Ванны при системе серий включаются последовательно или
комбинированно: параллельно-последовательно. Система серий имеет то
преимущество, что количество контактов меньше, чем при схеме мультипль.
Это обстоятельство обеспечивает меньший расход электроэнергии.
Изготовление катанных плит для электродов несколько удорожает
производство.
В медной промышленности наибольшее распространение получила
система мультипль. По схеме серий работают лишь два медеэлектролит-
ных завода: Лаурел-Хилл (230 тыс. τ меди в год) и Балтимора (100 тыс. τ
меди в год).
§ 5. Практика электролитического рафинирования меди
а) Питание ванны и циркуляция электролита. Питание ванны
электролитом осуществляется через специальный карман или по свинцовой трубе,
несколько не доходящей до дна у одной из торцевых стенок ванны. Выпуск
электролита происходит с поверхности ванны у противоположной
торцевой стенки. Скорость протекания электролита через ванну зависит от
требуемой интенсивности перемешивания раствора.
В процессе электролиза имеет место расслаивание электролита.
Расслаивание получается вследствие того, что более тяжелый электролит
у анода, богатый содержанием металлической соли, опускается вниз.
У катода обедненный металлом электролит поднимается кверху.
Расслаивание электролита тем заметнее, чем больше разность удельных весов
между металлической солью и кислотой, анион которой входит в состав
соли.
Устранение расслаивания и однородность электролита достигаются
перемешиванием последнего. Чем выше плотность тока и меньше
расстояние между электродами, тем интенсивнее должно быть
перемешивание. При электролизе меди перемешивание регулируется скоростью
циркуляции электролита.
При нормальных плотностях тока раствор в ваннах обновляется через
каждые 3—5 час; при повышенных плотностях тока через 1—1.5 часа.
В зависимости от расположения ванн: террасообразного или в одной
горизонтальной плоскости, электролит протекает через ряд ванн либо
только через одну ванну.
При каскадном расположении ванн электролит проходит
последовательно через 5—7 ванн со скоростью 15—30 л/мин. Из последней ванны
электролит попадает в сборный чан, откуда насосом перекачивается в
напорный бак. После подогрева до необходимой температуры электролит
снова направляется в головную ванну.
При расположении ванн в одной горизонтальной плоскости
электролит проходит лишь через одну ванну. После подогрева электролит снова
возвращается в ванны. Разница температур входящего и выходящего
раствора не превышает 2—3°.
Наиболее часто ванны располагаются в одной горизонтальной
плоскости; в некоторых случаях по высоте устанавливаются каскады из двух
ванн.
Следует учесть, что при активной циркуляции происходит
взмучивание шлама и загрязнение катодного осадка нежелательными
примесями.

814
Часть четвертая. Металлургия меди
Фиг.
338. Борона с электродами перед
погружением их в ванну
б) Загрузка и выгрузка электродов- Сначала в пустую ванну
загружаются аноды; после этого заливают ванну электролитом и подвешивают
катодные листы. Перенос и загрузка электродов производятся при
помощи бороны (фиг. 338), перемещаемой мостовым краном. Электроды в
ванне должны устанавливаться строго параллельно. После проверки
состояния контактов ванна включается в электрическую цепь. Через 7—15 дней
катоды вынимаются из ванны при помощи бороны. После отмывки
увлеченного электролита теплой
водой в специальной
промывочной машине медные катоды'
направляются на переплавку.
В ванну подвешиваются новые-
катодные листы.
Аноды меняются каждые
20—30 дней. В промежутках,
когда катоды удаляются из
ванны, аноды очищаются
металлической щеткой от шлама.
Удаление анодных остатков
(скрапа) из ванны производится при
помощи бороны. Анодный скрап
поступает вторично на
переплавку.
в) Ремонт электролитной ванны. Перед ремонтом электроды нацело
удаляются из ванны, а электролит вместе со шламом спускается в
специальные отстойники. Наиболее часто ремонтировать приходится
свинцовую обкладку ванны. Изъяны в футеровке образуются вследствие
коротких замыканий тока через свинцовую обкладку или от механических
повреждений падающими кусками электродов. Вспучивание обкладки
наблюдают в случае попадания электролита между свинцом и стенками
ванны. Поврежденные места исправляются водородной пайкой и
наложением заплат.
Перед загрузкой электродов токоподводящие шины чистятся
наждачной бумагой, травятся слабой серной кислотой и смазываются маслом.
Тщательной очистке подвергаются также электродные контакты.
г) Контроль электролиза. При электролитическом рафинировании меди
основное внимание обращено на доведение до минимума расхода
электроэнергии. Это достигается путем тщательного наблюдения за напряжением
в ванне, предупреждением и устранением коротких замыканий и
борьбой с утечками тока. Если поверхность контакта покрывается пленкой,
сопротивление проводника в этом месте повышается, напряжение
увеличивается. Снятие пленки при помощи наждачной бумаги и
систематическая чистка контактов устраняют это явление.
Иногда повышение напряжения является следствием образования
липкого, прилипающего к аноду шлама. В этом случае следует прочистить
щеткой поверхность анода. Улучшение циркуляции и повышение
температуры электролита способствуют понижению напряжения. Короткие
замыкания получаются от искривления электродов, образования шишек
и наростов на поверхности катодов, обрыва сработанных анодов и т. д.
Узнаются короткие замыкания по нагреванию электродных штанг и
показанию переносного высокоомного вольтметра. Для этой же цели
применяется покрытие концов штанг чувствительной краской, меняющей
свой цвет при' нагревании. Для этой цели используется эмалевая
краска на скипидаре с примесью йодистых серебра и ртути. В холодном со-

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование меди 8J5
стоянии краска имеет желтый цвет, переходящий при повышении
температуры в красный.
Систематическим удалением шишек и наростов с поверхности
катодов, своевременной заменой сработанных анодов и сохранением
параллельности между анодами и катодами случаи возникновения коротких
замыканий могут быть значительно сокращены. Тщательной изоляцией
токопроводящих элементов электрической цепи устраняются утечки тока.
Для правильного протекания процесса электролиза необходимо
внимательно следить за температурой и скоростью циркуляции электролита.
Температура электролита регулируется соответствующим его нагревом
до поступления в ванну. Скорость циркуляции регулируется при помощи
резиновых трубок, снабженных зажимами.
§ 6. Технологические и технико-экономические показатели
электролиза
а) Напряжение. Напряжение при электролизе меди зависит от состава
электролита, его температуры, структуры шлама и состояния
контактов. В среднем напряжение на ванне при системе мультипль составляет
0.25 в. На преодоление сопротивления электролита приходится ~ 80%
общего напряжения; 15%—падение напряжения в контактах и
проводниках.
В табл. 310 приведен баланс напряжения на медеэлектролитной ванне
по данным Гаева и Есина.
Таблица 310
Баланс напряжения на ванне1
Падение напряжения
Напряжение,
в
% общего
напряжения
В электролите
Поляризация
В шламе
Катоды
Аводы
Катодные штанги
Контакт между катодом и штангой
Контакт анод-шина , . .
Коіітактная штанга
Итого . . . .
0.23έ50
0.01597
0.02025
0.00247
0.0009
0.00832
0.00700
0.00058
0.00239
0.29600
80.
5,
0.8
0.3
100.0
При системе серий напряжение между двумя электродами составляет
0.13 в. Более низкое, почти вдвое, напряжение объясняется более
близким расстоянием между электродами и меньшим числом контактов.
б) Плотность тока. Важным экономическим фактором электролиза
является электродная плотность тока. Чем больше удельная плотность
тока на электродах, тем ниже первичные капиталовложения и больше
производительность ванны. На практике удельная плотность тока редко
превышает 400 а/м2, составляя в среднем около 200 а/м2.
1 А. Гаев и О. Есин. Электролитическое рафинирование меди, 1934 г,

816
Часть четвертая. Металлургия, меди
Фактором, ограничивающим работу с высокой плотностью тока,
является наличие примесей мышьяка, сурьмы, висмута в анодной меди.
Чем чище анодная медь, тем выше может быть взята плотность тока.
Выбор плотности тока зависит также от содержания благородных
металлов в рафинируемой меди. Повышенная плотность тока связана с
большими потерями золота и серебра. Так, при плотности тока 100 а/м2
потери драгоценных металлов составляют 0.25%; при 300 а/м3 эти потери
доходят до 1.6%. ч
При установлении экономически выгодной плотности тока следует
учесть, что большие плотности тока связаны с" повышением-напряжения
и увеличенным расходом электроэнергии.
в) Температура электролита. Температура электролита составляет
50—55°. При нагреве выше 55° заметно увеличивается испаряемость
электролита. За 24 часа испаряется 2.5% объема электролита в ванне.
Вследствие сравнительно низкой плотности тока, применяемой при
электролизе меди, выделяющегося джоулева тепла недостаточно, чтобы
электролит нагревался до необходимой температуры.
Для подогрева электролита используется тепло извне. Следует учесть,
что с повышением температуры уменьшается сопротивление электролита.
При работе с нагретым электролитом структура осадка катодной меди
улучшается.
г) Коэффициент полезного действия тока. Потери тока при
электролизе происходят от трех причин:
1) вследствие протекания побочных реакций;
2) от утечки тока внутри ванны;
3) от утечки тока вне ванны.
К побочным процессам, снижающим выход по току, относится
химическое растворение катодной меди по реакциям:
Си + Ѵ.О, + H2S04 = CuS04 + Н20.
Си + Fe2 (S04)3 = CuS04 + 2FeS04.
Скорость реакций увеличивается с повышением температуры и
интенсивности перемешивания электролита.
Неполный разряд ионов меди и попеременное восстановление и
окисление ионов железа также снижают выход по току.
Утечки тока внутри ванны зависят от коротких замыканий и
обратного растворения катодной меди. Короткие замыкания
получаются при неправильном подвешивании электродов, а также при
неравномерном растворении анода и образовании шишек и дендритов на катоде.
Потеря тока вне ванны имеет место при плохой изоляции последней,
а также через циркулирующий электролит вследствие разности
потенциалов в различных частях цепи.
Коэффициент полезного действия тока при электролитическом
рафинировании меди по системе мультипль составляет в среднем 93%,
колеблясь от 90% до 95%.
При системе серий выход по току ниже и составляет 70—75%. Потери
объясняются прохождением тока через электролит под электродами.
д) Коэффициент использования энергии. Потери энергии при
электролизе бывают двух родов: потери с джоулевым теплом и на необратимые
явления,, связанные с процессом поляризации. На джоулевы потери
учитывается та часть энергии, которая переходит в тепло при прохождении

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование меди
817
тока через элементы ванны (электролит, щины, контакты). К потерям
другой группы относятся сверхнапряжение выделения, диффузионная пара
в электролите, концентрационные пары.
Расход энергии на получение 1 τ катодной меди по системе мультипль
составляет в среднем 230 квт-ч, колеблясь от 200 до 270 квт-ч, поднимаясь
в некоторых случаях до 310 и даже 390 квт-ч. По системе серий расход
электроэнергии значительно ниже, составляя в среднем 170—190 квт-ч.
В табл. 311 приведены основные показатели электролиза меди.
Таблица 311
Технические показатели электролитического рафинирования меди
Показатели
Плотность тока . .
Напряжение на ван-
Скорость
циркуляции электролита
Анодный период
Катодный период .
Выход по току . .
Количество меди на
квт/сутки ....
' Расход
электроэнергии на 1т
катодной меди ....
Анодный остаток (от
веса анодов). . .
Анодный шлам (от
веса анодов) . . .
іница
ере-
йк в
і
I
а/м2 ,160
В 0.28
л/мин. 17
сутки 30
»
%
кг
15
93
—
квт-ч 314
%
15
% -
Маурер
194
ц*
II
205
0.18 0.2
13.5
30
15
to
121
199
15
0.4
20.5
31
15.5
89
95
253
16
1.5
ома
X
а
215
0.3
22.5
24
8
55
91
265
15
0.5
ііт-
лс
284
0.4
27
26
6
94
66
366
11.3
0.42
ι £2
f- О
0*0
Ко
194
0.25
18
30
10
95
98
245
12
0.6
Ά
188
0.25
18
23
11.5
96
112
214
14
1.3
-Пасо
Л
Я
CD
161
0.2
22.5
—
—
97.5
—
—
13.5
—
!
Р.
ее·
OS
188
0.26
18
23
14
97
13
—
с;
о
о
и
168
0.23
15
30
15
\Ъ
—
—
14
—
бург
3
я
и
168
0.2
16
26
13
94
—
—
13
0.9
В табл. 312 приведены расходные коэффициенты на 1 τ катодной
меди.
Таблица 312
1 Расходные коэффициенты
1. Безвозвратные потери меди:
2. Расход кислоты (65%-ной) на 1 τ катодной меди . . .
4. Расход энергии на 1 τ катодной меди:
0.1—0.18%
0.13—0.18% ,
0.23—0.36%,
15—20 кг
0.6 τ
230 квт-ч
300 »
52 Металлургия тяжелых цветных металлов

818
Часть четвертая. Металлургия меди
§ 7. Качество катодного осадка меди
Медь из сернокислых растворов электролитически выделяется на
катоде в виде осадка кристаллического строения. По внешнему виду
катодная медь должна получаться розового цвета, без темных пятен и
полос. При ударе катод должен издавать ясный звук. .
Катодный осадок меди должен долу^ться компактным и гладким,
без дендритов и шишек. Чем ровнее поверхность катода, тем чище
получаемая медь. Загрязнения концентрируются преимущественно на
выдающихся, с повышенной плотностью тока, частях катодного осадка меди.
С шероховатым, неровным осадком катодной меди увлекается некоторое
количество электролита, в котором находятся в растворенном состоянии
или в виде взвеси металлические примеси.
Повышение температуры способствует получению компактного
металла., Улучшению структуры катодного осадка способствует также
прибавление коллоидов: клея, желатины, таннина, отходов целлюлозы
и т. д. Добавка коллоидов способствует получению ровного, без шишек
осадка меди на катоде. Благоприятное действие коллоидов объясняется
образованием пленки на выделяющейся поверхности шишек и наростов,
благодаря чему увеличивается сопротивление и прекращается рост
последних.
Количество добавляемых коллоидов и состав последних на разных
заводах различны. В среднем на 100 м3 электролита в сутки добавляется
0.01 кг клея и 0.05 кг машинного масла. На 1 τ катодной меди расходуется
от 5 до 25 г клея или желатины.
Сурьма и мышьяк ухудшают качество медного осадка, вызывая
образование темных пятен и полос. Олово способствует получению
гладкого осадка. Наличие в электролите иона хлора в количестве 30—60 мг/л
оказывает благоприятное действие на качество осадка, что можно
объяснить переводом сурьмы и серебра в осадок в виде нерастворимых
хлористых соединений (AgCl и-SbOCl).
Для сохранения необходимой концентрации ионе в хлора к
электролиту прибавляется соляная кислота. При отсутствии ионов хлора серебро
цементируется медью около анода и в виде тонкого шлама остается в
электролите. Оседая на катоде, шлам загрязняет последний. Избыток хлора
в электролите связан с образованием однохлористой меди, выпадающей
в· осадок. Образование пленки из CuCl на аноде способствует
пассивированию последнего. Присутствие хлористой меди на катоде связано
с улетучиванием меди при последующей переплавке.
С удлинением времени пребывания катода в ванне поверхность его
делается более шероховатой.
В табл. 313 приведены примерные составы продуктов электролиза
меди. Как видно из таблицы, в катодном осадке содержится 13 г/т Ag,
что. объясняется способностью серебра при анодном растворении
частично накапливаться в электролите.
Наличие других благородных металлов в катодном осадке меди
объясняется механическим их переносом вместе со шламами. Золота в
катодной меди содержится, примерно, в 100 раз меньше, чем серебра (0.13 г/т).
Чем выше плотность тока и меньше расстояние между электродами,
тем больше бывает содержание благородных металлов в катодном осадке
меди.
Содержание сурьмы в катодном осадке, вследствие довольно
значительной разницы в величине потенциалов меди и сурьмы, при работе с
сернокислым электролитом незначительно и составляет 0.0034%.

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование меди
8|9
Таблица 313
Примерный состав продуктов электролиза меди
(%)
Элемент
Си
Ag
Аи
Re
Те
Ві
As
Sb
Pb
Ni
Fe
S
Zn
Анод
99.03
0.1687
0.0051
0.0682
0.0282
0.0051
0.0523
0.0409
0.0567
0.320
0.0181
0.0037
0.01
Катод
i
99.939 j
0.00131 I
0.000013 ;
0.0004 ·
0.00015 j
Следы
0.0015
0.0034 I
0.0020 |
0.0037
0.011 I
1
Шлам
14.3
35.
0.643
5.7
2.69
0.46
2.68
5.35
2.44
5.25
0.17
1.6-..
Следы
Мышьяк в катодный осадок меди может попасть электролитически
вследствие близости потенциалов выделения; с «блуждающим» шламом,
оседающим на поверхности катода; с электролитом, увлекаемым катодом
при выемке его из ванны.
Содержание мышьяка в катодной меди составляет 0.0015%.
Содержание никеля в
катодном осадке составляет
37 г/т.
Медные катоды плавятся о
в отражательной печи и
отливаются в формы, вид
которых приведен на фиг.
339.
^
£
Ί#
Формы медных отливок катодной
меди
б — вайербарсы
-инготы;
§ 8. Приготовление
катодных листов (рубашек) β ■{
Катодные листы
получаются электролитическим
путем в ваннах с растворимыми
анодами. Анодная медь для иг*
приготовления атодных
листов должна браться
повышенного качества, дающая
мало шлама.
Катодами, или матрицами, для осаждения листов служат медные
катаные плиты толщиной 3—6 мм. Поверхность катодных матриц должна
быть гладкой, полированной.
Для предупреждения возможности срастания осажденных листов
меди по краям катодных матриц делаются неглубокие канавки. Для этой
же цели служат деревянные планки или слой парафина вдоль кромок
катодных матриц. Для более легкого снятия, медных листов катодные
матрицы перед погружением в ванны смазываются тонким слоем
машинного масла или говяжьего сала с примесью графита.

820
Часть четвертая. Металлургия меди
Для приготовления катодных листов применяются ванны той же
конструкции, что и для рафинирования меди. Электролит содержит
НО—125 г/л серной кислоты и около 40 г/л меди. Плотность тока на катоде
не превышает 200 а/м2. Напряжение на ванне составляет 0.35 в.
Длительность осаждения колеблется от 24 до 36 час. Листы делаются толщиной
0.5—0.7 мм. Вес катодного листа составляет 4.5—6.0 кг. Вес катодных
листов равняется, примерно, 5% веса катодной меди.
Катодные листы должны иметь ровную поверхность, не быть
хрупкими и не коробиться. Снятые с катодных матриц листы правятся,
обрезаются до необходимых размеров и слегка перфорируются для придания
им жесткости. Часть листов разрезается на полосы для приготовления
петель, с помощью которых листы подвешиваются к штангам. На
изготовление катодных листов задалживается 5% общего количества
электролитных ванн.
§ 9. Очистка и регенерация электролита
В процессе электролитического рафинирования меди вследствие
анодного растворения примесей происходит накопление последних в
электролите. Содержание меди в электролите также постепенно
увеличивается. Чем выше плотность тока и температура электролита и более
загрязнена примесями анодная медь, тем быстрее меняется состав электролита.
Для сохранения состава электролита часть последнего периодически
выводится из цикла. Убыль раствора компенсируется добавкой
соответствующего количества воды и серной кислоты. При работе с
относительно чистым анодным материалом ежедневно из цикла выводится
1.5'—2.0% рабочего электролита.
Из выведенного электролита медь осаждается электролитическим
путем с применением нерастворимых свинцовых анодов, либо медь
получается в виде медного купороса кристаллизацией. Если содержание
примесей в электролите не превышает допустимых пределов, то после
частичного осаждения меди электролизом раствор возвращают обратно ·
в процесс.
' При высоком содержании примесей в растворе медь из последнего
осаждается полностью. Осаждение меди ведется в этом случае в несколько
стадий. В первой стадии получается компактный осадок
высококачественной меди с выходом по току в пределах 85%. При дальнейшем
электролитическом осаждении катодный осадок меди получается худшего
качества с выходом по току в 50%. Под конец процесса, когда содержание
меди в электролите делается меньше 10 г/л, на катоде выделяется рыхлый
осадок с примесью мышьяка и сурьмы.
Содержание мышьяка в растворе может быть доведено
электролитическим осаждением до 1—2 г/л. На осаждение 1 кг мышьяка,
имеющегося в растворе, расходуется окол'о 18 квт-ч электроэнергии.
Для выделения никеля, железа, цинка и натрия раствор, упаренный
до концентрации серной кислоты 1000 г/л, поступает в холодильники.
При охлаждении из раствора выпадают безводные кристаллы сульфатов
металлов. После фильтрации раствор серной кислоты возвращается
обратно в электролиз. Для электролитического осаждения меди из раствора
применяются ванны той же конструкции, что и для рафинирования металла.
Среднее напряжение на ванне составляет 2—2.5 в. На регенерацию
электролита задалживается 2% общего количества электролитных ванн.
Для получения медного купороса кислый электролит предварительно

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование меди
821
нейтрализуется медью до содержания 0.5% серной кислоты.
Нейтрализация раствора осуществляется путем перколяции через сосуды,
наполненные гранулированной медью. Раствор подается аэролифтом, что
способствует насыщению его воздухом и ускоряет растворение меди.
Температура раствора при нейтрализации поддерживается около 70—80°.
Нейтрализованный раствор упаривается, после чего направляется
в кристаллизатор, где происходит выпадение главной массы медного
купороса. Маточный раствор упаривается затем дополнительно, и при
последующем охлаждении выделяются кристаллы медного, а затем и
никелевого купороса. В среднем на 1 τ медного купороса расходуется
4—5 τ пара.
§ 10. Переработка анодного шлама
Шлам состоит из нерастворимых сернокислых солей, нерастворив-
шихся металлических примесей, благородных металлов, кислородных
и сульфидных соединений меди, оторвавшихся частичек анодной и
катодной меди, а также металлической пыли, получаемой от разложения
сульфата закиси меди.
В табл. 314 приведены составы шламов некоторых медеэлектролит-
ных заводов.
Таблица 314
Анодный шлам
Показатели
Состав шлама:
Си ... .
Ag . .
Аи . .
РЬ . .
Sb . .
Ni . .
Se+Te
*
Количество
шлама от веса
аИода . . .
Длительность

накапливания ....

Единица

измерения
%
%
%
%
%
%
%
о/
/о
Сутки
с.
ft
ев
19.0
3.3
0.6
5.0
—
—
0.4
30
ε
ее о
ms
18.0
2.4
0.27
—
—
1.5
31
о
Л
16
3.4
0.69
5.0
—
—
0.52
24
ейт
лл
15
45.5
0.17
1.0
—
—
0.42
24
1
і
гай .-о
Η да К
|
20 ! 20
25.0
—
—
—
—
0.6
30
17.1
0.27
17.0
8.0
—
—
1.3
23
оэв
В
CD
20
30.9
0.69
10.0
2.0
—
—
—
р.

Sega
WK
24.7
—
—
1.51
0.32
19.8
18.6
—
28
д
о
t-1
15
2.35
0.05
12.0
—
—
—
1.0
30
л.
п.
δ
15
16
0.27
15
5.5
—
—
0.9
26
В табл. 315 приведен состав «блуждающего» шлама.
Таблица 315
Си
0.9—3.0
Состав «блуждающего» шлама (%)
РЬ
2.8—7.6
Ві
2-8
Sb
30—48
As
11.9—18
Са
0.5
SO*
1—4
CI
0.2—1.2
Ag
0.04—4

822
Часть четвертая. Металлургия меди
Количество меди в шламе составляет 15—25%. Содержание
благородных металлов в шламе зависит от концентрации их в анодной меди
и колеблется в'широких пределах: серебро от 2.35 до 45.5%, золото от
•0.05 до 0.69%. Сурьмы в анодном шламе содержится до 8%.
Шламы", получаемые при электролизе меди, представляют собой
илистую массу, в которой содержатся включения металлической меди в виде
оторвавшихся катодных шишек и кусочков анодного скрапа
разнообразных размеров. При наличии большого количества свинца и олова
масса шлама имеет клейкую, глинистую структуру. При высоком
содержании сернистой меди шлам приобретает зернистую структуру.
Для отделения илистого продукта от кусочков металлической меди
шлам промывается на сите, либо подвергается мокрой классификации.
Промытые шламы имеют составы, приведенные в табл. 316.
Таблица 316
Анализы промытых шламов (%)
Компоненты
Aff
Au
Cn
Ni
S
Sb
Pb
Se + Te .'
As
Bi
Fe
S04
1
26.58
0.36
12.86
0.90
1.73
16.21
10.94
7.92
7.13
1.62
0.17
2
39.48
0.82
8.58
0.47
5.86
9.8
9.96
3
6.20
0.863
46.4
1.3
8.95
11.6
0.17
1.4
13.95
4
9.1
0:87
15.2
10.9
12.5
2.3
3.6
l>
Переработка шлама имеет целью комплексное извлечение из него
всех ценных составляющих. Наиболее распространенный способ обработки
шлама заключается в действии на него серной кислоты различной
концентрации при нагревании.
При действии на шлам крепкой серной кислоты при температуре
150—200° медь, никель и частично серебро переходят в сернокислые
соединения по следующим реакциям:
, Cu + 2H2SO4 = CuSO4 + S02-f-2H2O,
• 2Ag + 2H2S04 = Ag2S04 + S02 + 2H20,
Cu2S + 6H2S04 = 2CuS04 + 5S02 + 6H20,
Ni + 2H2S04 = NiS04 + S02 + 2H20.
К концу операции при наличии некоторого избытка серной кислоты
получается пастообразная масса.
При выщелачивании водой из насты в раствор переходя τ сернокислые
медь, никель и серебро. Последнее осаждается обратно избытком
сырого шлама или медным скрапом. В нерастворимом остатке после
выщелачивания накапливаются драгоценные металлы. В растворе после
фильтрации содержатся воднорастворимые сульфаты меди, никеля и др.

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование меди,
823
Вместо нагревания в смеси с крепкой серной кислотой возможно
выщелачивание меди производить непосредственно из сырого шлама
разбавленной серной кислотой с одновременной продувкой воздухом.
Предварительным окислительным обжигом облегчается процесс
перевода меди в раствор при действии слабой серной кислоты.
Остатки после отделения раствора плавятся на металл Доре (сплав
золота с серебром), либо сплавляются с свинцом и подвергаются
купелированию.
При плавке на металл Доре шихтой служит смесь из сухих шламов,
соды, селитры и песка. Плавка производится на поду отражательной
печи при температуре 1200—1300°. Селитра окисляет металлы, которые
ошлаковываются кремнекислотой. Золото и серебро образуют сплав,
известный под названием сплава Доре.
Сплавление со свинцом применяется для бедных содержанием
драгоценных металлов шламов. Полученный серебристый свинец подвергается
купелированию.
Разделение золота и серебра осуществляется химическим или
электрохимическим путем. При химическом способе разделения сплав
подвергается действию крепкой серной кислоты при нагревании до 300—
350°. Нагрев производится в чугунных котлах. Серебро при этом нацело
переходит в раствор. Золото остается в виде нерастворимого осадка.
После расплавления золото направляется на рафинирование хлором или
электролизом. Серебро из сернокислого раствора осаждается в виде
цементного порошка при помощи металлической меди.
Электрохимическое разделение металла Доре производится в
азотнокислом электролите, содержащем 1—2% серебра и около 1% азотной
.кислоты.

Раздел Ж
ТИДРОЭЛЕВТРОЖЕТАЛЛУРТЛЯ МЕДИ
Глава XJX
ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ МЕДИ ИЗ РУД
§ 1. Общие сведения
а) Развитие гидрометаллургии меди. Наличие в природе значительных
запасов окисленных и смешанных медных руд, флотационное
обогащение которых с получением медных концентратов сопровождается
высокими потерями металла с отвальными хвостами, поставило вопрос
о применении гидрометаллургических способов извлечения меди из этих
руд. Попытки внедрить гидрометаллургические процессы для переработки
медных руд делались еще во второй половине XIX столетия. В
дореволюционной России работало несколько гидрометаллургических
установок по извлечению меди из руд: Полевский (Урал), Питкаранта
(Ладожское озеро) и др.
Заслуживает внимания опыт эксплоатации гидрометаллургического·
завода в Коктас-Джартал (Казахстан), на котором применялся способ
Лащинского. По этому способу окисленные медные руды,
выщелачивались сернокислыми растворами. Извлечение меди при выщелачивании
достигало 80—85%.
Растворы после выщелачивания поступали на электролиз с
нерастворимыми свинцовыми анодами, на которые надевались матерчатые
диафрагмы. Завод закрылся в 1908 г.
Следует также отметить работу цементационных установок на медных
рудниках. Рудничные воды, содержащие медь, пропускаются через жо-
лоба, заполненные железным скрапом. Этот процесс насчитывает
долголетний опыт на Урале, Кавказе и в других местах. В настоящее время
функционирует ряд установок по цементации меди из рудничных вод
на Бляве и других рудниках. Содержание меди в рудничных водах
колеблется от 0.20 до 1.654 г/л.
Логическим развитием использования рудничных вод являются
подземное выщелачивание руды и выдача растворов на поверхность для
осаждения из них меди.
Ввод в эксплоатацию крупных месторождений медно-порфировых
руд и песчаников Коунрада, Алмалыка и Джезказгана, насчитывающих
большие запасы окисленных и смешанных руд, выдвинул вопрос о
гидрометаллургическом способе их переработки.
За рубежом в промышленном масштабе гидрометаллургия меди
стала применяться с 1915 г., когда был пущен завод в Чуквикамата (Чили)
с годовой производительностью 135 000 τ меди. Среднее содержание
меди в руде, перерабатываемой в Чуквикамата, составляет около 1.6%,
преимущественно в виде окисленных минералов.

Глава XIX. Выщелачивание меди из руд
825
В 1926 г. в штате Аризона (США) начал действовать завод Инспи-
рейшен, перерабатывающий смешанные руды, содержащие около 1.6%,
Си, годовой производительностью 30 000 τ меди.
В 1928 г. был пущен завод Потрериллос (Чили) годовой
производительностью 32 000 τ меди. На заводе Потрериллос перерабатываются
окисленные руды' с средним содержанием 1.37% Си.
В 1929 г. был сдан в эксплоатацию завод Панда (Катанга,
Бельгийское Конго, Африка) производительностью 27000 т. На заводе Панда
перерабатываются руды, содержание меди в которых в среднем составляет
6.54%. На всех приведенных выше заводах выщелачиванию подвергаются
руды с кислой пустой породой. Растворителем служит смесь серной
кислоты и сульфата окиси железаі
Для медных руд, содержащих карбонаты кальция и магния, нашел
применение аммиачный способ выщелачивания.
По аммиачному способу работают с 1916 г. завод Кеннекот (Аляска)
производительностью 300 τ руды в сутки и Калюмет энд Гекла (Мичиган,
США) производительностью 1800 τ руды в сутки.
Переработка аммиачным способом окисленных руд с
предварительным восстановлением меди применяется на заводе Бвана М'кубва
(Северная Родезия, Африка) производительностью 1000 τ руды в сутки.
Общая мощность гидрометаллургических заводов за границей достигает
230 000 τ меди в год.
б) Состав руд и выбор растворителя. Руды, перерабатываемые
гидрометаллургическим способом, содержат следующие окисленные и
сульфидные медные минералы: азурит 2CuC03-Cu(OH)2, малахит СиС03-
Cu(OH)2, тенорит CuO, куприт Cu20, хризоколлуСиО-8Ю2-2Н20, брошан-
тит CuS04-3Cu(OH)2, халантит CuS04-5H20, атаканит CuCl2-3Cu(OH)2,
ковеллин CuS, халькозин Cu2S, халькопирит CuFeS2. В некоторых рудах
медь находится в самородном состоянии. Пустой породой в медных рудах
являются наиболее часто кварц и силикатные соединения, реже кальцит
и доломит.
Из технических растворителей, способных перевести медь из
перечисленных минералов в водный раствор, наиболее пригодным для кварцевых
руд является смесь серной кислоты и сульфата окиси железа. Серная
кислота разлагает, в основном, окисленные, сульфат окиси железа —
сульфидные медные минералы.
Соотношение между концентрациями серной кислоты и сульфата
окиси железа в растворителе определяется содержанием окисленной
и сульфидной меди в выщелачиваемой руде.
Для руд заводов Чуквикамата и Потрериллос (Чили), содержание
сульфидной меди в которых составляет в среднем 10—15% общей меди,
количество сульфата окиси железа в растворителе не должно быть
большим. Для руд завода Инспирейшен (Аризона), в которых медь
окисленная и медь сульфидная относятся как 1:1, концентрация сульфата
окиси железа в растворителе должна быть достаточно высокой.
Извлечение меди из руд ведется по замкнутому циклу. Растворителем
является отработанный электролит из ванн после осаждения меди из
растворов, получаемых при выщелачивании. В процессе электролиза
медь осаждается на катоде, а серная кислота и сульфат окиси железа
регенерируются на аноде.
. В зависимости от состава выщелачиваемой руды корректируется
содержание кислоты и сульфата окиси железа в отработанном электролите,
направляемом на выщелачивание. Если кислотность отработанного
электролита недостаточна, к раствору прибавляют свежую серную кислоту.

826
Часть четвертая. Металлургия меди
Если в растворе накапливается избыточное количество сульфатов железа,
последнее удаляется путем гидролитического осаждения в присутствии
известняка.
При недостатке железа в растворителе к нему прибавляют раствор
сернокислого железа, получаемого осаждением меди из растворов при
помощи железа. Так как железо в растворе, получаемом при цементации
меди, находится в закисной форме, его пропускают через электролитные
ванны для предварительного окисления до сульфата окиси.
При наличии в руде минералов, содержащих сернокислые
соединения меди, переходящие при выщелачивании в раствор, в процессе
электролиза может получиться избыток серной кислоты. В таком случае
приходится выводить из цикла некоторое количество отработанного
электролита.
Медные руды, в которых пустой породой являются карбонаты
кальция и магния, перерабатываются аммиачным способом, так как
извлечение меди в этом случае кислотным способом связано с большим
расходом растворителя. Аммиачным способом извлекается также природная,
металлическая медь.
Выщелачивание меди из окисленных и смешанных руд при помощи
растворов, содержащих хлорное железо и соляную кислоту, не нашло
применения на практике.
. в) Технологическая схема гидроэлектрометаллургии меди по
сернокислотному методу. Руда, поступающая на выщелачивание, измельчается до
размеров частиц 10—12 мм. Измельченная руда классифицируется.
Зернистый продукт или пески выщелачиваются методом перколяции, шламы—
агитацией. Растворителем служит отработанный электролит из ванн,
содержащий серную кислоту и сульфат окиси железа. В процессе
выщелачивания кислота нейтрализуется, а сульфат окиси железа
восстанавливается до сульфата закиси. В раствор переходят медь из окисленных
и сульфидных минералов, а также некоторое количество примесей:
железо, алюминий, мышьяк, молибден, хлор.
Примеси, в особенности хлор, оказывают отрицательное влияние
на процесс электролиза. В целях поддержания концентрации примесей
в электролите на определенном уровне растворы подвергаются
систематической очистке. Наиболее полное осаждение примесей получается путем
гидролиза в присутствии тонко измельченного известняка. Для этой же
цели используется избыток руды. Удаление хлора из раствора
достигается обработкой последнего цементной медью.
Очищенный раствор подвергается электролизу с нерастворимыми
анодами. Медь осаждается на катрдах. На анодах регенерируется серная
кислота из сульфата меди и происходит анодное окисление закиси
железа. Отработанный электролит направляется на выщелачивание свежей
порции руды. Получается замкнутый цикл.
На фиг. 340 приведена технологическая схема
гидроэлектрометаллургии меди по сернокислотному способу.
§ 2. Химизм растворения медных минералов
а) Реакции медных минералов с серной кислотой· Азурит 2СиС03,·
• Gu(OH)2. Реакция растворения азурита серной кислотой выражается
уравнением
2СиСО, Си (ОН), + 3HaS04-= 3CuS04 -f 2С02 rjl 4Н20. ,. : , . '

Глава XIX. Выщелачивание меди '«.? руд
827
Пески
ν Ψ ν і-
Перколяция
I
хвосты
1 Рудя |
Ψ
Дробление
4-
Измельчение
4
Кла -сификаиия
ψ I
Серная
кислота
Промывка
Отвальные
хвосты
да |
Ш.:ачы
і- ί ι Ι
Агитация
4
Сгѵщенир
4·' *
Сгущенная
пѵльпа
ч
Фильтрация
1
Раствор
Промывка
\ 4
Отеальный
кек
Оборотные
I растворы
Продукционные
растворы
„г*
Шлам
Удаление хлора
Ψ
Осаждение примесей
гидролизом
4-
0«ищенны1 раствор
Ϊ
Электролиз
Отработанный электролит
I I
I
ψ
Катодная
медь
_-»
Фиг. 340. Технологическая схема гидроэлектрометаллургии меди
(кислотный способ)

828
Часть четвертая. Металлургия меди
Реакция протекает быстро и нацело в растворах, содержащих 1—5%
H2S04.
Малахит CuC03-Cu(OH)2. Реакция растворения малахита серной
кислотой выражается уравнением
СиС03 Си (0Н)2 + 2H2S04 = 2CuS04 + С02 + 2Н20.
Тенорит СиО. Реакция растворения тенорита серной кислотой
выражается уравнением
CuO + H2S04 = CuS04 + Н20.
Хризокодла CuO-Si02-2H20. Реакция между хризоколлой и
серной кислотой выражается уравнением
CuO-Si02-2H20 + H2S04 = CuS04 +·3Η20 + Si03.
Хризоколла сравнительно легко растворяется в 5 %-ной серной кислоте.
Куприт Си20. Реакция между купритом и серной кислотой выражается
уравнением
Сп20 + H2S04 = CuS04 + Си + Н20.
В присутствии кислорода воздуха медь полностью переходит в
раствор по реакции
Си20 + 2H2S04 + ѴіО, = 2CuS04 + 2Н20.
Ковеллин CuS. Скорость растворения ковеллина в 5 %-ной серной
кислоте при температуре 35° в два раза медленнее, чем в
соответствующих растворах сульфата окиси железа.
Реакция между ковелли'ном и серной кислотой протекает по
уравнению
CuS + H2S04 = CuS04 + H2S.
В результате реакции получаются сульфат меди и сероводород,
б) Реакции медных минералов с сульфатом окиси железа. Тенорит СиО
реагирует с сульфатом окиси железа по уравнению
ЗСиО + Fe2(S04)3 + 3H20 = 3CuS04 + 2Fe (OH)„.
Возможно также образование основной соли сульфата окиси железа
Fe203S03zH20.
В присутствии серной кислоты полученные соединения железа
переходят в раствор.
Куприт Си20 реагирует с сульфатом окиси железа по уравнению
Cu20 + Fe2 (S04)3 = CuO + CuS04 + 2FeS04.
В присутствии серной кислоты медь полностью сульфатизируется и
переходит в раствор по реакции
Cu20 + Fe2 (S04)3 + H2S04 = 2CuS04 -f 2FeS04 + H20.
Халькозин Cu2S реагирует с сульфатом окиси железа в две стадии.
В первой стадии сульфатизируется одна часть меди по реакции
CuaS + Fe2 (S04Ts = CuS + CuS04 + 2FeS04.

Глава XIX. Выщелачивание меди, ив руд
829
Образующаяся сернистая медь реагирует с избытком сульфата окиси
железа.
Ковеллин CuS реагирует с сульфатом окиси железа по уравнению
CuS + Fe2 (S04)3 = CuS04 + 2FeS04 + S.
Халькозин легко отдает половину своей меди.
Растворение ковеллина протекает медленнее, чем халькозина.
Скорость растворения ковеллина увеличивается с температурой.
Борнит GuS-2Cu2S-FeS разлагается растворами, содержащими
серную кислоту (1—5% H2S04) и сульфат окиси железа.
Халькопирит CuFeS2 слабо реагирует с серной кислотой и сульфатом
окиси железа.
в) Растворение примесей при выщелачивании руды. При
выщелачивании стремятся перевести в раствор максимум меди при минимальном
растворении других металлов. Переход примесей в раствор связан с
излишним расходом реагента. Кроме того, постепенное накопление
примесей при замкнутом цикле может явиться причиной выкристаллизовы-
вания солей и их отложения в трубопроводах. Некоторые примеси
являются вредными в последующем процессе электролитического осаждения
меди, как, например, хлор, железо.
Условия' для избирательного выщелачивания меди определяются
•свойствами перерабатываемой руды, составом растворителя и способом
ведения процесса. Оптимальные условия процесса устанавливаются
практикой.
§ 3. Подготовка руды
а) Измельчение руды- Медные руды представляют плотную, трудно
лроницаемую для жидкости горную массу. Медные минералы находятся
в руде во вкрапленном, нередко весьма тонком, состоянии.
Для обеспечения достаточно полного и быстрого выщелачивания меди
из руды необходимо обнажить минеральные частицы и привести их в со-
лрикосновение с растворителем. Для этой цели руда измельчается до
размеров частиц, обеспечивающих большую поверхность соприкосновения
реагирующих веществ. Чем мельче частицы руды, тем больше
поверхность соприкосновения между медными минералами и растворителем,
тем короче путь для раствора и тем, следовательно, скорее протекает
процесс выщелачивания.
Установление оптимальных размеров частиц зависит от способа
выщелачивания. Чем мельче дробится руда, тем больше получается
шламового продукта. При загрузке измельченной руды в чаны крупные частицы
отделяются от мелких. В места скопления шламового продукта
вследствие понижения проницаемости попадает меньше раствора. При промывке
руды растворенные минералы из этих мест извлекаются неполностью. При
значительном количестве шламов вся рудная масса делается труднопро-
ницаемой для водных растворов. Следовательно, важным обстоятельством,
влияющим на полноту извлечения меди из руды, является однородный
гранулометрический состав загружаемого материала. Должны быть
приняты меры к предотвращению разделения руды при загрузке на
крупные и пылеватые частицы. Одной из таких мер, при невысоком
содержании шламов, является увлажнение руды, примерно, до-6% воды при
перемешивании. Тонкие частицы при этом прилипают к более крупным.
Проницаемость руды получается более равномерной. Предварительное

830
Часть четвертая. Металлургия меди
увлажнение руды оборотными растворами способствует также более
полному извлечению меди при выщелачивании.
Если количество тонкой фракции значительно, измельченный материал
подвергается мокрой классификации. Получаемые при классификации
пески и ішіамы выщелачиваются затем в отдельности: пески
выщелачиваются в перколяторах, гпламы — в агитаторах.
Для перколяционного выщелачивания. размеры рудных частиц не
должны превышать 10—12 мм.
На практике руда измельчается в два приема с промежуточным
грохочением материала через сито с отверстиями ΙΟχίΟ мм. Нижний
продукт в количестве до 40% веса руды направляется на классификацию
для отделения шламов от песков. Верхний продукт грохочения
измельчается до размеров 12 мм.
. При измельчении руды происходит значительное пылеобразование.
Для улавливания пыли дробильная и измельчительная аппаратура
снабжена вентиляторами, обеспечивающими необходимое разрежение. Пыль
улавливается в циклонах и котрелях. Среднее содержание меди в пыли
на заводе Чуквикамата составляет 4%. Пыль смешивается с рудой,
поступающей на выщелачивание.
б) Классификация руды. Измельченная до 12 мм руда, содержащая
около 20% материала крупностью минус 200 меш, поступает в реечные
классификаторы шириной 3.35 и длиной 6.1 м. Два классификатора
соединены последовательно. Пески с первого классификатора
направляются во второй классификатор. Пески с последнего поступают на вакуум-
фильтр.
Слив из классификаторов содержит около 10% твердого, что
составляет 5.25% веса руды. Кумулятивный ситовой.анализ шламов приведен
ниже.
меш. . +48 +65 +100 +150 +200- —200
% 0.2 1.43 6.36 14.34 27.4 72.6
в) Загрузка и выгрузка руды. Измельченная руда и пески
транспортерными лентами подаются в приемный бункер загрузочной тележки
мостового крана, передвигаемого над перколяторами. Загрузочная тележка
двигается вдоль перколятора.
Загрузка начинается с длинной стороны чана до высоты 5—5.2 м.
После того как загрузка закончена по длине, мостовой кран
передвигается вперед на 300—380 мм, и загрузочная тележка проходит снова
вдоль перколятора. Таким образом, происходит заполнение перколятора
рудой. Скорость загрузки составляет около 500 τ руды в 1 час.
Выгрузка хвостов после выщелачивания производится кранами с
грейферными ковшами емкостью 8—12 т. Разгрузка чана в 10 000 τ двумя
кранами продолжается 7.5 часа. При разгрузке в перколяторе
оставляют слой руды толщиной, примерно, 0.3 м (около 700 т) для
предохранения ложного (фильтрующего) днища от повреждений.
Грейфер выгружает хвосты в бункеры, расположенные у перколя-
торов. Из бункеров хвосты при помощи транспортерных лент доставляются
к оетонным жолобам, по которым током воды сносятся в отвал.
§ 4. Выщелачивание меди
Наиболее простым и дешевым способом извлечения меди из бедных
руд является выщелачивание в кучах. Получение меди по кучевому
способу протекает медленно и длится несколько лет. Широкого про-

Глава XIX. Выщелачивание меди из руд
831
мышленного распространения этот способ не получил и применяется
преимущественно для переработки рудных отвалов.
В современной гидрометаллургии выщелачивание меди из руд
производится методами перколяции или агитации. Перколяция применяется
для выщелачивания меди из зернистого материала; агитация — для шла-
мов. На практике стремятся применить перколяцию как более дешевый
способ. В зависимости от свойств руды часть последней получается при
измельчении в виде тонких шламов, которые приходится
перерабатывать агитационным способом. В некоторых случаях, если в руде
содержится много глинистых веществ и образование шламов при измельчении
значительно, вся руда обрабатывается в агитаторах.
а) Выщелачивание меди из руды в кучах. Этот способ является
старинным способом извлечения металла.
Кучи выкладываются на отлогом месте или склоне горы. Площадка
предварительно утрамбовывается и покрывается слоем глины для
предотвращения просачивания растворов в грунт. Низ кучи выкладывается
из крупной руды (8—10 см). Высота кучи достигает 6—12 м. В кучах
оставляются горизонтальные и вертикальные каналы для проветривания.
Вес руды в куче достигает иногда 2 млн. т. Куча систематически
орошается раствором, получаемым после цементации меди железом. На
1 τ руды в сутки расходуется около 1 л раствора. Выщелачивание меди
из куч продолжается 5—8 лет.
Благодаря протекающим процессам выветривания образуются
сернокислые соли железа, которые являются основными экстрагентами
меди. Для осуществления процесса выщелачивания необходимо
попеременное смачивание и высушивание кусочков руды. При увлажнении
растворитель проникает^ в глубь частицы руды. При высыхании соль
выходит на поверхность куска.
б) Выщелачивание меди из руды перколяцией. 1) Состав руды.
Медь из зернистого материала выщелачивается методом перколяции.
Способ заключается в том, что через неподвижную руду циркулируют
растворы, содержащие серную кислоту и сульфат окиси железа. Процесс
выщелачивания состоит как бы из двух стадий: сначала руда смачивается
кислым раствором. При этом протекают соответствующие реакции
между растворителем и минералами с образованием сернокислой медной
соли. При последующей промывке сульфат меди выщелачивается и
переходит в раствор. Последний содержит медь в окисной, а железо,
преимущественно, в закисной форме. Кроме того, в раствор переходит
некоторое количество примесей.
В табл. 317 приведены средние химические анализы руд,
перерабатываемых гидрометаллургическим путем.
В табл. 318 приведены ситовые анализы руд.
2) Перколяторы. Перколяция производится в железобетон-
ных чанах длиной 35—53 м, шириной 20—34 м и высотой 5—5.8 м. В чане
вмещается 8—10 тысяч τ измельченной руды.
С внутренней стороны чаны покрываются кислотоупорной футеровкой.
Для этой цели на заводе Чуквикамата применяется мастика,
состоящая из 25 частей асфальта и 75 частей песка. Толщина слоя мастики
100 мм. На заводе Потрериллос стенки перколяторов футеруются
кислотоупорным кирпичом. На днище накладывается слой мастики. На заводе
Инспирейшен чаны выложены рольным свинцом.
Чаны снабжаются ложными фильтрующими днищами. Последние
делаются решетчатыми из деревянных брусьев и досок. Поверх
деревянной решетки укладываются кокосовые маты, закрепляемые досками. Череа

832
Часть четвертая. Металлургия меди,
Таблица 317
Сред
ние анализы окисленных и смешанных медных руд,
перерабатываемых гидрометаллургическим путем (%)
Компоненты
Си (окисл.) . . .
Си (общ.) .
Си (сульфид.)
Si02 ....
Fe . .
CaO .
А1203
MgO .
S. . .
N03 .
Cl2. .
Na .
К . .
Μη. .
Mo
As .' .
Sb . .
SOa .
Чуквпкамата Потрериллос Инспирейшен
1.58
—
66.1
1.41
0.2
1.308
1.370
0.062
—
—
17.7 ! —
0.68
2.10
0.03
0.05
0.80
4.80
0.07
0.01
0.005
0.005
0.76
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
0.625
1.306
0.681
—
—
—
—
•—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
"
Катанга
6.54
—
64.7
3.21
1.29
7.42
5.05
—
—
—
—
—
—
—
Таблица 318
Ситовые анализы руд, поступающих на перколяцию
Размеры частиц
меш
+4
+20
—100
—200
мм
13
9
6.25
2.40
1.25
0.59
0.25
0.15
0.125
0.07
Чуквикамата
10.0
, —
56
—
19
—
10
—
5
Потрериллос
2.96
16.37
32.27
28.5
6.0
—
Инспирейшен
—
33.5
■ 24.8
,
8.9
1 м2 фильтрующего днища пропускается около 1 м3 раствора в сутки.
Для хранения растворов служат зумпфы, общий объем которых несколько
меньше емкости выщѳлачивательных чанов. Для передачи растворов
применяются деревянные трубы из сосны или ели.
В табл. 319 приведены размеры чанов для церколяции.
3) Способы перколяции. Различают два способа перко-
ляции: периодический и непрерывный. В зависимости от направления
движения раствора перколяция бывает восходящей, когда жидкость
проходит через руду снизу вверх, и нисходящей — при обратном ее
протекании.
Периодическаяпер к о л я ци я.Периодическое выщелачивание пер-
коляцией, практикуемое на заводе Чуквикамата, состоит ρ том, что в чан,

Глава XIX. Выщелачивание меди из руд
833
Таблица 319
Размеры чанов для перколяцип и технические показатели выщелачивания
Показатели
Единица
измерения
Чуквикамата Потрериллос
Форма
Материал
Футеровка
Число чанов
Длина чана
Ширина чана
Высота »
Площадь »
Емкость »
» всех чанов. .
1 чан вмещает руды .
Цикл
под загрузку . .
» выщелачивание
» промывкой . .
» выгрузку . . .
Емкость зумпфов для
растворов
Срок службы днища . .
>> » труб . . .
Перекачивается раство-
'ров в сутки
Способ выщелачивания.
Система выщелачивания
Направление движения
растворов
Скорость циркуляции
растворов
шт.
м
м*
м8
τ
сутки
»
лет
м3/мин.

Прямоугольная
Железобетон
Аофальт+пе-
сок
13
45.7
33.5
5.6
1500
7 500
100 000
10 000
6
1
2
2
1
75 000
8
5.5
250 000

Периодическая
перколяция
Противоточ-
ная
Сверху вниз

Прямоугольная
Железобетон

Кислотоупорный кир-
пич+мастика
9
35
32
5.9
1 "20
6 608
60 000
9
1
6
1
1
Непрерывная
перколяция
Противоточ-
ная
Сверху вниз
Инспирейшен

Прямоугольная
Железобетон
Свинец
13
53.34
20.57
5.43
1 097
5ί57
77 540
8 100
13
1
8
3
1
Непрерывная
перколяция
Противоточ-
ная
Сверху вниз
4.5
заполненный рудой, снизу, через ложное днище, впускается кислый
раствор, который оставляется некоторое время в спокойном состоянии.
По прошествии 24 час. в чан заливают оборотный раствор и выпускают
первый насыщенный раствор. Затем заливают руду раствором и
оставляют в спокойном состоянии в течение трех суток. После этого еще раз
пропускают оборотный раствор и получают второй насыщенный раствор.
Содержание меди в насыщенных растворах составляет соответственно
42 и 32 г/л. Оба насыщенных раствора смешивают и направляют на
электролиз.
Через руду, после спуска насыщенных растворов, пропускают
отработанный электролит и разбавленные растворы, в результате чего
получаются три оборотных раствора с концентрацией меди в пределах 22—17 г/л.
После пятого периода выщелачивания приступают к промывке руды.
В чан сверху в пять приемов заливаются промывные растворы с
постепенно понижающейся концентрацией меди от 9 до 1 г/л. Под конец
заливают чистую воду. Таким образом, периодическая перколяция состоит
из пяти стадий выщелачивания и шести стадий промывки.
•53 Металлургия тяжелых цветных металлов

834
Часть четвертая. Металлургия меди
В табл. 320 приведены составы насыщенных, оборотных и промывных
растворов, получаемых при. перколяционном выщелачивании медных
РУД·
Таблица 320
Состав растворов, получаемых при периодической перколяции на заводе
Чуквикамата
Раствор
Насыщенные
I
Π
Оборотный
I
II
III
Промывной
I
II
III
IV
V
VI
Отработанный
электролит
Вода
Степень извлечения .
м3
5 000
5 0С0
3 500
3 500
3 500
3 000
2 000
2С00
2С00
2 000
3 000
8 800
2 350
%

Температура
15,
22
—
30
—
Си
42
32
22
19
17
9.0
7.0
5.5
4.0
2.5
1.0
15
93
H.SO*
25
32
—
58
—
г/л
Fe
(общ.)
2.5
2.5
—
2.5
15.5
р0**Ф
0.7
1.0
—'
2.0
—
Fe**
1.8
1.5
—
0.5
—
HNO,
1.5
1.5
—
J.5
53.0
CI
—
—
33.0
При содержании в руде 90% окисленной и 10% сульфидной меди
общее извлечение металла из руды колеблется от 88 до 94%. Содержание
железа в отработанном электролите, направляемом на выщелачивание,
составляет, примерно, 2.5 г/л. В процессе выщелачивания половина окис-
ного железа восстанавливается до закисного. В насыщенных растворах
около 2/3 железа находится в закисной форме.
Общая продолжительность одного цикла колеблется от 4 до 16 суток.
На 1 τ руды расходуется около 60 л свежей воды.
В табл. 321 приведен примерный баланс воды (на 1 τ руды).
Баланс воды при выщелачивании медных руд
Таблица 321
Приход
Добавлено свежей воды . .
Всего ...
л
62.4
60
122.4
Расход
Испарилось
Всего ...
л
93.5
28.9
122.4

Глава, XIX. Выщелачивание меди из руд
835
Непрерывная восходящая перко л ян и я.
Непрерывная противоточная лерколяция заключается в том, что растворы
двигаются последовательно через ряд заполненных рудой чанов,-
причем концентрация серной кислоты и сульфата окиси железа к·
них все время уменьшается, а содержание меди увеличивается.
Непрерывная перколяция на заводе Инспирейшен осуществляется!
в 13 чанах размерами 53.34 χ 20.57 X 5.43 м. Каждый чан вмещает
8100 τ руды. Перколяторы железобетонные, выложенные изнутри 3-мвс
рольным свинцом. Ложное днище составлено из 50-мм досок. На
каждый кв. метр поверхности ложного днища приходится 160 конических
отверстий. Верхний диаметр отверстия 10 мм, нижний —19 мм.
В днище чана, з стороне, противоположной сливу, имеется отверстие
диаметром в 360 мм, через которое поступает раствор. Через это жѳ
отверстие спускается раствор при опорожнении чана. После загрузки чана
руда заливается крепким раствором для избежания местной
нейтрализации и выпадения основных солей железа. В чан с свежей рудой
заливается ~ 750 м3 крепкого раствора.
Движение растворов в чанах осуществляется снизу вверх. Раствор
стекает сверху и попадает в приемную трубу насоса, который нагнетает
его через ложное днище следующего перколятора.
Скорость циркуляции раствора через чан —4.5 м3/мин.
Весь цикл обработки руды длится 13 дней. Один чан загружается,
в 8-ми происходит выщелачивание, в 3-х промывка, 1 — разгружается.
Растворителем на заводе Инспирейшен служит смесь серной кислоты
и сернокислой окиси железа. В среднем, содержание сульфата окиси
железа составляет 7.5 г/л, колеблясь от 5 до 10 г/л. При выщелачивании
стремятся поддерживать постоянную концентрацию сульфата окиси
железа в исходном растворе. При повышении содержания сульфидной
меди в руде увеличивается количество растворов или замедляется
скорость циркуляции. Чем больше длительность контакта, тем полнее-
используется сернокислая окись железа и тем меньше может быть объем
циркулирующих растворов.
Расход кислоты при перколяции составляет 12 кг на ι τ руды. Из
насыщенных растворов большая часть меди получается электролизом;
некоторая часть меди получается в виде цементного порошка. В
зависимости от соотношений между электролитной и цементной медью,
получаемых в процессе, меняются количества кислоты и сульфата окиси железа,
возвращаемых на выщелачивание. Если увеличивается выход цементной
меди за счет осаждения последней железом, кислоты при электролизе-
будет регенерироваться менее, и наоборот.
Непрерывная нисходящая перколяция.
Непрерывная противоточная перколяция с движением растворов сверху
вниз осуществляется на заводе Потрериллос в 9 железобетонных чанах
размерами 32x35x5.9 м. Днища перколяторов покрыты слоем
кислотоупорной мастики толщиной 3.8 мм. Стены перколяторов футеруются
кислотоупорным кирпичом. Ложное днище сделано из досок и' имеет-
вид решетки с 384 квадратными отверстиями на 1 м2. Сторона
отверстия сверху равна 10 мм, с низу 20 мм.
' На дне чана имеются 6 отверстий диаметром 300 мм, связанных с
аэролифтами для передачи растворов в следующий перколятор.
Производительность аэролифта — 230 τ раствора в час. Давление воздуха для
аэролифтов составляет 1.4—1.7 ат.
Для хранения растворов служат зумпфы, футерованные кислотоупор·-

856
Часть четвертая. Металлургия меди
ным кирпичом или рольным свинцом. Зумпфы имеют следующие размеры!
(11.6—15.8)х27.1x5.5 м.
Передача растворов осуществляется при помощи свинцовых
трубопроводов диаметром 100 мм. .
Полный цикл выщелачивания на заводе Потр'ериллос длится 9 дней;
загрузка и выгрузка — 2 дня; собственно выщелачивание — 6 дней;
промывка — 1 день. После загрузки свежей руды перколятор заполняется
раствором снизу вверх. В дальнейшем выщелачивание производится
противоточным методом с движением растворов сверху вниз. По мере
выщелачивания меди в перколятор поступают растворы с
повышающейся концентрацией серной кислоты. В последний день в перколятор
заливается отработанный электролит, содержащий 76 г/л H2S04, 11 г/л
Си, 1.75 г/л Fe. На седьмой день производится четырехкратная промывка
хвостов оборотными промывными растворами и чистой водой. Свежая
вода вводится в количестве 35% веса руды.
Насыщенный раствор, получаемый из перколятора с свежезагружен-
ной рудой, содержит 41 г/л Си, 14 г/л H2S04, 7.6 г/л Fe. В табл. 322
приведен рациональный состав меди в руде и хвостах от перколяции.
В табл. 323 приведены составы растворов, получаемых при
выщелачивании руды перколяцией.
Таблица 322
Рациональный состав меди в руде и хвостах от перколяции (%)
Компоненты
Си (общая)
Си (окисленная) . . .
'Си (сульфидная) . . .
Си (раств. общ.) . . .
Си (раств. в кислоте) .
Сч (раств. в воде) . .
Содержание влаги . .
Извлечение меди:
окисленной . . . .
сульфидной
Чуквакамата
в руде
1.58
8
в
хвостах
0.167
0.-45
0.022
1
Потрериллоо
в руде
1.37 .
1.308
0.062
6.27
80
91
в
хвостах
0.145
0.0^8
0.117
0.102
0.015
12.49
.7
.3
Инопирейшен
в руде·
1.306
0.625
0.66 5
87
96
7S
в
хвостчх
0.1S2
0.162
0.020
.6
.8
.2
в) Выщелачивание меди агитацией. 1 Агитационное
выщелачивание меди из руды. Выщелачивание меди агитацией
применяется для илового продукта, получаемого при мокрой
классификации измельченной руды. В некоторых случаях, когда количество
-ялов значительно, на агитацию направляется вся руда без
предварительной ее классификации. Агитационное выщелачивание всей руды нашло
«применение на заводе Панда 'Катанга, Бельгийское Конго, Африка).
-Отказ от более дешевого способа выщелачивания перколяцией на заводе
ІIанда -вызван тем, что медные минералы находятся в руде в виде
■аонкой вкрапленности. Для обеспечения достаточно быстрого протека-

Глава XIX. Выщелачивание меди из руд
837
Τ а ή л и ц £і 323
Состав растворов, получаемых при выщелачивапии медных руд (γ/.ί)
Компоненты
Чуквішамата
Штрерпллос
ДО
после
Пнсппрейшеа Катанга
до
после до
Медь
Серная кислота . . .
Железо (ебщее) . . .
Железо (окисное) . .
Алюминий
Хлор
Азотная кислота . .
Мышьяк
Фосфорный ангидрид
80,
Сурьма
Кальций
Мггний
Калий
Натрий
Свинец
Олово
Марганец . ...
Кадмий
Общая кислотность
Скорость циркуляции, м9/мпн
Уд. вес
14
"2
4
1
0
10
0
2
9
2
05
43
?8
1Е8
174.1
0.0:8'
З.Ті
2.63
19.05
0.013
0.С25
0.001
0.08
46
71
95
73
09
10 4
14 0
. оо
. II
.03
.32
Л 9
.29
*0Ь5
.40
14.2
72.9
4.2
1.05
0.43
10.Г9
0.188
171.3
0.028
0.68
3. Ό
2,63
0.018
0.025
0.061
83.8
8.76
1.17а
26.4
33.8
20.0
2.8
15
60
10
35
15
5
3
10
ния реакций между растворителем и медными минералами требуется
тонкое измельчение руды. Вследствие значительного содержания
коллоидальных глинистых веществ при классификации руды получается
много шламового продукта. Переработка небольшого количества песков
в отдельной аппаратуре перколяцией себя не оправдывает, поскольку
мощность агитаторов для переработки шламов достаточна для
выщелачивания меди также из зернистого продукта.
В табл. 324 приведены анализы медных руд Катанги, поступающих
на агитацию.
Преобладающим минералом в рудах Катанги является малахит с
небольшим содержанием азурита, хризоколлы, куприта, самородной меди
и, в отдельных случаях, сульфидов. Вмещающими породами являются
сланцы, песчаники и другие кремнистые соединения.
Среднее содержание меди в руде по месторождениям несколько ниже,
чем указано в табл. 324, и составляет около 6.5%.
Медные растворы при агитационном способе выщелачивания
получаются по следующей схеме.
Медная руда, измельченная до 35 менг, агитируется в пневматических
агитаторах пачука, куда поступает отработанный электролит из цеха
электролиза. Агитация осуществляется непрерывно в четырех пачуках,
установленных последовательно. Пульпа из последнего агитатора
направляется в чашевые классификаторы. Пески из классификатора
поступают в сгустители с противоточной декантацией для промывки. Слив,
из классификаторов фильтруется на вакуум-фильтрах. На последних
производится также промывка кека. Свистка раствора от железа про-

S38
Часть четвертая. Металлургия меди
Таблица 324
Анализы медных руд Катанги (%)
Компоненты
Сѵ
ЯЮ,
ΛΙ,Ο,
Fe
CaO !
MgO j
I
Μ e ш |
+ 28 |
+ 35 ...... .
+ 48
+ 65 1
+100 ·.;
+200 ι
Руды
сланцевые
тальковые
кварцевые
Химические анализы
9.07 I 7.97
63.95 j 60.57
8.48
3.40
1.32
6.98
4.73
0.89
4.88 9.22
8.67
68.17
4.85
2.45
1.30
4.52
Ситовые анализы
10.07
16.93
23.24
29.65
35.08
48.98
1.96
4.87
10.54
17.63
26.42 ·
40.22
5.91
13-69
21.44
29.62
36.97
51.85
мелочь из
отвалов
13.73
56.19
7.93
3-.23
1.36
5.13
5.90
11.74
18.14
22.46
31.46
44.87
I
1 в среднем
9.31
64.7
7.42
3.21
1.29
5.05
—
—
—
—
—■
водится в агитаторах пачука непрерывным способом. Нейтрализация
кислоты и гидролитическое осаждение железа осуществляются
добавкой избытка руды.
Агитаторы пачука для выщелачивания — железные, выложенные
изнутри рольным свинцом. Воздух в центральную трубу подается под
давлением 2 ат.
Так как в пачуки поступает сравнительно крупный материал, то в
процессе агитации при выходе пульпы из аэролифтной трубы крупные
частицы оседают вниз, не успевая выноситься током жидкости из агитатора.
Постепенно накапливаясь в конической части агитатора, пески забивают
пижнее отверстие центральной трубы.
Для устранения забивания агитатора и равномерного выноса
твердых частиц пульпа, при выходе ее из аэролифта, направляется по жолобу
к сливному отверстию чана. В жолобѳ имеется отверстие, через которое
часть пульпы попадает обратно в чан. Количество пульпы, вытекающей
из агитатора и поступающей обратно в него, регулируется автоматически
в зависимости от высоты уровня жидкости в чане.
Медь, содержащаяся в рудах, легко растворяется в серной кислоте
с высокой степенью извлечения, порядка 97—98%, при длительности
выщелачивания в течение 4 час. В хвостах до промывки остается около
20% извлеченной в раствор меди. При содержании меди в руде, равном
6.59%, в кеках остается 0.177% Си.
В табл. 325 приведены анализы растворов до и после агитации.
2) Агитационное выщѳлачива ни е'меди из
шлаков на заводе Потрѳриллос. Шламовая пульпа,
получаемая при классификации руды, содержит 10% твердого. В отстойниках
количество твердого в сгущенной пульпе доводится до 42%·
Выщелачивание меди из шламов производится в агитаторах с механическим
перемешиванием. Чаны агитаторов железобетонные. Мешалки
деревянные с. чугунными гуммированными гребками. Насосы, трубопроводы,
вентили изготовлены из свинца. Жолоба деревянные, облицованы
кислотоупорным кирпичом, уложенным на мастике.

Глава XIX. Выщелачивание меди из руд
839
Таблица 025
Анализы растворов до и после выщелачивания в агитаторах
Р.іствор
До выщелачивания,
После
выщелачивания, г/л . . .
H2S04
(своб.)
GO
15
Си
15
35
Fe
(общ.)
5
5
Fe
(заішс.)
1
3
Fe
(окис.)
з
·>
А1203
10
10
MgO
CaO
1
ι
I
ι I
ι
Таблица 320
Технические показатели по выщелачиванию меди из шламов
агитацией
Показатели
Единица
измерения
Завод
Потррриллос
Шламовая пульпа
Твердого в пульпе
Материала в —200 меш
Содержание меди (общ.)
» » (сульфид.) . . .
Температура пульпы
Растворы:
в агитаторах
Си
H2S04
температура
от промывки
( Си
I сгуститель] H2S04
{ температура . .
( Си
II сгуститель] H2S04
{ температура . .
Си
III сгуститель] HjSCu
{ температура . .
Расход серной кислоты на 1 τ шлама
Хвосты:
- Содержание меди:
растворимой в H,S04....
растворимой в Н20
сульфидной
Извлечение меди
7о
О'
/о
г/л
»
°С
г/л
»
°С
г/л
»
°С
г/л
»
"С
і;г
41—43
:0—75
2.35
0.125
12-14
1і-
56
23
-12
2.(3
2.У
14
0.5
1.6
13
0.14
1.55
14
43
0.225
0.114
0.047
.0.069
ео.б

840
Часть четвертая. Металлургия меди
Для выщелачивания установлены последовательно три агитатора.
Отработанный электролит и крепкие растворы подаются в головной
агитатор. Из последнего агитатора пульпа поступает в три последовательно
работающих сгустителя диаметром 45.7 м, в которых осуществляется
противоточная промывка. Сгущенная пульпа из третьего сгустителя
является отвальной.
В табл. 326 приведены технические показатели по выщелачиванию
меди из шламов агитацией на заводе Потрериллос.
Глава XX
ОЧИСТКА РАСТВОРОВ СУЛЬФАТА МЕДИ
Растворы, получаемые выщелачиванием меди из руд, содержат примеси
железа, хлора, алюминия, мышьяка и др. Наиболее вредной из этих
примесей является хлор.
Железо в количестве до 3 г/л не оказывает резко отрицательного
влияния на процесс электролиза. Железо в растворе, поступающем на
электролиз, должно быть в виде закиси. При избыточном содержании
железа его осаждают гидролитическим путем из нейтрального раствора;
§ 1. Удаление хлора и восстановление сульфата окиси железа до сульфата
закиси при помощи цементной меди
Хлор оказывает вредное действие на процесс электролиза.
Присутствие хлора способствует разъеданию анодов. Хлористая медь осаждается
на катодах. При переплавке· последних хлорид меди улетучивается,
что связано с увеличенными потерями металла.
Для удаления хлора раствор агитируется в смеси с цементной медью.
При агитации протекают следующие реакции:
СиС13 + Си = 2СиС1,
FeCl3 + Cu = FeCl2 + CuCl,
2FeCl3 + Си = 2FeCl2 + СиС12>
Fe2 (S04)3 + Си = 2FeS04 + CuSO,r
FeCl2 + Си + CuS04 = FeS04 + 2CuCl.
Образующаяся однохлористая медь выпадает в осадок.
Одновременно трехвалентное железо восстанавливается до двухвалентного.
Осаждение хлора в виде однохлористой меди осуществляется в
агитаторах с бронзовым валом и пропеллером. *
Отстаивание пульпы производится в сгустителях. Сгущенная пульпа,
состоящая из избытка цементной и выпавшей полухлористой меди,
промывается водой, после чего обрабатывается концентрированным
раствором хлористого железа, содержащего 100 г/л железа. Благодаря
образованию растворимой комплексной соли FeCl2-CuCl полухлористая медь
переходит в раствор.
Пульпа, состоящая из цементной меди и раствора хлоридов,
обрабатывается железом в барабанах из бронзы. Растворенная медь
цементируется. Цементный осадок меди классифицируется. Крупные частицы
после тщательной промывки поступают в плавку. Тонкая фракция
цементной меди возвращается в процесс для удаления хлора из свежего
раствора.

Глава XX. Очистка растворов сульфата меди
841
§ 2. Гидролитическое осаждение примесей железа, алюминия, мышьяка
из сульфатных растворов в присутствии известняка
При наличии в растворе избытка железа и других примесей,
оказывающих отрицательное действие на процесс электролиза, их осаждают
гидролитическим путем с помощью известняка плп окисленной руды.
Если к раствору прибавить тонкоизмельченный известняк (80%
минус 200 меш), свободная серная кислота нейтрализуется по реакции
H2S04 + СаСО, = CaS04 + С02 + Н20.
В присутствии избытка известняка из нейтрального раствора выпадают
гидраты окислов железа и алюминия по следующим реакциям:
Fe2 (S04)3 + ЗСаСО, + 3Η2ϋ = 2Fe (ОН), + 3CaS04 -f 3G03,
Al, (S04), + ЗСаСОд + 3H20 = 2А1 (ОН), + 3CaS04 + ЗСО,.
Процесс гидролиза ведется с растворами, нагретыми до 30°.
Таким путем можно получить в осадке в виде гидратов почти все окис-
ное железо, до 20% алюминия, большую часть мышьяка, фосфора,
молибдена. При очистке раствора требуется тщательный контроль, так
как избыток известняка осаждает также медь. Проба раствора на
железо берется каждые 30 мин.
Содержание окисного железа держится на уровне 0.1 —0.2 г/л. Осадок
анализируется на медь каждый час. При обнаружении меди в осадке
прибавляется свежий кислый раствор. При высоком содержании железа
к раствору прибавляется известняк. В табл. 327 приведены анализы
растворов до и после очистки.
Τ а о лиц а Г',27
Анализы растворов при очиітке- (г/.і)
Компоненты
Медь
Серная кислота . . .
Железо (общее) . . .
Железо (окисиос) .
Алюминий ....
Мышьяк
Пятиокись фосфора
Хлор
Молибден
Растворы
ДО
очпстіш
ПОСЛР
04ΙΚΊΚΙΙ
41.55
14.11
7.03
6.32
4.99
1.40
1.52
0.29
0.033
42.09
0.0
1.5
0.94
4.13
0.11
0.2П
0.4В
0.003
Степень
удалении
примеси,
82.19
87-98
21-85
^2.32
87.14
91.12
Расход известняка на 1 л рас- j ,Q
твора, г !
Пульпа, получаемая при очистке раствора от примесей,
фильтруется и промывается на вакуум-фильтрах. Состав кека приведен в табл.
328,
Потери меди в кеках достигают 1.7% металла в растворе.
Средняя скорость фильтрации составляет 57.1 л раствора на 1 м2
фильтрующей поверхности. Толщина слоя кека — 10 мм/На 1 л
очищенного раствора получается 87 г кека, что соответствует 5 кг/м2
фильтрующей поверхности за цикл. Пульпа фильтруется при 36°.

S42
Часть четвертая. Металлургия меди
Таблица 32S
Состав века при очистке раствора (%)
Сп | Си
(общ.) J <ц,0)
1
0.8G j 0.43
!
Fe
ΑΙ,Ο, S04
7.77 1.3
44.4
CaO CaS04
23.44
50
Для очистки растворов от железа и алюминия на заводе Панда
добавляют избыток окисленной руды. С целью уменьшения потерь меди с
твердыми продуктами, в которых содержатся остатки непрореагировавшей
руды, пульпа классифицируется. Пески, содержащие много меди,
поступают обратно на кислое выщелачивание. Слив из классификтора
направляется в сгустители.
В табл. 329 приведены составы растворов до и после очистки.
Таблица 329
Анализы растворов до и поело очистки
на заводе Павда
Компоненты
Раствор до
очистки,
г/л
Раствор
после
очистки,
г/л
Си I 30.17
H„SO„ і 11.17
Fe (общ.) ч. I 5.81
Fe (окис.) ! 4.Г8
Fe (закис.) 0.83
ΑΙ 10.9
44.98
О
1.99
1.42
0.57
7.5
§ 3. Обезмеживание растворов
В гидрометаллургии меди является часто необходимым вывести
из цикла часть растворов или лромывных вод. Отвальные растворы
должны при этом полностью освобождаться от меди.
Полное обезмеживание растворов в зависимости от требований
производства осуществляется тремя способами:
а) цементацией меди при помощи железа; продуктом цементации
является цементная медь и растворы, обогащенные железом;
б) осаждением меди углекислым кальцием; продуктом от
осаждения является основная углекислая соль меди;
в) осаждением меди в виде однохлористого соединения при помощи
цементной меди.
а) Цементация меди из раетворов при помощи железа. Вытеснение
меди из растворов с помощью железа основано на реакциях:
CuS04 + Fe = FeS04 -f Cu,
СиС12 + Fe = FeCl3 + Си.

Глава XX. Очистка растворов сули/юта меди
843
При наличии трехвалентного железа одновременно происходит
восстановление железа до закиси по следующим реакциям:
Fe2(S04)3 + Fe=3FeS04,
2FeCl3 + Fe = 3FeCl2.
В кислой среде протекают также реакции между железом и кислотой
•с вытеснением водорода:
H2S04 + Fe = FeS04-f Н2,
2HG1 + Fe = FeCl2 -f H2.
Чем больше содержится окиси железа и кислоты в растворе, тем выше
расход металлического железа. В качестве осадителя на практике
применяется железный скрап.
Цементация на заводе Потрериллос производится в жолобах длиной
120.5 м, шириной 3.05 м и глубиной 1.83 м. Жолоба по длине разбиваются
яа секции. Длина каждой секции 19.5 м. Три жолоба, расположенные
каскадом, работают последовательно. Жолоба делаются бетонные,
футерованные кирпичом на мастике. Жолоба снабжены ложными днищами из
деревянных досок, на которых располагается железный скрап.
В табл. 330 приведены технические показатели по цементации меди
железом.
Таблица 330
Технические показатели цемептации меди железом
Содержание меди
» серной кислоты .
» желева
Температура
Извлечение меди из растворов
Содержание меди в осадке . .
Расход железного скрапа на 1 кг ί
цементной меди і
Единица
измерения
г/л
»
»
°С
%
о'
Растворы
до
цементация
2.48— 3.8
2.45— 4.2
3.85— 8.У
13.1 —15.4
1)7.26-
71.52-
после
цементации
4
0.05— 0.07
1.45— 2.2Г»
11.2 —16.9
14.3 —If,. 9
-98.69
-72.74
1.35—1.41
Цементный осадок, содержащий 70—72% меди, переплавляется либо
•обрабатывается гидрометаллургическим путем. При гидрометаллурги-
•ческой обработке цементный осадок меди обжигается и выщелачивается
φ агитаторах серной кислотой или отработанным электролитом.
Получаемый при этом раствор сернокислой меди направляется в электролиз.
б) Осаждение меди из растворов при помощи известняка. Растворы,
■содержащие 8.0 г/л Си, 0.39 г/л H2S04, 0.46 г/л Fe, 0.7 г/л А1203,
нагреваются до 38—40° и обрабатываются избытком измельченного до 80%
минус 200 меш известняка в пневматических агитаторах. Медь при этом
ивыпадает в виде основной углекислой соли. В осадке остается избыток
шзвестняка и сернокислый кальций. После фильтрации получается кек
«состава (%):
Си
10.28
Fe
1.1
СаО
30.16
SO,
24.84

844
Частѵ четвертая. Металлургия меди
Полученный кек используется в дальнейшем при гидролитическом1
осаждении железа из раствора при помощи известняка. Медь переходит
при этом обратно в раствор.
в) Осаждение меди из растворов в виде однохлористой меди. При·
действии цементной меди на растворы, содержащие ионы
двухвалентной меди и хлора, образуется однохлористая медь, выпадающая
в осадок.
При достаточном количестве хлора в растворе и избытке цементной
меди является возможным осадить полностью медь из раствора в виде
нерастворимого соединения GuCl. Если хлора недостаточно для полного
связывания меди, к раствору прибавляется поваренная соль или
хлористое железо. Осаждение меди из растворов в виде CuGl при помощи
цементной меди дает вполне удовлетворительные результаты, что
подтверждается приводимыми ниже данными:
Раствор, г/л
до после
Содержание хлора 0.5 0.05
Содержание меди 8.4 0.4
Полученный осадок однохлористой меди выщелачивается
концентрированным раствором хлористого железа. Из раствора хлоридов медь
осаждается железом.
Г .ι а в а ХМ
ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ ОСАЖДЕНИЕ МЕДИ ИЗ СЕРНОКИСЛЫХ
РАСТВОРОВ
§ 1. Основные реакции и поведение примесей
а) Основные реакции. Раствор, поступающий на электролиз, содержит
медь в двухвалентной форме: CuS04. Из сульфатного раствора медь
электролитически осаждается на катоде.
На аноде при этом выделяется кислород и образуется сорная кислота
в количестве, эквивалентном весу меди.
Теоретический потенциал разложения сульфата окиси меди равняется
1.22 в. На получение 1 кг катодной меди требуется 1.035 квт-ч
электроэнергии. Содержание меди в растворе при электролизе
доводится до минимальной концентрации, определяемой возможным
выделением металла на катоде в виде компактного осадка светлорозового
цвета. Отработанный электролит направляется на выщелачивание
свежей порции руды.
б) Поведение примесей при электролизе. 1)Поведение железа.
Железо в растворе, поступающем на электролиз, находится
преимущественно в закисной форме. В процессе электролиза закисное железо
окисляется на аноде и переходит в окисную форму по реакции
2FeS04 + H2S04 + Ѵ202 = Fe2(S04)3 + Н20.
Образование сернокислой окиси железа на аноде способствует
деполяризации и снижает напряжение на ванне.

Глава XXI. Электролитическое осаждение меди ѵз сернокислых растворов 845
У катода сульфат окиси электрохимически восстанавливается до
закиси; кроме того, сульфат окиси железа вступает в реакцию с осадком
меди на катоде, растворяя металл, согласно уравнению
Fe2(S04)3 + Си = CuS04 + 2FeS04.
Чем больше концентрация сульфата окиси железа в электролите и выше
температура, тем интенсивнее происходит обратное растворение
катодной меди и тем ниже получается выход по току.
В зависимости от плотности тока и скорости циркуляции электролита
в отдельных ваннах, через которые последовательно протекает
электролит, устанавливаются определенные соотношения между концентрацией
•меди и окисного железа. Наиболее благоприятно отношение в головной
ванне, благодаря чему выход по току в ней нередко составляет 75—80%.
В последней ванне содержание окисного железа возрастает при
значительном обеднении раствора ионами меди. К. п. д. тока в связи с этим
в последней ванне снижается до 60%. Повышение электропроводности
раствора к концу электролиза вследствие увеличения кислотности и
повышения температуры несколько компенсирует потери по току. Так, при
снижении выхода по току на 17% коэффициент использования энергии в
последних ваннах падает лишь на 11.4% по сравнению с головными ваннами.
Для устранения вредного влияния железа необходимо стремиться
-к минимальному его содержанию в растворе. Этого возможно достигнуть
предварительной обработкой руды для перевода железа в
труднорастворимую форму окиси и оперированием растворами с низкой концентрацией
свободной серной кислоты при выщелачивании.
Железо, которое находится в растворе, поступающем на электролиз,
должно быть в закисной форме. Как было отмечено выше, при обработке
раствора цементной медью для удаления хлора сульфат окиси
восстанавливается до сульфата закиси. Эффективной мерой борьбы с вредным
действием железа на процесс электролиза является применение диафрагм
из хлопчатобумажной ткани, плотно надеваемых на аноды.
В процессе электролиза железо в виде катионов переносится к катоду,
и раствор в непосредственной близости к аноду содержит преимущественно
серную кислоту. При достаточно высокой плотности тока перенос ионов
железа происходит быстрее, чем диффузия железа к аноду. Таким путем
удается сохранить железо в растворе в закисной форме. На практике,
.однако, диафрагмы применяются редко, и электролит непосредственно
омывает электроды. В снязи с этим в электролите оставляется лишь такое
количество железа, которое определяется требованиями наиболее
полного извлечения сульфидной меди из руды в процессе выщелачивания.
.Если железа накапливается в растворе больше, чем это требуется
процессом, его осаждают гидролитическим путем с иомощью известняка или
избытка окисленной' руды.
2) Действие хлора. Хлор попадает в электролит в виде
хлоридов меди из минерала атакамита CuCla-3Cu(OH)2, либо при
выщелачивании водой, содержащей хлориды щелочных металлов. Присутствие
■иона хлора в электролите разъедающе действует на аноды. Хлор частично
удаляется из раствора при помощи цементной меди по реакции
'. CuGl2 + Си = 2СиС1.
Л
При очистке раствора с помощью цементной меди концентрация хлора
снижается с 0.46 до 0.20 г/л.

846
Часть четвертая. Металлургия меди
3) Влияние азотной кислоты. Присутствие азотной
кислоты в растворе способствует извлечению меди из сульфидных минералов.
Одновременно усиливается также растворение загрязняющих
электролит примесей. При электролизе азотная кислота разъедающе действуетна,
свинцовые аноды. Присутствие солей молибдена в электролите в
количестве > 0.008% Мо действует каталитически на процесс разложения
азотной кислоты. Образующиеся окислы азота окисляют закись железа
в окись и хлористую медь в хлорную. Раз возникнув, реакция, под
автокаталитическим действием окислов азота, быстро распространяется по
всему раствору. В электролите накапливаются хлор и трехвалентное
железо. Катодный осадок меди интенсивно разъедается, что влечет за собой
понижение выхода по току.
Для предотвращения разложения азотной кислоты и удаления
последней электролит насыщается сернистым газом до содержания 0.7—2.0 г/л
SOa. Значительная часть S02 под действием анодного окисления
превращается в серную кислоту. Для предупреждения выделения S02 из
электролита последний покрывается слоем масла или нефти.·
§ 2. Аппаратурное оформление процесса электролиза")
а) Электролитные ванны. Ванны делаются из железобетона. Изнутри
ванны футеруются асфальтовой мастикой или рольным свинцом,
содержащим 6% сурьмы. G наружной стороны ванны покрываются
кислотоупорной краской. Устанавливаются ванны на железобетонных столбах,
от которых изолируются фарфоровыми подставками.
Размеры ванн колеблются в широких пределах: длина от 3.12 до 19.05 м;
ширина от 0.86 до 1.2 м; глубина от 1.14 до. 1.47 м. Количество анодов,
подвешиваемых в ванне, меняется от 34 до 150. Расстояние между
центрами анодов составляет в среднем 90—100 мм.
Общая амперная нагрузка ванны меняется от 4000 до 8000а в
зависимости от общей поверхности анодов и катодов.
Ванны располагаются двухсторонними каскадами по 6—8 ванн с
каждой стороны. Разность уровней между двумя ваннами каскада составляет
100—125 мм. Ванны группируются последовательно в серии. Количество
ванн в серии определяется напряжением на отдельной ванне и общим
напряжением сети. При средней разности потенциалов на клеммах ванны
1.89—1.97в и общем напряжений сети на низкой стороне 425—480в число
действующих ванн в серии составляет 160—190 шт.
В табл. 331 приведены габаритные размеры электролитных вани,
применяемых для осаждения меди из сернокислых растворов.
б) Аноды. В растворах сульфата меди, поступающих на электролиз,
почти всегда содержатся ионы хлора и N03, разъедающе действующие
на аноды. В связи с этим вопросу выбора материала для нерастворимых
анодов придается серьезное значение. Для целей электролиза были
испытаны аноды из магнетита, сплава железа с кремнием, сплава железа, меди ю
кремния, а также свшщово-сурьмяные аноды.
Магнетитовые аноды хрупки и требуют повышенного напряжения при
работе. Желез'о-кремниевые аноды из дюрайрона, содержащие 15% Si,
быстро корродируют, в связи с чем электролит обогащается железом.
Аноды из сплава силицидов меди и железа (Cu2Si — FeSi) достаточно
устойчивы в процессе электролиза. Если расход анодов из дюрайрона
достигает 5—10% веса меди, то в отношении анодов из силицидов расход
не превышает 1%. Силицидовые аноды хрупки. ■ s

Глава XXI. Электролитическое осаждение меди из сернокислых растворов 84Г
Τ а Г. л и ц а 331
Электролитные ванны
Характеристика ванн

Единица

измерения
Чуквв-
Комата
Потрерил-
Материал
Футеровка
Размеры: длина
ширина
глубина
Толщина стенок:
боковых
торцевых ....
Толщина футеровки ....
Вмещается в ванне:
анодов силицидовых . .
анодов свинцовых ....
катодов
Расстояние между
электродамп:
при анодах из силицидов
при анодах из Pb—Sb
сплава
Расстояние между катодами
Расположение ванн ....
Разность уровней между
двумя ваннами
Число ванн в двойном
каскаде
Амперная нагрузка ванн
Напряжение в сети ....
Ванн в серии
Напряжение на ванну . . .
Сечение токоподводящих
шин . . . .,
шт.
»
»
ι
ММ
»
шт.
а
в
шт.
в
Железо
бетон
Асфальт
5.95
1.20
1.47
5Г.
74
78
20
25
76—89
Каскад
125
17

Железобетон
Pb+6%Sb
3.12
ϋ.«(>
1.14
127
102
Г4
ЗУ
Каскад
100
12
3 750
425
1V2
1.89
Пнгп;і-
pt-.І) Ulfll
10.
ί.
1.
90
95
100
120
Панда

Железобетон
Асфальт
19.5
0.98
1.2»
51
3x50 = 150
3X48 = 144
00
SO0O
480
148
1.97
51x168
Положительными свойствами обладают аноды из сплава свинца с
сурьмой. Состав свинцово-сурьмяных анодов, примерно, следующий (табп,
332).
Таблица 332
Состав свинцово-сурьмяных анодов (%)
Элемент
РЬ
Sb
As
Си
Аноды j
первичные
82.12
15.5
1.68
0.44

переплавленные
83.5
15.0
1.3
0.15
Коробления свинцово-сурьмяных анодов в процессе электролиза не·
наблюдается. При высоком содержании в электролите азотной кислоты в
сульфата окиси железа силицидовые аноды оказываются более устойчивы-

848
Часть четвертая. Металлургия меди
ми, чем свинцово-сурьмяные. При нормальных условиях расход свинцово-
сурьмяных анодов составляет 0.42 кг на 1 τ осажденной меди. Для
предупреждения коротких замыканий между электродами свинцово-сурьмяные
аноды снабжаются фарфоровыми пробками.
Для экономии металла свинцовые аноды делаются решетчатыми.
Удельная плотность тока на аноде при этом увеличивается. Напряжение,
а значит, и расход энергии несколько возрастает.
В табл. 333 приведены основные размеры анодов.
Τ а ή л и и а 333
А поды
Характеристика анода
Чуквикамата
Потре-
риллоо
Инспирей-
шен
Тип анода
Материал
Раз ν еры:
длина, мм
ширина, мм
толщина, мм
Вес, кг
Рабочая поверхность анода
с одной стороны, м2 . .
Плотность тока на аноде,
а/м2

Решетчатый

Силициды
•Г 00
С 40
25
140
0.81
112

Решетчатый
pb+6%Sb
• 1Я00
840
15
150
0.92
106

Сплошной
Pb—Sb
ιεοο
840
15
160
0.98
93

Сплошной
Pb—Sb
997
673
13
90
Сплошной
РЫ-8%ЯЬ
10J5
965
13
в) Катоды. Катодами служат медные листы следующих размеров!
длина 953—1240 мм, ширина 711—1069 мм. Листы получаются в ваннах
с растворимыми анодами.
Катодные листы подвешиваются на медных штангах при помощи
ушков из полосовой меди. Ушки приклепываются на расстоянии 50 мм
от верхнего края катодного листа. При погружении в электролит ушки
и места приклепки к катодному листу находятся выше уровня раствора.
Для предохранения от разъедания и разрыва листы по линии погружения'
в раствор покрываются слоем кислотоупорной краски. Катодные листы
не доходят до дна ванны' на 140 мм.
Длительность наращивания катодного осадка составляет 5—14 дней.
При плотности тока на катоде 115—135 а/м2 вес катодного осадка
достигает 45—90 кг. За период осаждения катоды несколько раз вынимаются
из ванны для осмотра, удаления наростов, выпрямления и устранения
коротких замыканий.
В табл. 334 приведены размеры катодов.
§ 3. Практика электролиза
а) Состав растворов. Растворы после очистки от примесей содержат
в среднем *0 г/л меди. Повышение содержания меди в электролите до
известного предела не оказывает сколько-нибудь значительного влияния
на процесс электролиза. При заданной плотности тока и скорости
циркуляции раствора стремятся получить отработанный электролит с
содержанием в нем серной кислоты и сульфата окиси железа, определяемым уело-

Глава XXI. Электролитическое осаждение меди из сернокислых растворов 849
Таблица 334
Катоды
Характеристика катода
Единица

измерения
Чуквшм-
мата
Потрс-
риллос
Инспи-
рейшен
Панда
ано-
Размеры катодного листа:
длина
ширина
Количество катодов на одну
ванну:
при расстоянии между
анодами 100 мм
то же при 89 мм
Рабочая поверхность катода:
1) с одной стороны
2) на одну ванну:
при расстоянии между
дами 100 мм . . . *.
то же при 89 мм . . .
Плотность тока на катоде:
при расстоянии между анодами]
100 мм:
10 000 а
15 000 а
20 000 а
при расстоянии междѵ анодами1
89 мм:
10 000 а
15 000 а
20 000 а
Вес катодного листа
Длительность осаждения . J . .
Вес полученных катодов ....
К. п- д. тока на катоде (среднее)
шт.
а/м*
»
кг
сутки
кг
%
1240
910
55
63
1.11
122.6
140.5
81.9
122.6
163.7
71.4
107.0
143.0
5.4
68—90
<53
711
33
45
1117
1060
<5
5.0—5.5
5
40—45
67.9
10—14
33.3
виями выщелачивания. Для получения соответствующих концентраций
отработанного электролита растворы перед поступлением в ванну
подкисляются серной кислотой или смешиваются с некоторым количеством
отработанного электролита. В среднем содержание меди в исходном
электролите доводится до 36 г/л, а серной кислоты —до 45 г/л.
Электролит поступает в головную ванну, откуда последовательно
протекает через несколько ванн. Скорость циркуляции электролита
находится в обратной зависимости от концентрации меди в растворе и
применяемой плотности тока.
На практике электролит циркулирует в ваннах со скоростью 95—140
и даже 300 л (завод Инспирейщен) в 1 мин. Количество ванн, через
которые последовательно проходит электролит, составляет 12—18.
Концентрация меди в электролите в процессе электролиза уменьшается на 5 —15г/л.
В каждой ванне по мере движения электролита концентрация меди
в последнем уменьшается, а серной кислоты увеличивается. На каждый
грамм осажденной на катоде меди на аноде получается 1.53 г серной
кислоты. Чем полнее осаждение меди при электролизе, тем более кислым
получается отработанный электролит.
54 Металлургия тяжелых цветных металлов

850
Часть четвертая. Металлургия меди
Поверхность ванны покрывается слоем нефти. Нефтяной слой
препятствует выделению S02-ra3OB, растворенных в электролите. Для этой же
цели используется машинное масло. Расход последнего составляет
1.6 л на 1 τ осажденной меди.
б) Температура. В процессе электролиза раствор несколько
нагревается. Раствор, поступающий в головную ванну, имеет температуру
26—34°. Отработанный электролит выходит из последней ванны с
температурой 31—45°. При работе с силицидовыми анодами оптимальной
температурой электролита является 36—39°, для свинцово-сурьмяных
анодов—34°.
в) Напряжение. На практике величина напряжения на клеммах
ванны доходит до 2.0 в. Увеличение кислотности и температуры
электролита понижает напряжение. Деполяризация анодрв путем введения в
раствор сернистого газа также способствует понижению напряжения.
Напряжение зависит еще от расстояния между электродами, которое
составляет 35—50 мм между центрами анода и катода. Уменьшение
расстояния между электродами дает возможность поместить больше
электродов в ванну. При установленной амперной нагрузке ванны удельная
плотность тока на катодах уменьшается, напряжение снижается, к. п. д.
тока повышается.
г) Плотность тока. Плотность тока на катоде колеблется в среднем
от 75 до 135 а/м2, достигая в некоторых случаях 195 а/м2. Чем чище
раствор и чем меньше в нем железа, тем выше может быть плотность тока на
катодах при сохранении удовлетворительного к. п. д. тока на катоде.
д) К. п. д. тока на катоде. К. п. д. колеблется от 60 до 90%. Чем
больше содержится железа в электролите, тем больше растворяется
обратно катодной меди и выше расход тока на попеременное восстановление
и окисление железа на электродах. К. п. д. тока в последних ваннах
ниже, чем в головных. Работа с невысокими плотностями тока
обеспечивает более высокие к. л. д. тока.
е) К. п. д. тока на аноде. К. п. д. определяется отношением
образующейся сернокислой окиси железа к теоретическому количеству. Степень
использования тока на аноде составляет в среднем 50—60%. Образование
корки на поверхности анодов и отложение на них солей снижает к. п. д.
тока. Систематическая очистка поверхности анодов способствует лучшему
использованию тока. При очистке анодов через каждые две недели к. п. д.
тока на аноде может быть повышен до 75 %. При этом наблюдается также
некоторое понижение напряжения в. пределах 0.05 в.
Очистка анодов легко осуществляется в кислых растворах (300 г/л
H2S04) при плотности тока 300 а/м2 с превращением анодов в катоды.
ж) Борьба с короткими замыканиями. При наличии в электролите
сульфата окиси железа короткие замыкания электродов вызывают
быстрое разъедание медного катода. Поэтому вопрос предотвращения
коротких замыканий имеет большое значение. Достигается это главным обра1-
зом 2—3-кратной правкой катодов в первые 2—3 дня работы и
тщательным наблюдением за работой ванны. Короткозамкнутыѳ катоды вынимают
аз ванн, срезают выступы и шишки, переворачивают и снова вставляют
в ванну.
Катод наращивается до 45—90 кг в течение 5—14 дней в зависимости
от плотности тока. Катоды, достигшие определенной толщины и веса,
вынимаются из ванн, промываются, сушатся, взвешиваются, опробы-
ваются, после чего направляются на плавку.
В Табл. 335 приведены технические показатели электролиза,
В табл. 336 приведен состав катодных осадков меди.

Глава XXI. Электролитическое осаждение меди из сернокислых растворов 851
Технические показатели электролиза
Таблица 335
Показатели

Единица

измерения
Чукви-
камата
Потре-
риллос
Инспп-
рейшен
Панда
К. п. .д. тока на катоде ....
К. п. д. тока на аноде
Расход переменного тока на 1 кг
меди
Получается меди:
на квт/сутки постоянного тока:
на ваннах
на генераторах
на квт/сутки переменного тока:
на подстанции
на 1 квт-ч постоянного тока . .
К. п. д. преобр. перем. тока в
достоян., включая потери в
линии
Напряжение на ванне
Плотность тока на катоде . . .
Состав растворов:
Меди
Серной
кислоты
Окиси,
желеэа
до электролиза
после »
до »
после »
до »
после »
Всего железа
Температура/
раствора \
до электролиза
после »
%
%
квт-ч
кг
»
%
в
а/м2
г/л
»
°С
65—92
11—13
75—195
21—26
14.9
50—55
3.4—0.9
2.0
2.5
26—34
31—43
2.17
12.65
12.60
11.37.
90.12
1.89
137.7
29.
10.
47.8
75.95
08
.73
32.5
38.6
67.9
54.0
3.15
118—135
26.4
21.6
33.8
41.1
4.0
9.6
20.0
8.53
12.19
0.508
1.97
98—100
Таблица 336
Состав катодных осадков меди (%)
Компоненты
Си
С1
As
Sb
Pb
. Sn
s
Μη
Zn
н2о
Si02 (нерасгв.) ....
Bi
Se
Ni
Чуквикамата |
99.900
0.005
0.0002
0.0004
0.0016
0.0011
0.0050
0.03
0.0001
0-.0003
0.02
' 0.06
Нет
»
ь
Инспирейшен
99.87
Следы
»
0.0005
—
—
0.021
.
—
Следы
—
—
Следы
»
_.
0.0006

852
Часть четвертая- Металлургия меди
В табл. 337 приведены анализы отработанного электролита завода
Чуквикамата.
Таблица 337
Анализ отработанного электролита (г/л)
Компоненты
Си
h„so4
HN03
Fe (общ.)
Fe (закис.)
Mo
As ...
Sb
Ca
Na
К
Al
Mg
CI
Чуквниаматч
14.9
70.0
3.51
4.5
1.3
3.2
0.19
0.31
0.02
0.5
;.2<?
2.31
3.51
1.33
0.18
15.6
60.0
1.5
2.40
1.9
0.5
0.3—1.0
0.22
0.01
0.4
6.20
1.75
2.10
0.75 '
0.12
Глава XXJI
АММИАЧНЫЙ И ХЛОРИДНЫЙ СПОСОБ
ГИДРОМЕТАЛЛУРГИИ МЕДИ
§ 1. Аммиачный способ извлечения меди из руд
а) Выщелачивание меди аммиачным раствором. Аммиачный способ
находит применение для переработки руд, содержащих медь в самородном
состоянии, а также в виде окислов при известняково-доломитнои пустой
породе. При аммиачном способе выщелачивание производится водным
раствором аммиака или углекислого аммония.
Процесс аммиачного выщелачивания природной меди основан на ре.
акциях между комплексной угле аммонийной солью окиси меди и метал.
лической медью
Си (NH3)4C03 + Си = Си2 (NH3)4C03.
Образующаяся закисная соль под влиянием кислорода воздуха снова
переходит в окисную медь, которая может быть возвращена в процесс на
выщелачивание свежей порции руды.
Часть медно-аммиачного раствора направляют на выпарку. Аммиак
и углекислота отгоняются и улавливаются в виде углекислого аммония,
возвращаемого в цикл выщелачивания. Медь при выпарке выпадает
в виде черной окиси.
Аммиачное выщелачивание производится в лерколяторах следующих
размеров! диаметр 9 м, высота 4.6—6.1 м. Перколяторы железные, герме.

Глава XXII. Аммиачный и хлоридний способ гидрометаллургии меди 853
тизированные. Ложные днища перколяторов находятся на расстоянии
100 мм от дна. Поверх решетчатого днища укладываются кокосовые
цыновки, покрываемые фильтровальной тканью из холста. Руда
загружается через отверстие в центре крышки перколятора.
После загрузки измельченной рудой перколятор через ложное днищѳ
снизу вверх заполняется аммиачным раствором, на 60% насыщенным
медью.
Раствор 12 час. остается без циркуляции. За это время насыщение
раствора медью достигает 75%. Отношение NH3 ! Си получается при этом
равным 1.3:1.
Часть полученного насыщенного раствора отводится на выпарку.
После удаления части раствора через перколятор сверху вниз
пропускается оборотный раствор, к которому по мере необходимости
прибавляется свежий аммиак.
Оборотный раствор циркулирует в течение 36—48 час. до 60%
насыщения его медью.
Хвосты от перколяции промываются сверху вниз оборотным раствором,
после чего через крышку чана впускается острый пар. Последний
конденсируется; руда прогревается и промывается горячим раствором. Пар
подается в перколятор до тех пор, пока содержание аммиака в вытекающем
растворе не достигнет определенной величины.
Промывка руды паром в перколяторе должна проводиться быстро
и равномерно. При промывке 20 τ руды расходуется 1 τ пара. Пар для
промывки на заводе Кенекотт подается под давлением, на заводе Калюмет
— при вакууме. Давление пара поддерживается в пределах 0.27—0.34 ат.
В табл. 338 приведены технические показатели по аммиачному
выщелачиванию меди из руды.
Таблица 338
Технические показатели аммиачного выщелачивания медных руд
Операция
Загрузка 500 τ руды (с 0.94%
СиС03 и 5% Н20)
I. Подача первого щелока . . .
Реакция без циркуляции .
Откачка насыщенного рас-
II. Подача оборотного раствора.
Подача концентрированного
аммиачного раствора ....
I. Откачка первого щелока . . ·
Подача промывного раствора
II. Откачка оборотного раствора
Откачка промывных вод . .
Выгрузка хвостов с 0.14% Си

Длительность

операции, час.
12
8
12
2
5
2
12
2
10
2
4
12

Количество
раствора,
τ
174
53.5
32.4
20
174
27
25
32.4
21.6
Состав раствора, %
ΝΗ3
10.5
10.32
4.0
26.0
10.5
1.5
4.0
1.4
Си
6.3
7.85
2.5
6.3
1.0
2.5
0.65
со2
12.4
12.2
4.3
22.0
12.4
4.3
После аммиачного выщелачивания получается первый щелок,
насыщенный на 60% медью. После обработки первым щелоком свежей
порции руды получается концентрированный по меди аммиачный раствор,
направляемый на выпарку.

854
Часть четвертая. Металлургия меди
б) Получение меди из аммиачного раствора. В насыщенном аммиачном
растворе содержится 7.85% Си, 10.32% NH3, 12.2% С02. Раствор
поступает в испаритель. Последний представляет собой железный цилиндр
диаметром 3 м и высотой 6.4 м с куполообразной крышкой и коническим
днищем высотой 1.5 м.
В испаритель впускается острый пар под давлением. Испарение
производится в три-четыре стадии в пределах 129—104°. Когда свежий раствор
нагреется до температуры кипения, начинает выделяться значительное
количество С02. Постепенно содержание С02 в газах уменьшается, а
NH3 возрастает. Аммиак улавливается в мокрых скрубберах, а
углекислота выпускается в атмосферу. Впуск пара продолжается до тех пор,
пока в растворе не остается 0.01% NH3. К этому времени медь
переходит в черную окись. Раствор пропускают через фильтр. Черная окись
меди, остающаяся на фильтре, является конечным продуктом. Расход
пара на испарение составляет 0.5—0.6 τ на 1 τ раствора. Чем
концентрированнее растворы, тем меньше удельный расход пара. На 1 τ
выщелачиваемой руды расходуется около 100 кг пара, из которых 55%
приходится на выпаривание и 45% на промывку.
Степень извлечения меди зависит от продолжительности
выщелачивания и размеров частиц измельченной руды. На практике длительность
выщелачивания составляет 36—48 час.
Зависимость коэффициента извлечения от размеров частиц приведена
в табл. 339.
Таблица 339
Степень извлечения меди в завиеимости от размеров частиц руды
Крупность частиц
Содержание меди в руде в виде
СиС03
Содержание меди в хвостах . . .
Извлечение · . , '.
мм
%
%
%
13
0.9
0.22 -
75.9
11
0.9
0.18
80.4
9
0.9
0.14
84.8
7
0.9
0.11
88.1
§ 2. Хлоридный способ переработки медных руд
и медноколчеданных огарков
Гидрометаллургия меди по хлоридному способу основана на том, что
медные минералы переводятся в хлорную медь СтіС12, которая
выщелачивается водой.
Активным реагентом, разлагающим большинство окисленных и
сульфидных медных минералов с образованием CuGl2, является смесь раствора
хлорного железа и соляной кислоты.
. Недостатками этого способа являются: переход в раствор
значительного количества примесей; затруднения при электролизе хлоридных
растворов в связи с выделением хлора на анодах; необходимость диафрагм
для анодного окисления железа и избежания растворения катодного
осадка меди.
Другим способом получения воднорастворимой хлорной меди
является хлорирующий обжиг окисленных медных "руд или медьсодержащих
огарков в смеси с поваренной солью в многоподовой печи с механическим
перегребаниѳм. Для успешного обжига количество серы в руде должно,
примерно, равняться содержанию в ней меди.
Хлорирующий обжиг ведется при температуре 350'—400°. При этой
температуре имеющиеся в руде сульфиды железа окисляются в суль фаты

Глава XXII. Аммиачный и хлоридный способ гидрометаллургии меди 855
При взаимодействии с поваренной солью сульфаты железа переходят
в хлориды по реакциям:
FeS04 + 2NaCl = Na2S04 + FeCl2,
12FeCl2 + 302 = 8FeCls + 2Fe203.
Образующееся хлорное железо в свою очередь реагирует с соединениями
меди, переводя последнюю в хлоридную форму по уравнениям:
4FeCl3 + 3Cu2S + 602 = 6CuCl2 + 2Fe203 + 3SO„
4FeCl3 + 3Cu20 + IVjO, = 6CuGl2 + 2Fe203.
Часть меди в присутствии кислорода воздуха может получиться в виде
хлорокисей. При выщелачивании водой, подкисленной соляной кислотой
(0.5—2% НС1), медь переходит в раствор в виде СиС12. Одновременно
в раствор переходят и другие растворимые хлориды.
Выщелачивание прохлорированной руды в зависимости от степени
ее измельчения производится методами перколяции или агитации.
В растворах от выщелачивания содержатся металлы в виде хлоридов,
и сульфатов. Медь, золото и серебро осаждаются из растворов
цементацией при помощи железа. После осаждения меди растворы
вымораживаются до выпадения кристаллогидратов сульфата натрия
Na2SO4.10H2O. Если в растворе содержится цинк, его можно осадить
в виде гидрата при помощи извести.
Автором был разработан способ, основанный на действии
газообразного хлора на увлажненные колчеданные огарки, содержащие медь,
цинк и благородные металлы.
При насыщении влажной руды хлором в результате экзотермических
реакций температура массы поднимается до 90—100°. Медь и цинк
переходят при этом в воднорастворимую форму. Сульфидная сера, имеющаяся
в руде, переходит з сульфатную форму. При водном, выщелачивании
прохлорированной руды медь и цинк переходят в раствор. Степень
извлечения меди и цинка в раствор достигает 90—95%. Из полученных
растворов медь осаждается в виде цементного металла, цинк в виде гидрата
окиси (Д. Чижиков, Хлорный метод переработки полиметаллических
руд и концентратов; раздел III —Хлорирование медистых и
золотосодержащих пиритных огарков с последующим выделением ценных
составляющих гидрометаллургическим путем; стр. 174—206, ОНТИ, 1936).

ЧАСТЬ ПЯТАЯ
МЕТАЛЛУРГИЯ НИКЕЛЯ

Глава I
СПОСОБЫ ПОЛУЧЕНИЯ НИКЕЛЯ
В природе никель встречается преимущественно в виде сульфидных
и оксидных минералов. В сульфидных рудах никель ассоциирован медью;
подобные руды являются по существу медно-никелевыми. В отличие от
сульфидных окисленные никелевые руды почти не содержат
меди. Все никелевые руды ассоциированы кобальтом. Сульфидные руды
часто содержат металлы группы платины.
Наиболее распространены в природе медно-никелевые сульфидные
руды. Превалирующее количество производимого никеля получается
переработкой сульфидных медно-никелевых руд. Из окисленных
никелевых руд получается небольшая часть мировой добычи металла.
Исторически производство никеля вначале развивалось на базе эксплоатации
месторождений окисленных руд. Нахождение крупных месторождений
медно-никелевых сульфидных руд в Канаде и на севере Восточной
Европы послужило основой развития производства никеля (и меди) из
комплексных руд.
Первоначальной стадией переработки сульфидных руд является
флотационное обогащение с получением раздельных медных и никелевых
либо коллективных медно-никелевых концентратов.
Исходной операцией пирометаллургии никеля является плавка руд
или концентратов в печах с получением штейна или сплава
сульфидов металлов.
Плавка сульфидных медно-никелевых руд и концентратов в шахтных,
отражательных или электрических печах по технике производства во
многом аналогична медному производству.
Плавка окисленных никелевых руд в присутствии сульфидизаторов в
восстановительной атмосфере несколько аналогична процессу щтейно-
образования при плавке свинцового агломерата, содержащего медь.
Переработка чистых никелевых штейнов на металл состоит из
четырех последовательных операций: бессемерования роштейна до
получения файнштейна, окислительного обжига измельченного файнштейна,
восртановительной плавки огарка на металл и электролитического
рафинирования никеля. На фиг. 341 приведены технологическая схема и
цепь основных аппаратов для переработки окисленных никелевых руд.
Более сложной является переработка медно-никелевых штейнов. При
бессемеровании медно-никелевых роштейнов удаляется сульфид железа
и получается мёдно-никелевый файнштейн. Последующее отделение
меди от никеля производится^ при помощи сернистого натрия. При
сплавлении жидкого файнштейна с сульфидом натрия получаются два слоя:
верхний, содержащий медь, (топ), и нижний, содержащий никель (боттом).
Медный топ направляется на медное производство.

860
Часть пятая. Металлургия никеля
Никелевый боттом обжигается, после чего огарок подвергается вое
становительной плавке на металл. Последний поступает на электролиз
для удаления из никеля примесей меди, железа и кобальта. На фиг. 342
Технологическая схема
1 Флюсы Рида
\
Гипс
/
Агглоперация
Шахтная силыридиіи-
рі/юіцая плаіка
Ьессенеробание
Обжиг
іраіінштеина
Восстановительная
плавка
Электролитическое
ра<риниробание
Е^.
Электролитный
никель
Цепь аппаратов-
Η
-O.J4
ψ- ι
Спекательная машина
Rampb-
жакет
Конвертер
Печь Веджа
Злектвопечь
іті
Электролизер
Фиг. 341. Технологическая схема и цепь основных
аппаратов пирометаллургического способа
получения никеля из окисленных руд
приведены технологическая схема и цепь основных аппаратов по
переработке сульфидных медно-никелевых руд.
Рафинирование от примесей можно производить также карбонильным
способом, основанным на образовании и последующем разложении кар-
бонила никеля.

Глава I. Способы получения никеля
861
По гидрометаллургическому способу обожженный медно-никелевый
файнщтейн выщелачивается серной кислотой. В раствор переходит
Технологическая схема
Флюсы
Рида
ЗлектроплабНа
бессенеройание
Разделитель
пая плавки
Обжиг никелевого
штейна (кттш)
Восстановительная
плабка
Электролитическое
рафинирование
Ξ
Электролитный
никель
Цепь аппаратов
иЙУЙ
4fei^w-^p
Электропечь
Нонвертер
Ватер
жакет
511
Печь веджа
Электропечь
Электролизер
Фиг. 342. Технологлчесг^ая схема и цепь
основных аппаратов ішрометаплургического
способа получения никеля из сульфидных руд
значительная часть меди. Кек после выщелачивания восстанавливается
до металла; получаемый: медно-никелевый сплав отливается в аноды и
подвергается электролизу.

JP а з д е л А
ПЕРЕРАБОТКА ОКИСЛЕННЫХ НИКЕЛЕВЫХ РУД
Различают два способа переработки окисленных никелевых руд;
плавку на металлический сплав и плавку на штейн. По первому способу
при восстановительной плавке руды в шахтной или электрической печи
в качестве промежуточного продукта получается сплав никеля с железом
и некоторыми другими элементами, как С, Si, Cr. При последующем
бессемеровании сплава в конвертере железо переводится в окислы и
шлакуется кремнекислотой. Черновой никель поступает на электролиз в
ванны с диафрагмами. В результате получается катодный никель.
По второму способу при восстановительной плавке окисленных
никелевых руд в смеси с сульфидизаторами — гипсом или пиритом — в ва-
тѳржакетных печах получается штейн или сплав сульфидов никеля,
железа и некоторых других металлов. При последующем бессемеровании
никелевого штейна железо шлакуется кремнекислотой. Получаемый
в результате бессемерования никелевый файнштейн (чистый сульфид
никеля) обжигается. Огарок смешивается с углем и подвергается
восстановительной плавке на металлический никель.
При плавке окисленных никелевых руд на металлический сплав
содержание никеля, или отношение никеля и железа в них, должно быть
достаточно высоким.
При низком содержании никеля (1—1.5%) и высоком железа
(45—50%) получаются никелистые чугуны, перерабатываемые
непосредственно на никелистые стали.
Получение металлического никеля из бедных содержанием никеля
руд возможно лишь по второму способу — восстановительной сульфиди-
зирующей плавкой с образованием штейна.
Глава II
ПОДГОТОВКА. ОКИСЛЕННОЙ НИКЕЛЕВОЙ РУДЫ К JMABKE
НА ШТЕЙН
§ 1. Сяоеобы предварительной обработки, окисленных никелевых руд
Для быстрого и возможно полного протекания реакций сульфидизации
и шлакообразования при восстановительной плавке окисленных
никелевых руд необходимо обеспечить достаточно длительный контакт между
реагирующими веществами: восстановителем, сульфидизатором и
составными частями руды. Большое значение в этом отношении имеет
предварительная подготовка руды.
На одних заводах руду брикетируют; на других руду спекают на
агломерационных машинах. В некоторых случаях сырую руду плавят без
всякой предварительной ее подготовки.

Глава II. Подготовка окисленной никелевой руды к плавке на штейн 863
а) Плавка сырой руды. При плавке сырой руды в шахтной печп в
верхней зоне руда теряет гигроскопическую и затем
конституционную влагу. Руда при этом приобретает необходимую пористость, что
обеспечивает ее нагрев восходящими горячими газами и активное протекание-
реакций между окисью углерода и окислами металлов. При наличии в руде
природных легкоплавких силикатов или в случае ее самоплавкости,
когда основные и кислотные окислы находятся в требуемых процессом
соотношениях, обеспечивается получение в определенной температурной
зоне печи жидкой шлаковой фазы эвтектического состава. При отекании
вниз, в зону более высоких температур, расплавленные продукты
постепенно растворяют в себе тугоплавкие окислы.
Омывая раскаленный кокс и восстановленный до CaS гипс, жидкие·
составляющие шлака вступают с ними во взаимодействие.
В результате процессов восстановления и сульфидизации получаютсяі
штейн и шлак. Непосредственная плавка сырой руды протекает
удовлетворительно при условии сохранения ею необходимой прочности в
процессе плавки и ее самоплавкости.
Если температура плавления руды низка, а поверхность раскаленного
кокса и сульфидизатора достаточна для обеспечения' реакций между
окислами никеля, с одной стороны, и углеродом и сульфидом кальция,
с другой, степень извлечения металла в штейн и удельный проплав шихтьь
получаются высокими.
б) Плавка брикетированной руды. При предварительном
брикетировании руды имеется возможность составлять шихту необходимого состава·
с включением в нее флюсующих добавок, сульфидизаторов и, частично,
восстановителя. При соответствующем измельчении ингредиентов шихты.
и тщательном их смешении обеспечивается лучший и наиболее полный
контакт между отдельными составляющими. Использование серы
сульфидизатора получается высоким.
В случае применения пирита в качестве сульфидизатора сера,_
получаемая при диссоциации последнего в парообразном состоянии,
способствует сульфидизации металлов.
Необходимым условием при плавке брикетов является их достаточная
механическая прочность. Подбор связующего материала и давления
при прессовании имеет большое значение для получения прочного
брикета. Существенным является также предварительная сушка брикетов.
Недостатками плавки брикетов являются относительно медленный
их проплав и малая производительность печи. Объясняется это
недостаточной пористостью брикетов и малой их теплопроводностью.
Изготовление брикетов небольших размеров и плоской формы (наподобие кусков
мыла) способствует более быстрому прогреву.
Брикетирование шихты в смеси с коксовой мелочью позволяет
экономить некоторую часть кускового кокса, который расходуется при плавке
в количестве 30—35°/0 веса руды.
в) Плавка агломерированной руды. Агломерация руды делает ее-
химически более подготовленной для последующего процесса ошлакова-
ния в шахтной печи. Образующиеся при агломерации легкоплавкие
продукты, цементирующие отдельные составляющие шихты, при
нагревании до высоких температур в шахтной печи расплавляются и
постепенно растворяют в себе другие более тугоплавкие соединения.
Таким образом, агломерация облегчает начальный период шлакования.
Агломерат, имея пористую структуру с сильно развитой
поверхностью, легко прогревается током восходящих нагретых газов. Активно

"864
Часть пятая. Металлургия никеля
протекают реакции между газовой фазой и твердой или жидкой массой
проплавляемых материалов.
При работе с агломерированной рудой ускоряется процесс плавления.
В связи с этим необходимо иметь достаточной ■ высоты столб
раскаленного кокса и сульфидизатора, чтобы обеспечить длительность контакта
л полное протекание реакций восстановления и сульфидизации никеля.
§ 2. Сушка окисленной никелевой руды
Никелевые окисленные руды содержат около 25% влаги. В рудной
массе, поступающей на брикетирование, содержание влаги не должно
превышать 12%. Для удаления избытка влаги сырая руда подвергается
сушке.
В качестве сушильных агрегатов для никелевых руд применяются
вращающиеся барабаны длиной 11.9 м и диаметром 1.9 м, с углом
наклона 2° и числом оборотов 3 в 1 мин. Внутри барабана прикреплены
продольные пластины. В хвосте барабаны делаются в виде грохота с
отверстиями в 10 мм.
Сушильные печи отапливаются мелким коксом (меньше 18 мм),
сжигаемым на прямой колосниковой решетке. Газы отсасываются дымососом
часовой производительностью 11 500 м3 при разрежении 40 мм вод. ст.
Температура загрузочного конца 400—600°; разгрузочного — 100—150°.
Движение материалов и газов прямоточное.
Для улавливания пыли после барабана устанавливаются циклоны
диаметром 3.2 м, высотой цилиндрической части 3.5 м и углом наклона
конической части 60°. Производительность барабана составляет 10—12 τ
руды в 1 час при расходе топлива 0.015—0.020 τ на 1 τ руды (1.5—
2.0% веса руды). Влажная руда должна равномерно загружаться в
сушильный барабан.
При зависании сырой руды в бункере или плохой работе питателя
прекращается подача материала в барабан. Температура в головной
части печи вследствие этого резко повышается. Это влечет за собой
коробление кожуха и пересушку руды, находящейся в барабане. Количество
рудной пыли, уносимой газами, увеличивается.
Перед сушкой из никелевой руды отбираются крупные куски
размерами больше 500 мм в поперечнике, так как валуны представляют
железистую или из окварцованного серпентинита массу. Содержание никеля
в валунах колеблется в пределах 0.88—3.26%. Для измельчения руды
перед сушкой применяется молотковая дробилка. Характеристика
дробилки приведена ниже:
Размеры загрузочного отверстия 950x1100 мм
Размеры ротора 840x1300 »
Число оборотов ротора в 1 мин.· 250
Мощность моторов. 2χ40 квт
Максимальные размеры загружаемых кусков 500 мм
Средний размер кусков после измельчения 75 »
Производительность в 1 час 50 τ
Высушенная руда в конце барабана делится на два класса: более 10
и менее 10 мм. Фракция меньше 10 мм направляется на брикетирование.

Глава II. Подготовка окисленной никелевой руды, к плавке на штейн 865
Крупная фракция, с размерами кусков больше 10 мм, состоящая в
основном из кварцевой гальки, поступает непосредственно на плавку в
шахтную печь.
Ниже приведены анализы крупной фракции высушенного материала,
так называемой «откати».
Ni ' . . 0.46—0.80%
MgO 21.74%
Fe 8.0%
Откати при грохочении высушенной руды получается около 20%
веса руды.
Время пребывания отдельных фракций руды в сушильном барабане
в зависимости от размеров кусков приведено ниже.
Фракция руды вРемя "р„е°ывания· ' -
МИН.
<75 мм 15
<25 » 12
Пылевидная 8
В табл. 340 приведены данные по сушке окисленных никелевых
РУД *·
Таблица 340
Режим сушильного барабана при выходе газа из печи (диаметр газохода 700 мм;
сечение 0.384 м2)
Показатели
Максимум..
Минимум ..
Средние.·.,
Анализ газа,
/о
со2
3.4
0.8
1.6
СО
02
0.220.0
0.017.2
0.019.6
Температура, "О
80
50
70
Скорость
газа в га-
воходе
м/сек.
9.5
5.0
7.5
3.60
1.90
2.85
Разрешение,
мм вод. ст.
14.0
10.0
11.0
Динамический
напор, мм вод. ст.
4.8
1.1
2.9
•Уд. вес
газа
И
о
В
- η
Е-
1.08
0.99
1.03
я
о £
Яо
и γ-
1. 31
1.29
1.30

Запыленность газа,
г/и*
к
ih
к л В
В И в
AS о
BS4
4.37
0.10
0.95
при
действительных
условиях
3.60
0.08
0.77
Унос пыли
г/сек.
12.96
0.15
2.21
кг
/сутки
1118
13
190
Как видно из таблицы, унос пыли с отходящими газами сушильного
барабана меняется в широких пределах: от 0.15 до 12.96 г/сек. Чем
меньше влаги остается в руде и чем больше скорость движения газов,
тем унос пыли выше. Максимальные потери наблюдаются при
содержании влаги в высушенной руде 0.2 % и больших засосах воздуха через
неплотности (4—5-кратное). При тщательном контроле за
равномерностью питания барабана и за температурой газов в начале и конце печи
и при уплотнении сушильного агрегата для предотвращения засоса
воздуха — унос пыли при влажности высушенной руды в'пределах 10—12%
Н20 должен быть не выше 0.2 г/м3 газа.
1-П. Паздников, Н. Диев. УФАН, 1942. Определение размеров уноса и
потерь металлов с газами металлургических агрегатов.
55 металлургия тяжелых цветных металлов

866
Часть пятая. Металлургия никеля
В табл. 341 приведены анализы пыли, получаемой при сушке
окисленной никелевой руды.
Таблица 341
Анализы пыли, получаемой при сушке окисленной никелевой руды в
барабанных печах (%)
Место отбора пробы
Шихта из барабана .
Пыль из конца бара-
» до циклона .
» выше цикло-
» из ловушки
до циклона
Si02
42.4
30.6
37.36
37.42
39.4
S
0.048
0.77
0.47
0.42
—
Fe2Oa
25.16
34.24
27.12
29.39
23.42
CaO
0.88
0.71
1.0
0.89
0.?5
MgO
10.20
10.88
15.20
15.20
16.48
А1203
10.60
9.52
8.48
5.46
5.74

Потери при

прокалив.
8.52
11.6
8/52
10.12
12.18
§ 3. Брикетирование окисленных никелевых руд
На некоторых заводах находит применение окускование окисленной
никелевой руды методом брикетирования. К рудным брикетам
предъявляются определенные требования. Брикеты должны обладать высокой
механической прочностью, чтобы не раздавливаться и не крошиться в
печи. При малой прочности брикетов образуется много мелочи; работа
ватержакета ухудшается и удельный проплав уменьшается. Качество
брикетов определяется составом массы, количеством связующего и влаги,
размерами частиц и давлением при прессовании.
Брикетируемая масса должна иметь однородный состав. Количество
влаги не должно быть менее 12%. Основным связующим при
брикетировании является глина, в том или ином количестве присутствующая в руде.
Чем больше содержится глинистых веществ в никелевой руде, тем прочнее
получаются брикеты. При брикетировании магнезиальной песчанистой
или тальковатой руды с недостаточным количеством связующего брикеты
получаются малой механической прочности.
Введение смолистых веществ в количестве до 3% в нагретом состоянии
или сульфит-целлюлозных щелоков улучшает механическую прочность
брикетов.
Сушка брикетов также повышает их механическую прочность. Сырые
брикеты по мере их подсушивания в верхней зоне печи приобретают
повышенную прочность на раздавливание.
Брикетирование никелевой руды в смеси с обожженным гипсом,
обладающим хорошими связующими свойствами, улучшает качество
брикетов. Является целесообразным предварительно обжигать гипсовый
камень- и в обожженном виде смешивать его с сырой рудой. Крепость
брикетов на раздавливание должна составлять не менее 40 кг/см 2. Суль-
фидизаторы целесообразно прибавлять к руде до изготовления из нее
брикетов. Если в качестве сульфидизатора применяется гипсовый
камень, его необходимо измельчить до размеров частиц в б мм. Так
как брикеты легко крошатся при перегрузках, брикетные прессы
следует располагать поблизости к ватержакету иди да колошнике
последнего.

Глава II. Подготовка окисленной никелевой руды к плавке на штейн 867
Для брикетирования окисленной никелевой руды находят применение
вальцовые прессы с полусферическими углублениями. При вращении
вальцов рудная масса заполняет углубления и прессуется наподобие
кусков туалетного мыла.
Диаметр вальцов 650 мм, длина 225 мм, размеры ячеек 75 χ 50 мм.
Производительность пресса 12 τ брикетов в 1 час.
Большое влияние на прочность брикетов оказывает степень
заполнения ячеек рудной массой: чем плотнее заполнение, тем выше
противодавление и тем прочнее получаются брикеты. Для лучшего заполнения яч$ек
пресса практикуется принудительная подача брикетируемой массы в валки
при помощи вертикальной винтовой глиномялки. Брикетируемая; масса
в виде сплошной ленты прямоугольного сечения, выжимается в'устъе
валков. j ■' ·■ -
§ 4. Агломерация окисленных никелевых руд
В отличие от агломерации сульфидных концентратов, когда
необходимое для процесса тепло получается от горения сульфидов, при «нѳнанйи
никелевых окисленных руд прибавляется углеродистое горючее"и^'бйде
коксовой мелочи в количестве 7—8% веса шихты. Присутствие Ѵ$ійМ'де
большого количества флюсующих, компонентов облегчает проче&фінов^рх-
ностного размягчения отдельных кусочков руды. За счет,.рб.равдв^ния
легкоплавкого шлака, являющегося цементирующим веществом^
обеспечивается получение прочного агломерата. Механизм
спекания'окисленных никелевых руд в основном.аналогичен такому же· п^оцессу^'ггрй'
агломерирующем обжиге свинцовых или цинковых концентратов. ·
Шихта, состоящая из соответствующим образом подобранной смеси
руды и флюсов, смешивается с измельченным коксом и загружается! на
решетку спекательной машины. При помощи зажигательной·-камеры
поверхностный слой шихты раскаляется до температуры
''Воспламенения кокса. При дальнейшем проеаеывании воздуха через слой шихты
сверху вниз за счет горения топлива получается температура,
необходимая для образования на поверхности отдельных частиц тонкого слоя
жидких шлаков, цементирующих шихту. """> ^*"'1-'·" ·
В процессе спекания при нагреве шихты удаляется гигроскопическая
и конституционная влага. Так как в никелевых рудах, поступающих
в агломерацию, содержится около 25 % влаги, удаление последней опре-і
деляет в значительной- мере пористость агломерата. В зависимости от
температуры, развиваемой при спекании, агломерат приобретает в той
или иной мере оплавленный вид. Чем выше температура^^ё^' более \оцйав-
ленный вид имеет получающийся агломерат, тем 'больше $садка и выше
механическая прочность последнего. Температура при агломерации
зависит от количества сжигаемого топлива. Расход последнего должен
быть установлен в соответствии с требованиями, предъявляемыми к
агломерату. .-■'....·'.·'< і.іи ; ι. .■'■■'
Качество агломерата зависит от свойств спекаемой " ^уды.! Хорошо
спекаются железистые никелевые руды. Охристые пылѳватые* руды
спекаются трудно. При сбрасывании кусков агломерата весом 20 ;кг с
высоты 4 м на чугунную плиту получается следующий рассевт-фракция
выше 25 мм 45—75°/0; плюс 12 мм 12—28%; плюс 5 мм 4—20%; минус
5. ММ .5—15%. ■ ' .,..j...„ ,....<;... ,.<н^И)101і ι--" .'UM!> ,.l\
Для спекания окисленных никелевых руд находят ^гфиШнеййе^ёнтЪ*-
ные агпомерационные машины шириной1 '2i't*,- дзШЯйй»'2Э1'Ч»'»' <дШ^той
бортов паллет 300 мм. <·*<. <<.■>,■,., г... пѵц -·<,(■<■..,·.-п\-л .о.іимоу.

868
Часть пятая. Металлургия никеля
Таблица 342
Технические показатели агломерации окисленных никелевых руд
Показатели
Единица
измерения
Пределы колебаний
Скорость движения ленты ...,,,
Высота слоя шихты . . ; .· · · ·
Вертикальная скорость спекания . ·. '. . . ..
Температура поверхностного слоя 'Шихты
под зажигательной камерой . . .'
Разрежение в камере
Количество продуктов горения .
Расход топлива:
от веса руды
» » шихты
Влажность шихты: ·.
Степень десульфуризации
Содержание серы в агломерате
Выход годного агломерата '.' .
Производительность по шихте · · ·
Насыпной вес:
РУДЫ
шихты
агломерата .....'.
м/мин.
мм
мм/мин.
мм·· вод. ,ст.
м3/мин.
о/
/о
/о
%
%
о/
/о
о/
/о
т/м2
т/м3
2.5—3.0
300—310
25—30
1 200—1 300
700—900
3 400—3 500
12-
7-
-15
20
45—70
1—2
ДО 65
35
1.0
0.93
0.6—0.8
В табл. 342 приведены технические показатели агломерации
окисленных никелевых руд. В табл: 343 даны средние химические анализы
продуктов агломерации. . .. ч,
Таблица 343
Средний химический состав продуктов агломерации (в °/0)
Продукт
Рудная
смесь

Агломерат
і
Анализ
Типовой ,',. ,. . .
ДО
средний. . s .
Типовой ....
ДО
средний ....
Si02
40.90
38.40
44.50
42.64
45.78
43.52
■47.15
46.07
Fe203
24.68
18.57
26.28
23.27
;Fe
20.45
18.42
22.18
20.03
А1203
3.10
1.14
6.46
3.84
4.50
—
—
"
CaO
2.20
1.60
4.43
2.47
2.50
—
—*
•
MgO
13.36
10.14
15.88
12.45
t
14.58
12.48
16.67
14.09
H20
29.80
_^
__
''
——

Потери при
προ-
кал.
10.88
9.71
13.68
11.43
0.94
—
■"-
На фиг. 343 показана технологическая схема агломерации
окисленных никелевых руд.
Производительность епекатёлъной машины „при агломерации
окисленных никелевых руд составляет 780—850 т/сутки.: агломерата. ..

Глава II. Подготовка окисленной никелевой руды « плавке на штейн 869
Коксик
Измельчение
-Возврат
Никелевая
руда
Дробление
44
-*■ Шихтовка <-
I
Ψ
2-кратное
смешение
Агломерация
Железная
руда
Дробление
1-
-Вода
Ψ
Пыль
Ватержакетная
пыль
ι
Л
*· Газы в трj бу
Агломерат
Фиг. 343. Технологическая схема агломерации окисленных никелевых руд
Руда, поступающая на спекание, имеет, примерно, следующий ситовой
анализ: частип размерами +30 мм: 12.8—17.2%; —30+5 мм: 39—46%;
—5 мм: 41.5—47.5%.
Наибольшая производительность агломерационной ленты достигается
при максимальном количестве воздуха, просасываемого через шихту.
Инж. И. Резник определил газопроницаемость окисленной
никелевой руды в зависимости от ее гранулометрического состава:
Размеры
частиц, мм
Газопрониц.
м7м2-сек.
—40+20 —20+15-—15+8 _8+5' —5
—20+15 (60%) —40+20 (60%)
-5 (40%) -5 (40%)
12.9
10.5
9.1 7.0 0.9
2.55
2.53
Было установлено, что после первой минуты спекания количество
воздуха, которое просасывается через шихту, уменьшается почти вдвое.
На четвертой-шестой минуте процесса спекания количество
просасываемого воздуха достигает своего минимума и составляет почти в три раза
меньше воздуха, чем при сырой руде. В конце процесса, когда спекание
Доходит до нижнего слоя шихты, газопроницаемость делается снова
равной газопроницаемости исходной сырой руды. Количество воздуха,
которое возможно прососать через шихту в процессе спекания,
ограничивается газопроницаемостью дифференциального слоя, в котором
развивается максимальная температура. Если принять температуру в зоне
спекания равной 1100°, объем газов увеличивается почти в 5 раз.
Таким образом, хотя удельное количество воздуха, просасываемое через
щяхту, уменьшается, газопроницаемость материала в процессе спекания
возрастает, примерно, в два раза.
Для достижения максимальной производительности спекательной
машины следует регулировать процесс изменением высоты слоя шихты
и скоростью движения ленты при полной нагрузке мотора эксгаустера
либо по предельно возможному разрежению в камерах. В табл. 344 при-

870
Часть пятая. Металлургия никеля
ведены данные, характеризующие производительность ленточной спе-
кательной машины при постоянных: 1) высоте слоя шихты, 2)
разрежении и 3) нагрузке мотора.
Таблица 344
Производительность спекательной машины
Высота
слоя, мм
1) 246
2? 6
346
2) 277
282
3) 284

Разрежение,
мч вид.
ст.
757
822
917
762
861
735
Шихта,
т/сутки
1865
1960
1840
1905
1926
1967-

Агломерат,
т/сутки
940
924
917
978
1007
1059
Выход
годного

агломерата, %
50.3
47.0
48.9
51.3
52.4
53.5
Нагрузка
мотора,
а
111
110.
111
113.6
110
115
Скорость,
движ.,
м/мия.
2.40 .
2.02
2.55 ·
2.58
2.64
Как видно из табл. 344, при нагрузке мотора 115 а производительность
машины достигает 1059 τ в сутки агломерата. При постоянном
разрежении в 861 мм вод. ст. производительность машины составляет ' 1007 τ
агломерата в сутки.
Глава III
ХИМИЗМ ПРОЦЕССА ВОССТАНОВИТЕЛЬНОЙ
СУЛЬФИДИЗИРУЮЩЕЙ ПЛАВКИ ОКИСЛЕННЫХ
НИКЕЛЕВЫХ РУД
Шихта, загружаемая в шахтную печь, содержит соединения никеля
(в виде свободной закиси, сложных силикатов, карбонатов и сульфатов),
окислы железа, свободную и связанную кремнекислоту, карбонаты и
сульфаты кальция, пирит, глинозем, окись магния и др.
При плавке в смеси с коксом и сульфидизаторами происходят
одновременно восстановление и сульфидизация никеля с образованием
сернистых соединений последнего. Сплавляясь с сернистым железом,
сульфиды никеля образуют штейн. В последнем может раствориться также
некоторое количество металлического никеля и железа. Окислы пустой
породы переходят в шлак.
§ 1. Восстановление никеля из окислов углеродом и окисью
углерода
Никель в окисленной руде присутствует главным образом в виде
сложных силикатов.
Силикат закиси'никеля NiO-Si02 сравнительно легко
восстанавливается углероДом и окисью углерода по реакции
NtO-Si02 + С (СО) = Ni + SiOa + СО (СОг).

Глава III. Химизм восстановительной сульфидизирующей плавки окисленных руд 871
В присутствии извести закись никеля вытесняется из его силикатного
соединения и восстанавливается до металла по реакции
NiO -SiO, -J- CaO -f C-»CaO -Si02 -f Ni -f CO.
Восстановление закиси никеля до металла окисью углерода проте~
кает по реакции
NiO + GO = Ni + С02 + 12 000 кал.
Закись никеля восстанавливается окисью углерода в интервале
температур от 416 до 731°. По данным Шенка, при температуре 960° в
равновесном газе содержится 1.06% СО; по данным Ватанабѳ, в
равновесном газе содержится окиси углерода: при 663°—0.22%: при
850° —0.63%; при 900° -0.79%.
§ 2. Сульфидизация никеля в процессе плавка
Сульфидизация никеля происходит: 1) в результате реакций
взаимодействия между металлическим никелем, получаемым в процессе
восстановления кислородных соединений металла, и сульфидами железа и
кальция; 2) при непосредственном взаимодействии закиси или силиката никеля
с теми же сульфидами металлов; 3) при взаимодействии между силикатами
никеля и сульфатом кальция; 4) при взаимодействии между металлическим
никелем и его окислами с элементарной серой или сероводородом.
а) Взаимодействие металлического никеля с сульфидом железа.
Металлический никель, получаемый в восстановительной атмосфере в печи,
вытесняет серу из сульфида железа по реакции
. Ni + FeS = NiS'+ Fe.
При этом образуются сульфид никеля и металлическое железо.
б) Взаимодействие закиси и силиката никеля с сульфидами железа
или кальция при расплавлении. Это взаимодействие изучалось Дерка-
чевым, Цейдлером,1 Лидером.2
По данным Деркачева и Цейдлера, реакция
NiO+FeS$NiS + FeO
в интервале температур 1300—1500° протекает слева направо, в сторону
перехода никеля из закиси в сульфид. То же наблюдается при
нагревании смеси из NiSi03 и FeS. Реакция
NiO-Si02 + FeS$ NiS + FeSi03
ри температурах 1300—1500° протекает интенсивно слева направо.
Вычисленные константы равновесия реакции дали величины в
пределах 0.033—0.071.
1 Цветные металлы, 7, 1938
8 W. lander, Zeitschr. anorg. u. allg. Chemie, 210, 1933; 215, 1934.

872
Часть пятая. Металлургия никеля
Прибавление СаО не оказывает влияния на течение реакции.
Активное действие на сдвиг равновесия вправо оказывает углерод.
При замене сульфида железа сернистым кальцием сульфидизация
никеля протекает более интенсивно. Реакции между окислами никеля
и сернистым кальцием:
NiO + CaS£NiS + CaO,
NiO · Si02 + CaS £ NiS + CaO · Si02
протекают энергичнее и полнее, чем с сульфидом железа.
Сплавление закиси или силиката никеля с сульфидами железа или
кальция дает два слоя с концентрацией никеля в сульфидном (штейн),
а железа или кальция в оксидном слое (шлак). Реакции протекают в сторону
образования сульфидов никеля при любой атмосфере. При
восстановительной атмосфере шлаковый слой почти не содержит никеля.
Активным сульфидизатором для силиката никеля является пирит.
По данным Г. Шахова, реакция между силикатом никеля и пиритом
заметна при 500° в твердой фазе.
При реакции с пиритом активное сульфидизирующее действие на
силикат никеля оказывает атомарная сера, получаемая от диссоциации FeS2.
По данным Яндера, константа равновесия реакции
FeS + Г^-силикат^Шв + Fe-силикат ;
при температуре 1520° и переменных количествах реагирующих
компонентов (FeS, NiO, NiS, FeO, Si02) не зависит от концентрации последних
и колеблется в пределах 0.006 —0.007. Реакция протекает почти йолностыо
слева направо. Присутствие CaOSi02 уменьшает величину константы
до 0.004. способствуя более полной сульфидизации никеля.
С повышением температуры значение константы увеличивается.
Течение реакции слева направо замедляется. Так, при 1250° константа
равнялась 0.0037, а при 1600° —0.0072.
в) Взаимодействие силиката никеля с сульфатом кальция.
Сульфидизация никеля при взаимодействии его силиката с сульфатом кальция
протекает по следующим суммарным реакциям:
9 (NiO -Si02) + 7CaS04 + 28C (СО) = 3NisS2 + 7 (СаО SiOa) +
+ 28СО (СО,) + S02 + 2Si00;
3 (NiO -Si02) + 3CaS04 + 10CQ = Ni3S2 + 3 (CaO · Si02) + 10CO2 + S02.
В первой реакции сульфидизация никеля идет через образующийся
сернистый кальций:
CaS04 + 4С0 = CaS -f 4С02, .
NiO -Si02 + CaS = NiS + CaO-Si02.
По второй реакции сульфидизация никеля идет через образование
сульфата и восстановление последнего:
NiO-Si02 + CaS04 = NiS04 + CaO -Si0„
3NiS04 -f ЮСО = Ni3S2 + 10CO, + S02.

Глава III. Химизм восстановительной сулъфидиаирующей плавки окисленных руд 873
По первой реакции потеря серы составляет у7, по второй —Ѵ3 серы
сульфата кальция.
г) Взаимодействие между металлическим никелем и его окислами с
элементарной серой или сероводородом. Исследование, проведенное В.
Смирновым и М. Архиповым, показало, что элементарная сера и сероводород
являются активными сульфпдизирующими реагентами по отношению
к никелю и его окислам.1 Сульфидирование никеля серой начинается
при 200°, заметно протекает при 300° π весьма интенсивно при 600°.
Закись никеля активно взаимодействует с· парами серы при 400°, силикат
закиси — при 500°. С повышением температуры сульфидизация
ускоряется. Взаимодействие никеля и его закиси с сероводородом начинается
при 100—200°. Реакции протекают весьма интенсивно в интервале
температур от 500 до 700°.
§ 3. Поведение карбоната и сульфата никеля
Карбонат никеля NiC03 диссоциирует по уравнению
NiC03-»NiO + C02.
Заметная диссоциация' начинается при температуре 220°.
Образующаяся закись никеля в присутствии серосодержащих продуктов в
восстановительной среде переходит в сернистое соединение.
Сульфат никеля NiS04 начинает заметно диссоциировать при 700°·
по уравнению
NiS04 -» NiO + S02 + V»Oa.
Упругость диссоциации сульфата никеля, в зависимости от
температуры выражается следующими данными:
t, °С . '. .'.... 700 800 S00
Р, мм рт. ст. .......... . 12.6 114.0 1030.0
Сульфат никеля восстанавливается окисью углерода по реакции
NiS04 + 4СО = NiS + 4С02.
Интенсивно реакция восстановления протекает при температуре
600—800°. Таким образом, сульфат никеля либо прямо восстанавливается
в сернистое соединение, либо диссоциирует на NiO и SOs с последующей
сульфидизацией закиси при взаимодействии с сульфидами железа или
кальция.
§ 4. Образование ферроникеля при плавке окисленных
никелевых руд на штейн
При сульфидизирующей плавке никелевых окисленных руд в сильно
восстановительной атмосфере часть железных окислов восстанавливается
до металла. Сплавляясь с металлическим никелем, железо образует
ферро-никель, растворяющийся в штейне.
Количество образующегося при плавке ферро-никеля зависит от ряда
причин: условий ведения процесса, расхода кокса и воздуха, состава руды,
1 Труды Уральского индустриального института, сборник 21, 1945 г.

874
Часть пятая. Металлургия никеля
природы соединений железа, качества и количества образующихся штейна
и шлака и т. д.
Высокий расход кокса при недостаточном количестве воздуха
способствует установлению сильно восстановительной атмосферы, в
результате чего усиливается образование ферро-никеля.
При плавке сильно железистых руд относительное количество
образующегося ферро-никеля больше, чем при плавке руд с невысоким
содержанием железа.
На образование ферро-никеля влияет содержание никеля в штейне.
При работе на бедных содержанием никеля штейнах получается больше
ферро-никеля, чем при богатых штейнах. Объясняется это тем, что чем
выше содержание никеля в штейне, тем ниже температура плавления
последнего и тем дольше он удерживает в растворенном виде металлы
при охлаждении. Бедные содержанием никеля штейны с высоким
содержанием железа имеют высокую температуру плавления. При понижении
температуры из них начинают быстрее выделяться кристаллы
ферроникеля.
Состав шлака также влияет на количество образующегося
металлического железа. При работе на сильно известковистых шлаках количество
образующегося ферро-никеля возрастает. Объясняется это более высокой
температурой плавления известковистых шлаков и, как следствие, более
высокой температурой печи, что способствует установлению более
восстановительной атмосферы. Кроме того, окись кальция вытесняет закись
железа из силикатных соединений по реакции
—«. .._ 2FeO-Si02+CaO=GaO-Si02 + 2FeO.
Получающаяся свободная закись железа восстанавливается до металла.
При кислых шлаках ферро-никеля получается меньше, чем при основных.
Таким образом, плавка окисленных руд при низком расходе кокса и
избытке воздуха с получением кислых шлаков и богатых штейнов является
фактором, затрудняющим образование ферро-никеля.
В среднем ферро-никеля при плавке окисленных никелевых руд
получается до 20% веса штейна.
Автор, на основе наблюдений, пришел к выводу, что вдуванием
серосодержащих материалов (элементарной серы, пирита, сернистого газа)
через фурмы ватержакета можно значительно снизить содержание
ферроникеля и повысить процент серы в никелевых роштейнах. Повышение
концентрации паров серы в газовом потоке в области фурм и фокусе печи
должно способствовать более полному протеканию реакций сульфиди-
зации кислородных соединений никеля.
Глава IV
ВАТЕРЖАКЕТЫ ДЛЯ ПЛАВКИ ОКИСЛЕННЫХ \ НИКЕЛЕВЫХ РУД
Шахтные лечи для плавки окисленных никелевых руд в основним
идентичны ватержакетам свинцовой плавки. Отличающими их
конструктивными особенностями являются: внутренний горн для отстаивания
жидких продуктов плавки, щелевидные фурмы и открытый колошник с
двухсторонней боковой загрузкой шихты.
а) Внутренний горн. Для отделения шлака от штейна и накапливания
последнего в промежутках между двумя выпусками служит внутренний

Глава IV. Ватержакеты для плавки окисленных никелевых руд 875
горн. Он делается из листов котельного железа и футеруется изнутри
шамотовым или магнезитовым кирпичом. Футеровка горна складывается из
200-мм слоя бетона и 115-мм огнеупорного кирпича. Ширина горна
делается 1.5 м; высота до плоскости фурм —1350 мм.
При плавке на лещади часто образуется настыль из ферро-никѳля.
Для удобного и быстрого удаления лещадных настылей при остановке
печи, боковые стенки горна делаются откидными. Для их крепления
служат наличники из швеллерных балок, стянутых под горном попарно
двумя поперечными тягами.
б) Кессоны. Ватержакеты никелевой плавки кессонированы доверху.
При работе с щелевидными фурмами устанавливаются два ряда кессонов.
Нижние кессоны размерами 300 X1800 мм снабжены вырезами
прямоугольного сечения 100 X 1200 мм, представляющими фурменные
щели.
Верхние кессоны делаются размерами 2400X900 мм или 3600—900 мм.
Кессоны имеют в вертикальном поперечном сечении форму прямоугольной
трапеции с верхним основанием 120 мм и нижним 210 мм. Таким образом,
сужение печи в области фурм достигает 180 мм. Каждый кессон имеет
индивидуальное водяное охлаждение.
в) Фурмы. При работе на низком давлении дутья с большим расходом
воздуха, когда общая площадь сечения фурм должна быть большой и
составлять 9—10% сечения печи в области фурм, устраиваются щелевидные
фурмы, которые должны обеспечить равномерное распределение воздуха
по всему сечению печи.
Щелевидные фурмы имеют вид прямоугольного плоского ящика.
Под фурменным ящиком помещается корытообразный кессон, поверх
которого устанавливаются два смежных кессона. В образуемую тремя
кессонами прямоугольную щель вставляется фурменная коробка.
Корытообразный кессон нижней кромкой опирается на стенку
внутреннего горна печи.
Фурменные коробки соединены с воздухопроводом. Последний делается
прямоугольного сечения жесткой конструкции с использованием его в
качестве фермы для крепления кессонов при помощи распорок.
Воздухопровод является также площадкой для обслуживания водопроводной
•сети, питающей кессоны.
• г) Колошник. Колошниковое устройство состоит из двух рядов
прямоугольных воронок вдоль длинных сторон печи. Воронки располагаются
таким образом, что между ними образуется щель вдоль оси печи. Между
воронками вдоль всей щели помещаются дымовые трубы. Последние
нижними своими концами опущены в столб плавильных материалов,
примерно, на 1 м.
Температура на колошнике ватержакетов достигает 400—500°. Воздух
засасывается под дымовые трубы, вследствие чего окись углерода,
выделяющаяся из печи, интенсивно сгорает в этих местах. Горит также
кокс на поверхности шихты.
Для понижения температуры колошника, помимо соблюдения условий
нормальной эксплоатации, при которой нижние концы дымовых труб
должны быть опущены на 1 м в столб плавильных материалов, а воронки
доверху заполнены шихтой, целесообразно орошать водой верхний слой
шихты внутри дымовой трубы при помощи брызгал.
Горение СО и кокса тогда прекращается. Унос пыли уменьшается.
Условия работы на колошнике облегчаются.
В табл. 345 приведены основные размеры ватержакетных печей для
плавки окисленных никелевых руд.

876
Часть пятая. Металлургия никеля
Таблица 345
Основные размеры ватержакетных печей для плавки окисленных никелевых руд
Показатели
Размеры ватержакета в
области фурм: '
длина, м
ширина, м
высота, м
площадь, м'2 . . ■. . .
Глубина горна., мм . . ·
Размеры фурменных
щелей:
длина, мм>
Число фурм, шт
Сечение фурм, м'2 . . . .
Кессоны:
больших кессонов, шт. .
малых кессонов, шт. .
торцевых кессонгов, шт.
леток для шлака, шт . .
шпуров для штейна, шт.
газоотводных труб, шт. .
Размеры, нижних
кессонов:
длина, мм
высота, мм
Размеры верхних
кессонов:
длина; мм
высота, мм . ■
Суточный проплав:
Шихты, f на 1 м2 пло-
т I щади се-
< чения
Руды, | в области
τ [ фурм
—
1.48
—
—
—
—
—
8
—
2
16
8
8
2
3
8
—
—
—
—
—
10.5
Па пен-
СССР
—
■1.48
5.54
—
600
1200
75
10
0.9
2
2U
10
8
->
3
8
—
—
—
—
29.0
,14.5
—
1.6
6.1
—
820
1 100
80
16
Ι.'Λ
О
32
16
8
А
8
1800
300
4 800
90U
10.36—
18.7
7.0—
11.4
бург
2.2
0.7
—
1.54
—
—
—
—
—
—
—
—
—
— ■
16

кенштейн
5.0
1.0
—
5.0
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
13—16
Новая Каледония
2.5
1.5
—
3.75
—
—
—
—
—
—
—
—
—
10.7
1.5
—
—
1.8
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
6.0
5.0
—
—
7.5
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
■
—
—
10—15
Глава V
ИСХОДНЫЕ МАТЕРИАЛЫ ДРИ ШАХТНОЙ ПЛАВКЕ ОКИСЛЕННЫХ
НИКЕЛЕВЫХ РУД
В шахтную печь при плавке окисленных никелевых руд
загружаются следующие материалы: руда — в сыром, брикетированном или
агломерированном виде; основные флюсы — известняк и железная руда;
сульфидизирующие, прибавки —-гипс или пирит; оборотные продукты;

Глава, V. Исходные материалы при плавке окисленных никелевых руд 877
углеродистое топливо — кокс и доменный уголь. Через фурмы в печь
вдувается воздух. ...
Для нормальной работы ватержакетной печи и обеспечения высокой
производительности к исходным материалам предъявляются определенные
требования.
§ 1. Влияние физических свойств ингредиентов шихты
на скорость плавления
Физический характер шихты: размеры кусков, количество мелочи,
пористость, а также способы предварительной обработки оказывают
влияние на скорость плавления и шлакообразование. Пористые крупные
куски проплавляются быстрее, чем плотная мелкая руда.
Агломерированная руда плавится быстрее, чем брикетированная при одинаковом
составе шихты. Наличие в агломерате некоторого количества силиката
закиси железа способствуют более быстрому образованию легкоплавких
силикатов эвтектического состава.
Предварительное измельчение ингредиентов шихты и тщательная
шихтовка до брикетирования или агломерации для обеспечения тесного
контакта между отдельными составляющими оказывают положительное
влияние на скорость процесса плавки. Для уменьшения образования
мелочи и истирания при движении столба плавильных материалов в
ватержакете брикеты или агломерат должны обладать достаточной
прочностью.
Пористость высушенных брикетов и в особенности агломерата
способствует равномерному распределению газов и обеспечивает лучшие
условия для протекания химических реакций. Для ускорения процесса
плавки важно, чтобы брикетированию или агломерации подвергалась
вся шихта. Загрузка в ватержакет тугоплавких материалов в виде
отдельных кусков замедляет процесс плавки, делает шихту в зоне шлакования
неоднородной вследствие неравномерного движения отдельных
составляющих шихты. Тяжелые и мелкие фракции опережают в своем движении
легкие и крупные куски и. попадая в зону плавления, усложняют процесс
шлакообразования.
§ 2. Сульфидизаторы при плавке окисленных никелевых руд
При восстановительной плавке окисленных руд с получением штейна
в качестве сульфидизаторов применяются гипс или пирит. Последний
является достаточно эффективным сульфидизирующим агентом. При
работе с чистыми никелевыми рудами, не содержащими меди, пирит также
должен применяться безмедистый.. Гипс в качестве сульфидизатора
требует дополнительного расхода топлива на восстановление его до
сульфида.
Некоторое преимущество CaS04 в качестве сульфидизатора
заключается в том, что, растворяясь в шлаках, CaS реагирует с силикатами в
жидкой фазе- с образованием сульфида никеля.
§ 3. Кокс
Расход кокса при плавке окисленной ■ никелевой · руды составляет
30—35% веса руды. В себестоимость передела расход кокса входит
заметной величиной. Уменьшение удельного расхода топлива является при
никелевой плавке актуальным вопросом.

878
Часть пятая. Металлургия никеля
Кокс сгорает преимущественно в нижней части печи за счет
кислорода вдуваемого через фурмы воздуха по реакции
с + о2 = со2.
Поднимаясь вверх, углекислота восстанавливается раскаленным коксом
по реакции
С02 + С=2СО.
Восстановительная атмосфера в шахтной печи желательна, так как
это способствует протеканию реакции сульфидизации никеля. Однако
присутствие большого количества окиси углерода в отходящих газах
является прямой потерей топлива. Высокое содержание окиси
углерода в отходящих газах связано с их воспламенением, что вызывает ряд
трудностей по обслуживанию колошника печи.
Для уменьшения удельного расхода кокса необходимо устранить
при плавке факторы, способствующие образованию избыточного
количества окиси углерода. Этими факторами являются избыток кокса в печи,
его физические свойства, а также количество и давление дутья. При
избытке кокса последний откладывается над фурмами. При
прохождении газов, содержащих С02, через утолщенный слой раскаленного
кокса, создаются условия, благоприятствующие образованию окиси
углерода.
При работе на сильно пористом коксе реакции горения углерода и
восстановления углекислоты до окиси углерода облегчаются. При низком
давлении дутья и малом избытке воздуха, вдуваемого через фурмы, зона
горения распределяется на большом участке надфурменного пространства
печи, и скорость движения газов замедляется. Эти обстоятельства
способствуют образованию СО в газах.
Таким образом, для уменьшения расхода кокса необходимо снизить
в первую очередь содержание окиси углерода в колошниковых газах
и соответственно увеличить содержание углекислоты; иными словами,
добиваться полноты сгорания и наилучшего использования химической
энергии топлива. Это достигается при работе с низким коксовым фильтром
над фурмами при меньшем расходе малопористого кокса и быстром
прохождении газов через слой шихты, т. е. при сильном дутье и избытке
воздуха.
Расход топлива зависит, конечно, от плавкости шихты. При переход©
на более тугоплавкую шихту расход кокса должен быть увеличен. При
нехватке кокса шихта загромоздит печи, образуя настыли в области фурм.
При достаточном количестве кокса, но увеличенном количестве дутья
фокус поднимается кверху. Оптимальные размеры кусков кокса
колеблются от 25 до 150 мм.
§ 4. Дутье
Невысокий, сравнительно, столб плавильных материалов и
присутствие большого количества кокса при плавке никелевых руд делают
шихту легко проницаемой для газов. Вследствие этого шахтные печи для
никелевой плавки работают при невысоком давлении дутья в пределах
35"—66 см вод. ст. при суммарной поверхности фурменных отверстий,
равной 9—10% сечения ватержакета в области фурм. '

Глава V. Исходные материалы при плавке окисленных никелевых руд 879
Для сохранения заданного воздушного режима необходимо тщательное
наблюдение за фурмами. Обычно фурмы протыкаются ломком каждые
два часа. Из всего количества фурм около 70% на практике бывают
«с огнем». Остальные фурмы засыпаны мелочью, залиты, находятся в
ремонте.
В табл. 346 приведены составы шихт, а в табл. 347 — составы рудной
части шихты при плавке окисленных никелевых руд в шахтной печи»
Τ аб а и ц а э4б
Состав шихты ори плавке окисленных никелевых руд (% в весу руды)
Завод
Никелевая
руйа
Известняк
Гипс
Пирит
ОСо-
рот-
ный
шлак
Расход
но кса
Орский
от — до . . . .
в среднем . . .
Уфалейский . . .
Режевский. . . .
Новая Каледония
Франкенштейн . .
Папенбург. . . .
100-
100

агломерат
100
100
100
100
100
29.7—40.8
ЯЗ. 72
32.36
44.3
6.3
3.0
12.5
10."5—16.85
".7+5.8
7—9
6.7
23.8
20.0
10.0
8.15—
33.0
31.7
35.0
28—32
31.4
% к
шихте
25
20
15
Таблица 347
Анализ рудной части шихты при плавке окисленных никелевых руд
в шахтной ііечи (0/0)
Завод
Орский:
РУДЭ
Режевский:
руда
Франкенштейн ....
Новая Каледония . . .
Ni
—
—
—
4.75
6.75
Si02
42.64
46.07
40—50
—
4.5
Fe203
23. £0
29.00
15—25
—
9.2
CaO
2.5
—
1—2
—
—
MgO
12.5
14.09
1—5
—
50.2
A1203
3.8
—
15—20
—
—

880
Часть пятая. Металлургия никеля
Г л а в а VI
S
ПРОДУКТЫ ШАХТНОЙ ПЛАВКИ ОКИСЛЕННЫХ
НИКЕЛЕВЫХ РУД
При плавке окисленных никелевых руд в ватержакетах получаются
жидкие продукты: никелевый роштейн и отвальный шлак, и выделяются
газы, несущие частицы шихты и топлива.
§ 1. Штейны плавки окисленных никелевых руд
Характерной особенностью окисленных никелевых руд является
почти полное отсутствие в них примесей других тяжелых цветных метал-
.лов: меди, цинка, свинца, сурьмы и др. В связис этим штейны, получаемые
при сульфидизирующей плавке окисленных никелевых руд, состоят
почти исключительно из сульфидов никеля и железа. Поскольку все
ликелевыѳ руды кобальтоносны, часть кобальта при плавке также
концентрируется в штейне.
Структура и свойства никелевых штейнов вытекают из рассмотрения
тройной системы: № —Fe — S (фиг. 344).
По диаграмме Ni — Fe — S область штейнов никелевой плавки
ограничена четырехугольником Fe — FeS — Ni3S2 — Ni.
Над линией FeS —Ni3S3 находится область высших сульфидов железа
и никеля, диссоциирующих при расплавлении.
Система Ni — S (фиг. 345). Устойчивым соединением является
Ni3S2. Соединение Ni2S представляет эвтектику Ni3S2— Ni.
Система FeS — Ni3S2. Оба компонента образуют комплексное
химическое соединение 2FeS-Ni3S2 с температурой плавления 885° и
непрерывный ряд твердых растворов 2FeS-Ni3S2—Ni3S2 с избытком
зернистого никеля.
В штейнах, бедных по железу, но с высоким содержанием серы,
никель присутствует в виде Ni3S2, образующего с FeS химическое
•соединение 2FeS-Ni3S2 с температурой плавления 840°.
В штейнах с недостаточным содержанием серы часть никеля
находится в виде Ni2S, которое с FeS образует химическое соединение
2FeS-Ni2S с температурой плавления 886°.
В штейнах с высоким содержанием никеля часть металла находится
в виде твердого раствора Ni в Ni2S.
Система Ni— Ni3S2. Оба компонента образуют эвтектику,
содержащую 21.5% S при температуре 645°, и твердый раствор сульфида
никеля Ni3S2 с избытком никеля.
Система Fe — Ni. Оба компонента образуют непрерывный ряд
твердых растворов (фиг. 346).
Система Ni -^ Ni3Sa — FeS — Fe. Система по линии FeS — Ni3S2,
соединяющей точку на линии Fe — S с 36.1°/0S с точкой на линии
Ni — S с 26.7% S, состоит в пределах от 0 до 42% Ni из FeS и соединения
2FeS-Ni3S2; выше 42% №_из 2FeS.Ni3S2 и Ni3S2.
Ниже прямой FeS — Ni3S2, при меньшем содержании серы, наряду
с сульфидами появляются также металлические железо и никель в виде
бинарного твердого раствора ферро-никеля переменного состава.
Наинизшей температурой плавления (645°) в системе обладает
эвтектика Ni3S2 — Ni (точка Е'2) (фиг. 344). С прибавлением FeS температура
плавления-постепенно повышается, достигая 825° для сплава с 38% Fe,

Глава VI. Продукты шахтной плавки окисленных никелевых руд 881
.«г і,
t
чГ C-^f»
56 Металлургии тяжелых цветных металлов

882
Часть пятая. Металлургия никеля
46% Ni и 28% S в точке G' и 985° при полном отсутствии никеля
в точке Е' соответствующей эвтектике FeS - Fe. Для всех точек
диаграммы ниже линии #„' -G· - Е,' температуры плавления
повышаются с увеличением содержания в сплавах металлических железа и
никеля.
Ато/ин. % S
20 SO
iff 20
Bec.'US -*.
Фиг. 3Ί5. Диаграмма состояния системы Ni — S
Для точек выше линии £2' —G' ~Е± температуры плавления с
увеличением содержания FeS также повышаются.
В отдельных областях диаграммы сплавы имеют следующее
кристаллическое строение:
А' — S' —Ζ — бинарные твердые растворы желе за и никеля
A'—D'—P'2 — FeS-j-ферро-никель
£>'— Р'г— V — 2FeS-Ni3S2 + *eS 4-ферро-никель
Р\— V—Р\ — 2FeS-NisS2 -j-ферро-никель
Р'з—V—С — 2FeS-Ni3S3-j-Ni3Sa -|"ФеРро-никель
Я'з—С—В' — NisS2 -f-ферро-никель
Под ферро-никелем понимаются бинарные твердые растворы никеля
и железа.,

Глава VI. Продукты шахтной плавки отопленных н.икелевъи рі,д 883
1550
Аіломн. % NL
10 20 30 W 50 50 70 80 90
Фиг. 346. Диаграмма состояния системы Fe — Ni
Отдельные точки этой диаграммы соответствуют сплавам следующего
состава (табл. 348).
Таблица 348
Состав некоторнх сплавов но диаграмме Ni— Fe— S (%)
Компоненты
Ре
Ni
S ·
Температура
плавления, °С
G, S'
38
35
27
825
93
7
1400
ΡΊ
57
43
585
Ρ"
34
66
480

884
Часть пятая. .Металлургия никеля
Из рассмотрения диаграмм можно установить следующие
особенности никелевых штейн ові
1) никелевые штейны в пределах четырехугольника Fe — FeS —
— Ni3S2 —Ni не расслаиваются в жидком виде;
2) при охлаждении штейнов выпадают кристаллы ферро-никеля.
Так как составы заводских роштейнов находятся в области ниже кривой
Ej_' —&' — Ε J, το при охлаждении расплавленного штейна в первую
очередь начинают выделяться кристаллы ферро-никеля. Чем ниже
содержание серы в роштейне, тем выше его температура плавления и тем
насыщеннее он может быть по содержанию ферро-никеля.
В процессе плавки и последующего передела выделение кристаллов·
ферро-никеля наблюдается как в горне печи, так и в ковшах, в
которые штейн сливается.
В табл. 349 приводятся анализы никелевых роштейнов, получаемых
при плавке окисленных руд.
Таблица 319
Анализы роштейнов
Зсвод
Орский1
Новая Каледония:
Рудный ,
Концентрационный
Франкенштейн:
Концентрационный
шахтной плавки окпслрнпых никелевых
Ni+Co
15.74
10.4—22.7
16.59
30—45
65
SO—L0
60—67
Fe
55.96
54.',—65.0
55.12
15
48,0
12—16
Си
0.08
0.03—0.12
0.34
РУД (%)
S
22.55
17.22—23.43
23.86
20
16.0
18—21
§ 2, Шлаки шахтной плавки окисленных никелевых руд
По химическому составу окисленные никелевые руды отличаются
высоким содержанием кремнекислоты, доходящим до 50°/0. Содержание
железа составляет в среднем 15°/0. В рудах содержится окись магния,
количество которой колеблется.от 1Q до 20°/0 и выше. В зависимости от
наличия глинистых веществ в рудах может содержаться то или иное
количество глинозема.
Такой состав исходной руды предопределяет необходимость ведения
плавки с получением кислых шлаков при минимальном расходе основных
флюсов.
При невысоком, сравнительно, содержании никеля в пределах 1 —5%
плавка окисленных руд в шахтной печи является фактически плавкой
на шлак. Количество последнего в 15—20 раз превышает вес роштейна.
На 100 τ воздушно-сухой руды получается 110—140 т шлака. Стремление
максимально снизить расход кокса па единицу выплавляемого штейна и
1 В штейне, ■ «роме того, содержится: 2.5% Si04; 0.47»/о СаО; 0.42% MgO..

Глава VI. Продукты шахтной плавки окисленных никелевых руд 885
изоежать восстановления окислов железа до металла диктует
необходимость отыскания наиболее легкоплавкого шлака, обладающего небольшой
вязкостью.
Шлаки никелевой плавки по составу являются ферро-кальциевьши
силикатами.
, Исследования свойств шлаков показали, что наряду с FeO в них
содержится небольшое количество Fe203 (1.5—3.5%), а также металлическое
железо (1.3—2.5%)· Температуры плавления шлаков варьируют в
пределах 1040-1100°.
Содержание отдельных компонентов в шлаках никелевой плавки
колеблется в следующих пределах: кремкекислота от 38 до 43%; окись кальция
от 16 до 22%; закись железа от \і до 18%; окись магния от 8 до 12%;
окись алюминия от 10 до 12%.
Изменение содержания кремнекислоты в пределах от 35 до 4Ί%
незначительно влияет на температуру плавления Шлаков, но увеличивает
вязкость последних. Увеличение содержания MgO повышает температуру
плавления и увеличивает вязкость шлаков. Вязкость никелевых шлаков
уменьшается с повышением содержания в нем закиси железа. Вязкость
шлаков снижается при нагревании их до температуры 1325°.
При уменьшении содержания FeO ниже 18% или при повышении
содержания СаО выше 30% шлаки делаются тугоплавкими. Расход кокса
при работе на шлаках о повышенным содержанием СаО или пониженпым
FeO возрастает. Производительность печи падает. · ■
Необходимо, однако, отметить, что хотя работа на железистых шлаках
и обеспечивает более высокую производительность печи, но при .этом
увеличивается также растворяющая способность шлака по отношению к
сульфидам металлов (штейну), обусловливая тем самым повышенные потери
металла, с шлаками. Плавка на известковиотые шлаки способствует более
полному извлечению никеля, так как окись кальция вытесняет закись
никеля из его силикатов. CaS, растворяющийся в силикате кальция,
реагирует с силикатом никеля, остающимся в шлаке, способствуя переводу
металла в штейн.
В табл. 350 приведены составы шлаков шахтной плавки окисленных
никелевых руд.
Как видно из анализов шлаков ватержакетной плавки, при содержании
СаО в шлаках в пределах 21—23% содержание никеля меняется от 0.06
до 0.15. При содержании СаО в пределах 30—31%, содержание никеля
снижается до 0.03— 0.07%.
Температура шлаков при выпуске их из печи колеблется в пределах
1300—1450°.
§. 3. Газы и пыль при плавке окисленных никелевых, руд
в шахтной печи
Отходящие из печи газы состоят в основном из окислов
углерода и азота. Соотношение между углекислотой и окисью углерода в газах
колеблется в зависимости от условий ведения процесса в довольно
значительных пределах.
В табл. 351 показано изменение состава газов по высоте ватержакета.
По мере движения кверху газы обогащаются содержанием углекислоты
при соответствующем уменьшении окиси углерода. На высоте 4.5 м от
уровня фурм отношение С02 : СО=2.
В табл. 352 приведены результаты исследования газового режима при
плавке окисленных никелевых руд в ватержакете, полученные Н. Дие-
вым и П. Паздниковым.

886
Часть пятая. Металлургия никеля
Таблица 350
Состав шлаков восстановительной сульфидизирувдцей плавки окисленных
никелевых руд (%)
Завод
Орский
Уфалейский
Режевский . . .
Новая Каледо-
Франкенштейн
Ni
0.22
0.22
0.182
0.278
_
_
0.06-
ОЛ
_—*
—
0. Οβ-
Ο.14
—
0.3—
0.4
0.25
1.2—
4.0
SiOs
42-47
42.73
42.24
41.3
43.64
34.64
37.33
38.18
41.53
41.68
47.52
38.39
40—42
36—40
45.5
45.0
38—42
AlsO,
6-8
3.86
—
—
12,24
10.60
—
—
10.96
10.05
10.13
8—65
<15
8.12
—
7.2
FeO
13—18
17.69
18.36
16.21
21.58
17.35
20.63
21.54
18.90
12.99
14.14
20—25
17—20
18—22
10-12
17-18
33—52
MgO
8—13
11.69
12.02
10.8
12.57
5.13
—
—
10.03
9.04
8.20
4—7
8.25
__
17.22
22—23
—
CaO.
20—25
19.01
20.32
16.88
21,58
28.29
20.91
15.63
17.39
22.80
18.92
20—25
20—23
25—28
9.14
22—23
9*
S
—
0.25
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
—
0.7
—
Co
—
—
—
—
—
—
—
—
0.01
—
0.
ΟΙΟ.02
0.01
—
—
0.15
—
Примечание
Рудной
плавки

Концентрационной
плавки
Таблица 351
Изменения состава газа в ватержакете при плавке окисленной
никелевой руды
Расстояние от фурм
На 400 мм нише оси фурм
Перед фурмами:
на расстоянии 200 мм . . · ...
» » 400
» » 600
На высоте от оси фурм:
0.5 м ...... .
1.0 »
1.5 »
2.5 »
■ ' 3.5 »
4.5 »
Состав газов,
со2
С. 20
0.32
14.18
' 8.5
6.75
12.80
14.80
' 15.60
16.4Θ
16.6Q
СО
39.3
1.76
5.72
24.0
24.5
18.4
17.75
13.80
11.38
7.90
%
оа
0.1
14.68
2.50
0.0
0.0
0.0
0.0
0.0
0.0
0.0

Глава VI. Продукты шахтной плавки окисленных никелевых руд
887
Таблица 352
Газовый режим ватерагакстов рудной никелевой плавки
Показа -
Максим.
Миним.
Средние.
Состав газов, %
СО.
21.2
4.6
17.4
О,
15.2
1.4
7.6
СО
10.2
0.1
3.4
ура
Е«
£2
800
110
442
с .
<и
ізреж
I ВОД
p<s
2.А
0.3
1.4
а ·
IS .
5?
5! я
то
Wfe
3.7
0.5
1.7
Уд· вес j
1
| 1
о Я
<= Ε
Со
Не-
1.41
1.29
1.36
к ί2 :
ί- С 1
^ д ;
Si ь і
0.96
0.35
0.6
Спорость
га за
мѴек.
14.4
3.4
8.0
6.34
ί.50
3.50

Запыленность
гаяа
я„
° £
КО
В Ε
Я СС
ян
Γ/Μ'
9.13
0.38
2.67
4.85
0.12
1.50
Как видно из анализов, газы в значительной мере разбавлены воздухом,
засасываемым на колошнике. Окись углерода, сгорая на колошнике,
увеличивает содержание углекислоты. Амплитуда колебаний по содержанию
отдельных компонентов довольно широкая: С02—от 4.6 до 21.2%; Ог—от
1.4 до 15%: СО—от 0.1 до 10.2%.
Колебания в температуре отходящих газов также весьма значительны:
от минимума в 110° до максимума в 800°.
Средний состав колошниковых газов одного из ватержакетов Орского
никелевого завода приведен в табл. 353. Высокое содержание окиси
углерода в колошниковых газах выдвигает вопрос об их рациональном
использовании.
* Таблица 353
Технические показатели ватержакетной плавки ни вел ев ыі окисленных руд
Завод
*
Орския
До"
В среднем .
Уфалейский .
Франкенштейн
Расход конса
%
к руде
33.2
48.3
40.2
32.5
35,4
%
к
шихте
21.30
26.95
23.98
на
1 м*
в
сутки
τ
3.06
4.37
3.97
Сечение фурм в %
от сечения печи
6.1
9.3
Расход вовдуха
на і τ конса, м»
86?8
14400
9790
Расход вовдуха,
мз/мив.
260
320
50
60
Упругость дутья,
мм вод. ст.
414
500
474
350
400'
200
300
Количество
действующих фурм %
52.5
83.6
73.4
Состав
отходящих rasoe, %
СО
10.40
21.75
16.78
со3
9.41
16.00
12.90
о.
0.33
0.65
0.52

Температура
отходящих
'С
ш
о
ЕГ
Л*.
О 3
300
650
470
а
ш
Я
о. к
о аз
300
730
560

888
Часть пятая. Металлургия никеля
В колошниковых газах содержится в среднем 0.8—1.5 г/м3 пыли.
В сутки с 1 м2 площади в области фурм выносится около 0.35 τ пыли,
состав которой приведен в табл. 354.
Таблица 354
Состав пыли при плавке окисленных никелевых руд (°/0)
SiO,
32.3
Fe203
22.14
А1203
4.34
СаО
8.4
MgO
8.4
S
0.62
С
3.40
По данным Липина1, запыленность газов ватержакета при плавке
агломерата при обычных условиях ведения процесса составляет в среднем
1.2.г/м3, при форсированной плавке нанизкой сыпи 7.5—8 г/м3. Унос
никеля с пылью колеблется от 2 до 6% содержания металла в
проплавляемом агломерате. Запыленность газов возрастает с понижением уровня
сыпи, увеличением количества вдуваемого воздуха и, особенно резко,
с возрастанием упругости дутья. Так, при увеличении расхода воздуха
с 750 до 900 м3 в 1 мин. содержание пыли в газах возрастает с 3 до
7.5 г/м3. Повышение упругости дутья с 500 до 1000 мм вод. ст.
увеличивает содержание пыли· в колошниковых газах до 9.5 г/м3. Заметное
усиление пылеобразования наблюдается при загрузке шихты. Средняя
запыленность ватержакетныхгазов в процессе загрузки составляет 17 г/м3,
что почти в два раза выше, чем при форсированной плавке.
Глава VII
ПРАКТИКА ВАТЕРЖАКЕТНОЙ ПЛАВКИ ОКИСЛЕННЫХ
НИКЕЛЕВЫХ РУД
§ 1. Обслуживание печи
а) Подача материалов на колошник. Кокс и агломерат или брикеты
подаются в бункеры, расположенные над колошниковой площадкой,
при помощи «креперной лебедки или подъемником.
Флюсы, конвертерные и оборотные шлаки поступают изѵдробильного
отделения при помощи ленточных транспортеров. Из бункеров
ингредиенты шихты доставляются к печи троллейкарами.
б) Загрузка шихты—производится попеременно с каждой стороны.
Отдельные составляющие шихты загружаются в следующем порядке:
кокс, оборотные материалы, мрамор, сырая руда, брикеты, гипс.
Практикуется также загрузка в несколько ином порядке: кокс, часть,
(около половины) агломерата, известняк, гипс, вторая половина
агломерата. · '
Вес колоши колеблется от 6.5 до 9.5 т. Средний вес более крупных
колош составляет 14.5 т. В табл. 355 приведен примерный состав колоши.
Помимо рудных практикуется периодическая загрузка шлаковых
колош, состоящих из 8000 кг шлака и 2200—3000 кг кокса. За смену,
в зависимости ότ хода печи, загружаются 1—4 шлаковых колоши. Иногда
. ' ί
1 Цветные металлы, 4, 1945 г.

Глава VII. Практика ватержакетной плавки окисленных никелевых руд 889
Таблица 355
Состав болош
Материал
Кокс ...
Агломерат . ....
Известняк . .
Гипс
Бес, кг
3 000
8 000
2 500
1000
производится загрузка нескольких шлаковых колош подряд (до шести)'
при предварительном опускании столба плавильных материалов. В случае
возникновения настыли в торцах печи для их расплавления в эти места
загружаются шлаковые колоши половинного веса.
в) Выпуск шлака—производится непрерывно через кессонированное
отверстие. При отсутствии кессона летка быстро разрушается, и ее
приходится каждые 20 мин. заделывать пробкой из глины. Шлак
гранулируется. Перед грануляцией шлак проходит через отстойный котел
для улавливания механически увлеченных частиц штейна. Бассейн
для грануляции имеет размеры 4 X 20 м. Температура воды в бассейне-
колеблется от 35 до 60°. Расход воды определяется в 10—12 м8 на 1 м2
ялощади сечения в области фурм, что соответствует 1.25—1.5 м3 воды
на 1 τ шлака.
г) Выпуск штейна. Штейн выпускается периодически, по мере его,
накопления в горне, либо по графику, увязанному с работой конвертеров.
Промежуток между двумя выпусками 2—3 часа. Выпуск штейна
производится через шпуровое отверстие. Вместе со штейном выпускается также
весь шлак из горна. Работа ведется на «продув»; при этом газы про-.
ходят через шпуровое отверстие. Это способствует разогреву горна.
Жидкие продукты,выпускаемые через шпур, состоят из штейна и шлака.
Для отделения штейна от шлака ставятся последовательно два ковша:
в первом остается штейн, во второй перетекает шлак. Последний после
остывания поступает обратно в ватержакет на переплавку.
После выпуска всего накопившегося в горне штейна некоторое время
продолжается продувка через шпур. Это делается с целью удаления
и частичного расплавления кристаллов ферро-никеля, накапливающихся:
на лещади горна.
§ 2. Образование ферро-никедевых настылей и меры борьбы с ними
При восстановительной плавке окисленных никелевых руд стремятся-
всѳ железо, за исключением того количества, которое в виде сульфида
переходит в штейн, восстановить до закиси и ошлаковать при помощи,
кремнекислоты.
Для избежания восстановления закиси железа до металла необходимо*
следить за тем, чтобы концентрация окиси углерода в интервалах
температуры от 800° -и выше была меньше ее равновесного значения для
реакции FeO + СО = Fe + С02. Необходимо также обеспечить наличие
в шихте достаточного количества кремнезема для ошлакования закиси
железа. В условиях шахтной восстановительной плавки некоторая часть
железа восстанавливается до металла и переходит в штейн.
При понижении температуры штейна, насыщенного металлом, из него
выкристаллизовывается ферро-никель, который постепенно накапливается
в горне печиі При появлении настыли нормальная работа ватержакета

890
Часть пятая. Металлургия никеля
нарушается. Когда настыль заполняет большую часть горна, печь
приходится выдувать. Практически скорость зарастания горна определяет
длительность кампании печи.
Ферро-никелевая горновая настыль представляет собой конгломерат
из штейна, шлака и кокса, переплетенного пластинками ферро-никеля.
Ферро-никелевая настыль имеет, примерно, состав, показанный в табл.
■356.
Таблица 356
Ферро-пнвелсвая настыль
1
Элемент
Со
Ni
Fe
Си
S
%
0.26
11.38
71.57
0.48
7.71
Для удаления ферро-никелевой горновой настыли практикуется
промывка горна оборотными шлаками. Жидкие продукты плавки
выпускаются при этом через штейновую летку.
Для этой же цели следует вести плавку на легкоплавкие шлаки. При
этом улучшается теплообмен в горне, что способствует размыванию ферро-
никелевых настылей. Хорошие результаты получаются при работе на
марганцовистых шлаках с содержанием 4—5% марганца.
Размывание настыли объясняется, главным образом, механическим
воздействием шлаков, уносящих кристаллы ферро-никеля. Частично
последние могут растворяться в штейне, который вместе со шлаком
проходит в перегретом состоянии через горн печи.
§ 3. Производительность печи и расход кокса
Производительность печи определяется количеством сжигаемого в
единицу времени кокса, что зависит, в свою очередь, от количества дутья
поступающего в печь. Последний фактор определяется физическим
характером столба плавильных материалов и общим сечением фурменных
отверстий, или фурменным отношением; т. е. отношением площади
фурменных отверстий к площади сечения печи в области фурм. Практика
работы показывает, что чем больше фурменное отношение, тем выше
производительность шахтной ватержакѳтной печи.
А. Цейдлер, на основании статистической обработки технических
отчетов никелевых заводов, вывел следующее практическое правило
зависимости производительности ватержакета от расхода топлива: «Чем
выше суточный расход кокса, т. е. чем выше интенсивность горения кокса,
или чем больше кокса сжигается в 1 час на 1 м2 сечения ватержакета
в области фурм, тем ниже удельный расход кокса по отношению к весу
перерабатываемой руды и тем выше производительность печи>.
При увеличении интенсивности горения кокса на 40% (с 170 до 235 кг/час
коксд на 1 м2 сечения в области фурм) удельная производительность
ватепжакета повышается на 125% (с 8 до 18 τ руды в сутки на 1 м2
•сечения в области фурм).
Расход кокса в % от веса руда при повышении щюшгава с 8до 18 т/24 ч.
на α м еечедия в области фурм уменьшается с 48 до Ш.%. Эти
эмпирические данные относятся к условиям работы никелевого завода на брикети-

Глава VII. Практика ватержакетной плавки окисленные ιιιΐΗ,-.ι,ν,.ι,: руі) 891
рованной (полностью или частично) шихте н малосернистом коксе. При
других условиях работы эти соотношения могут, конечно, меняться.
Плавка окисленных никелевых руд характеризуется относительно
малой удельной производительностью с 1 м2 площади сечения в области
фурм по сравнению с медной или свинцовой плавкой в ватержакетах.
Удельный проплав составляет не более 20 τ руды, или 35 τ шихты/м2
в сутки. Объясняется это в основном составом проплавляемой руды,
в которой содержится небольшое количество железных окислов. Плавка
ведется на известково-железистые шлаки, образование которых
происходит медленнее, чем железисто-известковых. Силикат закиси железа
образуется при температурах 800—1000° с достаточно большой скоростью.
Образование же силиката окиси кальция требует более высокой
температуры и реакция протекает медленнее, чем для силиката закиси
железа. Наличие в руде тугоплавких окислов, как MgO, A1203, которые
медленно шлакуются и плохо растворяются в известковистых
силикатах, в свою очередь, влияет отрицательно на скорость
шлакообразования и тем самым на производительность печи.
Большой расход кокса, в количестве 30—35% веса сырой руды, и
медленное его сгорание в печи такте является причиной замедления
схода колош и понижения производительности шахтной печи.
В связи с этим большое значение приобретает физический характер
проплавляемого материала: кусковатость, прочность, однородность шихты,
пористость и т. д.
§ 4. Потерн никеля в шлаках и унос пыли при шахтной плавке
окисленных руд
а) Потери никеля в отвальных шлаках. Никель в шлаках может
находиться в виде механически запутавшихся частиц штейна или
невосстановленного силиката. Сульфид никеля, а также металлический никель
обладают малой растворимостью в шлаках. Для уменьшения потерь никеля
с отвальными шлаками необходимо в процессе плавки полностью
перевести никель из силикатного его состояния в .сернистое. Если процесс
плавления будет опережать процессы сульфидизации, силикаты никеля
будут переходить в шлаки. Возможная реакция между растворившимся
в шлаках GaS и FeS с силикатом никеля ограничена малой продолжи-,
тельностью пребывания шлака во внутреннем горне печи. С этой точки
зрения плавка агломерированной руды связана с получением шлаков
с более высоким содержанием никеля, чем плавка брикетов. Это следует
как из-за более быстрого проплава агломерированной руды, так и
вследствие недостаточно длительного контактирования соединений руды с
сульфидизаторами. Что касается механически увлекаемых частиц штейна,
то улучшением отстаивания и устройством передних· горнов эти потери
могут быть доведены до минимума при условии работы на достаточно
жидкоплавких с малой вязкостью шлаках. При примерном1
содержании никеля в руде 1.5%, в шлаке 0.2% и выходе шлака 125% веса
руды потеря металла со шлаками составит около 17%.
б) Унос пыли при шахтной плавке окисленных никелевых руд.
Запыленность газов ватержакетов при плавке брикетированной окисленной
никелевой руды изменяется от 0.24 до 9.13 г/м3при0° и 760-мм. Среднесуточные
уносы пыли колеблются от 100 до 300 кг на 1 м2 сечения в области фурм
при давлении дутья 45—55 мм рт. ст. и количестве воздуха, равном 25—
35 м3/мин. на· 1 м2 сечения в области фурм. Потери никеля в виде пыли,

892
Часть пятая. Металлургия никеля
уносимой из ватержакета газами, колеблются в зависимости от режима
плавки от 2 до 6% веса загруженного металла.
Химический состав пыли отличается от состава руды повышенным
содержанием никеля и кобальта, а также извести.
Глава VIII
БЕССЕМЕРОВАНИЕ НИКЕЛЕВОГО РОШТЕЙНА
ДО ФАЙНШТЕЙНА
Способ переработки никелевых роштейнов на металл несколько
отличается от метода, применяемого в отношении медных штейнов»
Переработка медных штейнов на металл производится в один прием способом
бессемерования в конвертерах. После окисления и ошлакования железа
начинается окисление сульфида меди. В отличие от практики медного
производства получение никеля из роштейна включает три самостоятельные
последовательные операции, осуществляемые в различной аппаратуре:,
бессемерование роштейна до получения файнштейна, окислительный
обжиг тонкоизмельченного файнштейна, восстановление окислов никеля
до металла.
Необходимость в раздельном проведении операций объясняется- тем,
что реакция взаимодействия между сульфидом и закисью никеля Ni3S2+
+ 4NiO = 7Ni4-2SOgcобразованием металлического никеля может итти
лишь при температуре в пределах 1700° (ниже 1700° сульфид никеля
при продувке воздухом окисляется до закиси). Практические трудности
бессемерования при температуре выше 1700° являются причиной отказа
от этого способа получения металлического никеля из его сульфида.
§ 1. Особенности бессемеровского передела никелевых роштейнов
до файнштейна
В штейнах никелевой плавки содержится некоторое количество
свободных металлов: железа и никеля. При продувке жидких штейнов
кислородом воздуха в присутствии кремнекислоты в первую очередь
окисляется и ошлаковывается металлическое железо по реакции
2Fe + 02 + Si02 -*2FeO -Si02 + 156000-кал.
После окисления большей части металлического железа начинается взк-
имодействие между сульфидом железа и кислородом дутья с
одновременным ошлакованием образующейся закиси железа кремнекислотой по
реакции
2FeS + 302 + Si02 -> 2FeO · Si02 + 2SG2 + 188 000 кал. '
Тепловой эффект реакции окисления и ошлакования
металлического железа в 2.5 раза больше, чем при окислении и ошлаковании
сульфида железа, считая на одинаковое количество вдуваемого кислорода.
В первом случае, при одинаковом количестве кислорода, Шлака
образуется в три раза больше, чем во втором.
Таким образом, при продувке никелевых роштейнов' различают два
периода: первый период соответствует окислению металлического железа

Глава VIII. Бессемерование никелевого рогшпейна до файнштейна 893
с получением большого количества конвертерного шлака; второй
период — окислению сульфида железа с менее интенсивным
шлакообразованием и с меньшим выделением тепла. Так как в начале
бессемерования при окислении металлического железа на единицу вдуваемого
кислорода выделяется тепла в 2.5 раза больше, чем при окислении
сульфида железа, температура в первой стадии значительно выше, чем
при второй стадии процесса.
На практике, продувка никелевого роштеина ведется не отдельными
порциями до получения файнштейна, а с постепенным добавлением штейна
и периодическим скачиванием конвертерного шлака. При таком порядке
загрузки конвертера свежими порциями штейна точно разграничить первую
и вторую стадии процесса представляется затруднительным. В заводской
практике меняют время продувки, которое бывает неодинаково в разные
периоды бессемерования. В начале процесса бессемерования продувка
длится 15 мин.; постепенно продолжительность продувки увеличивается
и доходит до 45 мин.
Благодаря горячему ходу в начальной стадии процесса бессемерования
возможно переработать значительное количество холодных присадок.
Ферро-никелевые «козлы» и «жуки» присаживаются в конвертер для
окисления железа и перевода никеля в файнштейн. Регулирование
температуры в конвертере производится добавкой .тгердых продуктов. Высокие
температуры нежелательны, так как корродирующее действие шлаков
на магнезитовую футеровку конвертера при этом усиливается.
При бессемеровании никелевых штейнов конвертерные шлаки содер-г
жат больше Si02, чем при бессемеровании медных штейнов. Кислые шлаки
обеспечивают более полное ошлакование железа и удаление его из
файнштейна. Для предупреждения обратного перехода железа из шлака в
файнштейн необходимо быстрое и частое скачивание шлака. По этой же
причине конвертеры для бессемерования никелевых штейнов не должны
иметь магнетитового слоя на поверхности магнезитовой футеровки. '
Вследствие интенсивной коррозии железных изложниц при отливке
файнштейна последний сливается в конические ковши.
Образующаяся на внутренней поверхности ковша корка предохраняет стенки от
разъедания.
Конец продувки узнается по цвету пробы. Присутствие железа в файн-
штейне окрашивает его в темносиний цвет. Чистый файнштейн имеет
желтую окраску поверхности с небольшим количеством синих пятен.
§ 2. Практика бессемерования никелевых штейнов
Завод А, Роштейны содержат в среднем 15.74% Ni, 55.96% Fe,22.55% S,
0.08% Си. Для бессемерования роштейнов установлены горизонтальные
конвертеры следующих размеров: длина 4590 мм, диаметр кожуха 2300 мм.
Конвертер имеет.18 фурм с диаметром фурмы 38 мм. Дутье подается от
турбовоздуходувки при давлении 2.1 ат в количестве 180 м3/мин.
Конвертерные газы проходят через пылеуловитель и выбрасываются затем в
атмосферу через дымовую трубу высотой 70 м.
Ковш с роштейном, на поверхности которого находится слой шлака,
подвозится к другому ковшу, куда сливается шлак до появления штей-
новых брызг. Штейн затем заливается в конвертер. На дне ковша обычно
осаждается небольшой ферро-никелевый «жук». Корка в виде холодной
присадки подается в'конвертер, куда заливают в один прием до 4 τ штейна,
прибавляют около 2 τ холодных присадок и до 1 τ кварца и начинают
продувку. Через определенное время шлак сливается, производится

894
Часть пятая. Металлургия никеля
новая загрузка штейна и флюса в конвертер и продолжается продувка.
Когда содержание железа в штейне доводится до 15% Fe (синяя фурмовка),
жидкая масса сливается из нескольких конвертеров в один и
начинается продувка на файнштейн. Операция продувки на файнштейн длится
1.5—2 часа.
Для максимального снижения содержания кобальта в файнштейне
шлак в конце операции должен иметь жидкую консистенцию. Для этой
цели перед окончанием бессемерования в конвертер заливается 0.5—1т
роштейна. Таким приемом удается снизить содержание кобальта в
файнштейне почти вдвое. Для свертывания остатков жидкого шлака
при доводке в конвертер загружается мелкий кварц. Шлак приобретает
тогда порошковидную форму.
Операция бессемерования длится 8 час. Получаемый файнштейн
содержит в среднем 78% Ni + Со, 20% S и 0.3% Fe.
В табл. 357 приводится материальный баланс процесса
конвертирования.
Таблица 357
Материальный баланс конвертирования
Загружено %
Роштейна
Кварца
Оборотов и отходов
Итого
fiS.O
32.0
3.0
100.0
Получено
Файнштейна
Конвертерного шлака ....
II того
%
12.0
80.0
8.0
100.0
Завод В. Для беесемерования роштейна установлены вертикальные
конвертеры. Конвертер имеет 11 боковых фурм диаметром 19.5 мм.
ВоЭДух для продувки нодается под давлением 1.1—1.3 ат. Продолжи-
телъйочзтъ одной операции 13—15 час. Емкость конвертеров по роштейну
составляет 13—16 т. Средний вес файнштейна одной операции
•составляет 4 тч
В конце йро?иесса продувки для более полного окисления остатков
железа и кобальта и получения жидкого шлака в конвертер загружается
сульфат натрия. Содержание кобальта в файнштейне составляет 0.3—
0.4%. Файнштейн отливается в конические изложницы. Вес головки
файнштейна составляет 50 кг.
В табл. 358 и 359 приведены материальные балансы процесса
конвертирования никелевых роштейнов.
Таблица 358
Материальный баланс конвертирования
Загружено
Роінтённа ....
Кварца
Оборотов и отходов
. Ήτοτο
%
70.8
24.8
4.4
1Θ0.0
Получено
Конвертерного шлака ....
Угар и потери
%
16.9
75.6
7.5
Итого ! 100.0

Глава VIII. Бессемерование никелевого рогитейна ύο фаіінштейііл 895
Таблица 35У
Материальный баланс конвертирования
Загружено
Штейна жидкого
» твердого
Оборотов внутрицеховых . . .
» кобальтового цеха .
Кварца
о/
/о
53.1
8.2
17.0
1.6
20.1
100.0
Получено
Файнштейна
Потерн (по разности) ....
Итого
%
9.2
79.1
11.7
100.0
В таблице 360 приведены составы никелевых файнштейнов.
Таблица 360
Составы никелевых фяйнштейііов (%)
Ni
76.15
77.09
76.50
76.52
76.5—77.0
78.
77.16—79.26
78.39
73.82
75.00
77—78
75.0
77.7
73.43
75.30
73.0
Со
0.30
0.80
0.38
0.40
0.36—0.66
15
0.57—0.83
0.79
1.07
—
—
—
—
Си
0.40
0.40
0.40
0.41
0.33—0.57
0.34
0.175
—
—
0.08
0.15
Fe
0.15
0.15
0.17
0.18
0.13—0.2
0.29
0.17—0.34
0.30
0.29
0.2
0.07—0.08
0.25—0.5
0.2
0.96
0.67
0.48
S
—
22.15
22.21
18—22.0
20.02
18-20
—
24.13
—
—
25.0
21-6
22.89
23.35
23.75
Pb
—
—
—
—
—
0.021
—
—
—
—
2.22
—
0.63
Содержание серы в файнштейнах колеблется в пределах 18—25%;
наиболее часто —22—23%. Остаточное количество железа в файнштейне·
составляет 0.15— 0.96%, наиболее часто 0.2—0.3%,· Кобальта в
файнштейнах содержится от 0.3 до 1.07%; меди около 0.4%. Количество
никеля колеблется от 73.5 до 78.4%,; в среднем 77%,.
В табл.' 361 приведены составы конвертерных шлаков, получаемых
при бессемеровании никелевых роштейнов. В конвертерных шлаках
содержится 26.5—28% SiOs, 54.0—60.5% FeO; никеля в шлаках содер-
I жится в среднем 1.5%, кобальта 0.2%. Конвертерные шлаки являются-
: исходным «ырьем для получения кобальта.
§ 3; Унос пыли при' конвертировании никелевых роштейнов
Обследование, проведенное П. Паздниковым, по изучению газового
•режима· и -запыленности газов конвертеров никелевого производства
дало следующие результаты.;

896
Часть пятая. Металлургия никеля
Таблица 361
Состав конвертерпых шлаков при бессемеровании никелевых роштейнов (%)
Средний состав
а) Первые и
последние сливы
0) Средние сливы
Ni
1.01
1.Г5
2.21
0.83
1.5
1.49
1.72
1.02
1.7У
1.11
1.40
1.45
Со
—
0.19
0.?1
0.20
0.20
0.18
0.20
0.32
—
Си
—
0.03
о.ог
0.05
0.05
0.05
—
Si02
FeO
22.05 54.24
27.57 48.86
32.1144.78
33.08 39.57
25.5 60.5
30.6160.38
27.4062.50
28,90 61.74
23.03 64.45
27.сО t0.35
27 Л4 59.17
27.99 53.86
Fe203
9.78
9.48
9.01
16.11
—
—
—
—
S
1.82
1.92
1.78
1.40
1.5
0.88
1.19
1.01
l.£8
1.19
0.88
l.<3
AlaOs CaO
8.40
2.14
8.£8
1.71
4.0
1.67
2.56
2.27
2.20
3.37
3.12
2.86
4.37
2.32
4.12
4.0
2.78
2.55
3.36
3.34
4.4<
4ao
2.92 3.84
1
MgO
0.76
0.81
0.35
0.15
2—3
1.Г5
1.20
1.95
1.24
2.52
2.72
3.04
Mn
—
0.13
0.12
0.15
0.12
0.13
0.13
—
Замеры производились в дымовой трубе, обслуживающей один из
конвертеров, на высоте 16 м от основания. Скорость газов в трубе
изменялась от 4.3 до 5.7 м/сек; в среднем 5 м/сек. Секундный объем газов
•составлял 4.86—6.44 м3/сек; в средпем 5.81 м3/сек. Тяга в трубе кЪле-
балась от 0.6 до 1,1 мм вод. ст. Температура газа 150°. Содержание S02
в газах 0.055—0.117% (объемных). Запыленность газа изменялась от
0.27 до 7.45 г/м3 при 0° и 760 мм. При температуре 150° запыленность
газов составляла 0.17—4.82 г/м3, в среднем 0.70 г/м3. Широкий интервал
запыленности газов связан с периодичностью загрузки конвертера.
Наивысшая запыленность газов соответствует времени загрузки
пылевидных материалов. Количество пыли, уносимой из конвертера, составляет
1.4% веса материалов, перерабатываемых за операцию.
В табл. 362 приведены анализы пыли, получаемой при
конвертировании никелевых роштейнов.
Таблица 362
Анализ конвертерной пылж (%)
Пыль (общая)
Пыль черная
Пыль серая
Ni
15.65
14.87
24.75
Со
0.29
—
0.28
Си
0.08
—
0.06
СаО
—
1.15
MgO
—
5.05
Fea03
_
—
12.86
А1а03
—
—
4.18
Si02
^_.
—
27.88
На фиг. 347 приведена технологическая схема переработки окуско-
ванной окисленной никелевой руды на файнштейн.

-» Оборотный шлак
Дробление
Φ
Кокс

Грохочение
Ф_
Газы <-
в трубу
-Пыль на<-
агломе-
рацию
Обороты
Воздух Φ
Φ
Конвертерный шлак
В кобальтовый цех
Агломерат или брикеты
Гипс
I
φ
Известняк
I
Φ
Кварц
Φ φ
Дробление
Шихтовка на колошнике
Ватержакетнап плавка ■*"
Φ
Роштейн
Оборотный
шлак
Отвальный
шлак
В отвал
Φ Φ φ
-> Конвертирование ■<-
Л I 4
Файнштейн
Φ
На обжиг
Φ
IТыль-
Гавы в
трубу
Воздух
Фиг, 347· Технологическая схема переработки окисленных никелевых руд на файнштейн

8§8
Часть пятая. Металлургия никеля
Глава IX
ПЕРЕРАБОТКА НИКЕЛЕВОГО ФАЙНШТЕЙНА НА МЕТАЛЛ
§ 1. Окислительный обжиг никелевого файнштейна
а) Механизм окислительного обжига никелевого файнштейна. Жидкий
никелевый файнштейн, получаемый при бессемеровании, состоит из
сульфида никеля Ni3S2 и некоторого количества свободного никеля. Кроме
того, в файнштейне содержатся кобальт, медь и другие примеси. При
медленном остывании жидкого файнштейна Ni3S2 распадается по
уравнению
5Ni3S2-*2Ni6Ss-f 3Ni.
Благодаря приведенной выше реакции количество свободного никеля
в холодном файнштейне несколько выше, чем в расплавленном. В
среднем, содержание металлического никеля в файнштейне достигает 10%.
Целью обжига являются максимальное удаление серы (до 0.02% S)
и перевод никеля из сернистого в кислородные соединения.
Температура воспламенения Ni3S2 при величине зерна 1 мм равна 700°.
Заметное- окисление Ni3S2 происходит при 450° по реакции
Ni3S2 + ЗѴа02 = 3NiO +-2S02.
При низких температурах обжига помимо закиси возможно также
образование сульфата никеля и окислов с более высоким, чем NiO,
содержанием кислорода по следующим реакциям:
NiO + S02 + V202$NiS04,
Ni3S2 + 502 = 3NiO, + 2S02.
Сульфат никеля заметно диссоциирует при 690°. При температуре
885° упругость диссоциации сернокислого никеля равна 1 атмосфере.
Таким образом, файнштейн, обожженный при температуре выше 900°,
должен состоять в основном из кислородных соединений никеля.
Поскольку высшие окислы никеля разлагаются при высоких
температурах с получением устойчивого соединения NiO, обожженный продукт
в зависимости от конечной температуры состоит из закиси NiO или
закись-окиси NiO — Ni02 никеля. При температуре выше 1100°
получается чистая закись никеля.1
Механизм процесса обжига файнштейна представляется следующим
образом. При температуре около 400° окисляется металлический никель,
имеющийся в файнштейне, с образованием окислов, содержащих 02
больше, чем NiO. При последующем повышении температуры до 450°
сульфид никеля в присутствии кислорода воздуха переходит в сернокислое
соединение. Реакция сульфатообразования протекает весьма активно
при температуре 600°. При температуре 700—800° сульфаты и высшие
окислы никеля диссоциируют с образованием закиси никеля. При
температуре 900—1000° единственным устойчивым кислородным соединением
никеля является закись NiO.
Особенностью обжига тонкоизмельченного никелевого файнштейна
является споеобность его к спеканию, начиная с 450—500°. Чем выше
1Д. Богацкий. Кислородные соединения никеля и восстановление их
газовой средой. Минцветметзолото, 1938·.

Глава IX. Переработка никелевого файнштейна па металл 899
содержание серы в файнштейне, тем активнее происходит спекание.
При повышении температуры до 645° (соответствует точке плавления
ввтектики Ni3S2— Ni) оплавление частиц файнщтейна способствует
их спеканию. По мере удаления серы в процессе обжига способность зерен
файнштейна к спеканию уменьшается. Чем больше закиси образуется
в файнштейне, тем более тугоплавким делается обжигаемый продукт.
На практике обжиг файнштейна должен вестись таким образом, чтобы
постепенное повышение температуры соответствовало скорости удаления
серы из обжигаемого материала. В начале процесса обжига температура
повышается медленно. Файнштейн должен при этом интенсивно
перемешиваться. Атмосферу в печи необходимо поддерживать сильно
окислительной. По мере удаления серы температура в печи повышается.
б) Аппаратурное оформление и практика обжига никелевого
файнштейна. Для обжига файнштейна находят применение как одноподовые
отражательные печи с ручным перегребанием для заводов небольшой
производительности, так и механизированные многоподовые печи или
вращающиеся барабаны. При работе на печах с ручным перегребанием
обжиг ведется в две стадии. В первой стадии обжига удаляется часть
серы. Полуобожженный материал снова измельчается, после чего
проводится обжиг намертво, до практически полного удаления серы.
Двухстадийный обжиг файнштейна проводится последовательно в двух
печах, либо в одной печи с промежуточной выгрузкой и измельчением
частично обожженного материала. При определенных условиях
возможно завершение обжига файнштейна в одну стадию. Технические
показатели обжига никелевого файнштейна в отражательной печи
приведены в табл. 363.
Таблица 363
Технические показатели пблсига, файнштейна в отражательной лечи
Показатели
Продолжительность обжига, час.. .
Время пребывания материала у каж-
Содержание серы в промежуточном
Расход условного топлива, т/сутки .
Содержание серы в закиси никеля, %
Двухстадийный обжиг
36
6
1-й обжиг 200—700
2-й обжиг 600—1 200
9—15
1-й обжиг —3.0
2-й » —3.5
Одностадийный
обжиг
36
Ъ
400—1200
7.0
0.07—0.009
Ниже показано падение содержания серы в обжигаемом файнштейне
по мере его движения в печи.1
Окно
о о/
"I /О
1
18.2
9
15.4
3
9.66
4
2.90
5
0.47
6
0.01
1 А. Цейдлер. Металлургия никеля, стр. 102, ГОНТИ, 1938.

900
Часть пятая. Металлургия никеля
Тщательное перемешивание материала при низких температурах
в первых двух окнах при наличии большого избытка воздуха
(четырехкратное против теоретически необходимого) и прибавление некоторого
количества готовой закиси предупреждают спекание отдельных частиц
файнштейна. Для более полного удаления остатков серы рекомендуется
добавка соды или селитры к обжигаемому материалу в конечной стадии
обжига.
Одностадийный обжиг файнштейна производится в отражательных
печах с ручным перегребанием. Печи одноподовые с двухсторонним
обслуживанием. Печь имеет шесть окон. Размеры печи 4X20 = 80 мг.
Высота печи 3.2 м. Отапливается печь от прямой угольной топки с
площадью колосниковой решетки 3.86 м2.
Файнштейн загружается через отверстие в своде в количестве 1500 кг
в заднем конце печи и медленно, в течение 36 часов, передвигается при
перегребании к переднему концу. Длительность нагрева материала в
первом окне около 3 час. В течение этого времени нагреваемый
материал через каждые 10 мин. интенсивно перемешивается. В остальных
окнах перемешивание обжигаемого материала производится с
интервалами в 15 мин. Движение материала и газов осуществляется по
принципу противотока. Температура печи в загрузочной части составляет
400—450°; в топочной части, у места выгрузки обожженного файнштейна,
температура достигает 1150—1200°.
Производительность печи составляет 5.5 τ файнштейна в сутки. Расход
топлива—130% веса файнштейна. Содержание серы в закиси никеля
колеблется от 0.07 до 0.009%, железа—от 0.4 до 0.85°/0. Загрязнение
железом происходит вследствие абразивного действия закиси никеля
при измельчении продукта в мельнице, а также от золы топлива. В табл.
364 и 365 приведены данные, характеризующие температурный и газовый
режим одноступенчатого обжига файнштейна в отражательной печи. *
Таблица 364
Режим одноступенчатого обжига никелевого файнштейна в отражательной печи
Окно
В газоходе ....
1
2
3
4
5
Температура
обжига, "С
450—550
450—650—720
700—750—820
800—550—880
900—950
1 000—1 100.
1 200—1 250
Состав газов, %
со2
2.4—3.6
1.8
4.0
6.4
6.5
9.4
о2
16.8—17.6
19.0
14:6
11.8
11.2
10.0
СО
0
0
0
0
0
2.6
S02
0.01
0.37—0.62
0.5—1.19
0.6—0.75
0.12—0.6
0.08—0.7
Следы
Для механизации обжига файнштейна применяются многоподовые
и барабанные печи. Предварительный обжиг осуществляется в
многоподовых печах с механическим перегребанием. Печи снабжены
1 П. Паздников, Н. Дне в. Уральский филиал АН СССР, 1942.

Глава IX. Переработка никелевого файнштейна на металл 901
Таблица 365
Газовый режим лечи для одноступенчатого обжига никелевого файнштейна
Показатели
От
До
Средние . . .
Тяга
в
газоходе,
іга
вод. ст.
1.6
4.5
3.5
Скорость
газа
в
газоходе,
м/сек
7.7
9.0
8.1
Объем
газа,
мз/сек
12.3
14.4
13.0
Запыленность
газа, г/м·
при 0"
0.12
5.26
при
420-500°
0.04
2.0
0.7
Унос пыли
в 1 сек
0.49
28.8
9.10
к весу

штейна, %
Состав
пыли, %
Ni
15.4 53.7
Со
0.37
топками для обогрева Печи десятиподовые, диаметром б.6 м.
Предварительный обжиг ведется до содержания 2—5% серы.
Окончательный обжиг файнштейна осуществляется в трубчатой
вращающейся печи следующих размеров: длина 19 м, диаметр 1.6 м, угол
наклона 2°.
Барабан вращается со скоростью одного оборота в 7мин. В табл.366
приведены химические составы получаемого после обжига файнштейна.
Таблица 366
Химические составы обожженного файнштейна (%)
Показателя
До
Средний . .
Ni
77.16
76-09
76.62
Со
0.49
0.47
0.48
Си
0.50
0.46
0.48
Fe
0.55
0.23
0.39
S
0.073
§ 2. Восстановление закиси никеля
Для получения металла обожженный файнштейн смешивается с
древесным углем и нагревается до высокой температуры. При этом
протекают следующие реакции:
NiO + C = Ni + CO,
NiO + СО = Ni + С02.
Реакции восстановления закиси никеля протекают интенсивно при
температуре 900°. В зависимости от температуры процесса
восстановление никеля может происходить без расплавления или с получением
жидкого металла. Получение никеля в твердом виде осуществляется
в ретортных печах. Восстановительная плавка с получением жидкого
металла производится в электропечах.
а) Восстановление никеля в ретортных печах. Обожженный намертво
файнштейн смешивается с клейстером из пшеничной муки. Смесь
прессуется в виде небольших кубиков или цилиндриков (ронделей) с размерами
сторон 25 мм. Брикетики· сушат, смешивают с древесноугольным

902
Часть пятая. Металлургия никеля
порошком и загружают в реторты. Прокаливание длится 6—8 час.
до полного восстановления закиси никеля. Горячие брикеты выгружают
в воду для избежания обратного окисления никеля. После сушки брикеты
подвергают полировке в железном вращающемся барабане.
При взаимном трении друг о друга поверхность брикетов делается
из матовой блестяще белого цвета.
Для восстановления никеля без его расплавления служат ретортные
печи типа цинкодестилляционных. Размеры реторт соответствуют
аналогичным ретортам цинкового производства. Температура в ретортах должна
быть около 1250° для сваривания зерен восстановленного металла.
Технические показатели по восстановлению никеля в ретортных
печах приведены в табл. 367.
Таблица 357
Технические показатели восстановления никеля
Расход термического
топлива на обогрев,
% от веса металла
300 (угля)
Расход
древесного угля на
восстановление, ·
% от веса металла
40
20—30
20
Мука для
свярывания,%
от веса закиси
1.8
2

Продолжительность
процесса,
час.
\б-8
Для получения порошковидного никеля восстановление ведется во
вращающихся барабанных печах.
Недостатком восстановления никеля с получением металла в твердом
состоянии является загрязнение его частицами огнеупорных материалов,
механически увлекаемых при обжиге файнштейна в печах.
Наиболее часто восстановление закиси никеля осуществляется в
электропечах с получением жидкого металла.
б) Восстановление никеля в электропечах. Восстановление никеля
из обожженного файнштейна с получением жидкого металла
производится в электропечах. Работа периодическая.
Выгружаемый в горячем состоянии обожженный намертво файнштейн
тут же смешивается с древесно-угольной мелочью. Закись никеля
восстанавливается при этом частично до металла. Загрузка в электропечь
полувосстановленного материала способствует более быстрому
проведению операции.
При восстановительной плавке закиси никеля в электропечи в
получаемом жидком металле содержатся некоторые количества кислорода и
углерода. Кислород в никеле находится в виде растворенной закиси.
По диаграмме состояния Ni — NiO эвтектика с температурой плавления
1438° (на 12° ниже температуры плавления металлического никеля)
содержат 1.1% NiO (0.236% 08).
Углерод в никеле может находиться в свободном состоянии или в виде
растворенного карбида никеля Ni8C. Растворимость углерода в никеле
зависит от температуры. При комнатной температуре в металлическом
никеле содержится около 0.1% углерода. Жидкий металл с 2.2%
углерода обравует эвтектический сплав с температурой плавления 1315°.
При охлаждении металла избыточный углерод выделяется в виде
листочков графита на гранях кристаллов никеля.

Глава IX, Переработка никелевого іраититаикв на .металл
913
При содержании углерода выше 0.5% отливка крупных чушек
затруднительна. Они легко разбиваются ц трескаются." Удаление углерода
из жидкого металла производится при помощи добавок закиси никеля.
При этом протекает реакция
Ni8C + NiO = 4Ni -Ь CO.
На практике восстановительная плавка ведется при избытке углерода,
так как это позволяет вести процесс при более низкой температуре (1315°
вместо 1450°). Перед разливом углерод окисляется при помощи добавок
закиси никеля.
Для обессеривания металла плавку ведут на гильноизвеетковистью
шлаки. При этом протекает следующая реакция:
Ni3S + 2СаО + 2С = 3Ni -f ?CaS + 2GO.
При восстановительной плавке в электропечи в шлак переходят все
механические включения пустой породы (Si02, А1203 п др.), имеющиеся
в обожженном файнштейне.
Жидкий никель отливается в чушки или гранулируется. Для отливки
применяются стальные изложницы или песочные формы. Грануляция
расплавленного никеля требует принятия некоторых предосторожностей.
Высокая температура металла способствует разложению воды на водород
и кислород, образующие гремучие смеси. Во избежание взрывов
требуется активная агитация воды в бассейне, что осуществляется при
помощи центробежного насоса или сжатым воздухом. Практикуется также
обдувание сильным током воздуха струй воды и жидкого металла,
текущих по жолобу в грануляционный бассейн.
Получаемые гранулы металла собираются в металлической корзине,
устанавливаемой на дно бассейна, откуда она вытаскивается при помощи
крана.
Физические свойства гранул зависят от состава металла. Углерод
способствует получению плотных гранул. Прп наличпп кислорода в
металле в виде NiO или поглощенных газов гранулы получаются пористыми
В порах гранул задерживается вода и тем больше, чем мельче поры.
В среднем в гранулах остается около 5% влаги. Для удаления влаги
гранулы прокаливают при температуре 400—450°. Грануляция
никеля в струе водяного пара обеспечивает получение мелкпх, монолитных
гранул.
В табл. 368 приведены технические показатели восстановительной
плавки никеля в электропечи.
Таблица 368
Технические показатели восстановительной нлавки никеля в электропечи
Вес одной иліівііц
никеля, τ
Длительность
операции, час.
Расход на 1 τ шіь-елн
зл''НГ|іоэнер-
ІИП, НВТ-Ч
1550
діігвесисто ι
ѵг.-ш | электродов
460
18.5

904
Чапт, нчпнгч. 1/ічтг і.іцргич іиіке.і.ч
В табл. 36'. ι приведен состав чернового никеля, получаемого при
восстановительной плавке обоѵкѵконного файнштеіша в ретортной или
электрической печи.
Τ а ή .ι и ц а .".69
Состав чернового никеля (°/«ι
Ni-fCo ; Со
Fe
Си
Примечание
99.30
Ni
99.31
98.17
98.62
0.43
0.43
0.82
0.39
0.77
0.43
0.013
0.006
0.016
0.019
0.02
0.12
0.01
0.01
0.43
0.1
0.46
0.004
—
I
I
В ретортах
В электропечи
В табл. 370 приведен состав шлаков олектроилавки.
Τ а б л и ц а 370
Состав шлака при электроплавке
Ni
24.57
16.86
5.10
Со
0.29
—
0.24
Си
0.20
0.04
0.08
Fe
1.75
1.82
1.44
SiO.
19.0
27.20
-
На фиг. 348 приведена технологическая схема получения никеля
из фаинштеина.
В табл. 371 приведены примерные технологические показатели
производства никеля из окисленных, руд.
Таблица 371
Примераые технологические показатели производства никеля
из окисленных руд
На 100 τ ііоздушіш-с-ухой никелевой руды
получается
'/о Со
Рудіюіі смеси
Агломерат»
Отва.іьиого шлака . . . .
Ниі.е.іевого роштейна . . ,
Нпке.іепого φ ійнштейна . .
Нонпертерниго шлака . . .
Обожженного фаинштеина
Чернового никеля . . . . .
100
90
125
12.5
1.4
8.0
1.3
—
—
0.20
15.0
78.0
1.5
78.3
98.2
—
0.02
0.45
0.75
0.2
0.75
0,9

Глава IX. Переработка никелевого фииіпитеііна на. металл
903
Дреиееный
ѵголь
Изліельчешіе
Файнштеіін
і
Измельчение
1-й обжиг в
многоподовой печи
4·
Известняк
Измельчение
Огарон
Измельчение
<—Пыль< 2-й обжиг в
трубчатой пгчи
Газы Обожженный файнштсйн
Б Трубу
Пыль -
Газы
в трубу
Шихтовка ■*-
Электроплавна
Никель Шлак-
В конвертер
Грануляция
Сѵшкн
Гранулированный
металл
Фиг. 34-і. Технологическая схема получения никеля из файнштейна

<№
'1'irmn irtma?. Металлургия никеля
В табл. 371! показано примерное извлечение никеля и кооальта в
отдельные продукт!! при планке чкікѵіенных никелевых руд.
Τ а б лиц а 372
Примерное извлечение никеля и кооальта в отдельных стадиях процесса при
шахтной плавке окисленных никелевых руд (%)
Переходит металла из руды в агломерат:
агломерата в роштеин . . .
агломерата в отвч.чишй шлак
роштейна в файнштейн ....
роштейна в конвертерный ш.іаі
агломерата в файнштейн . . .
брикетов в файнштейн ....
руды в конвертерный шлак
файнштейна в иакись
закиси в металл . ,
Бсмізіі.івратные потери металлов:
При еушке руды
» агломерации
» шахтной плавке си шлаками
» » с газами
» конвертировании о газами .
ішіі>'ль і коиалы
98.5
80.0
15.0
90.0
8.0
72.0
73.1
6.5
96.0
95.5
1.0
1.50
! У 8.5
' бо.о
1 40.0
' 50.0
50.0
25.0
—
25.0
95.0
1 95.0
—
10.94
Г .ι α β α Χ
ВАРИАНТЫ СПОСОБОВ ИЗВЛЕЧЕНИЯ НИКЕЛЯ
ИЗ ОКИСЛЕННЫХ РУД
Большое распространение окисленных никелевых руд и
несовершенство способа плавки в шахтных печах стимулируют поиски
новых методов извлечения никеля из природного сырья. К последним
относится плавка окисленных никелевых руд в электропечах,
восстановление во вращающихся барабанных печах и мокрые способы
извлечения никеля из руд.
§ 1. Плавка окисленных руд на ферро-никель в электропечах
Электроплавка окисленных никелевых руд ведется с получением
ферро-никеля. Процесс регулируется таким образом, чтобы восстановить
минимальное количество железа. Это достигается при работе с малыми
плотностями тока в пределах 10 а на 1 см2 сечения электрода в печи
сопротивления. Телами сопротивления являются шлак и руда. Напряженеи

Глава X. Варианты способов извлечения никеля из окисленных руд 907
сохраняется в пределах 100—180в. Отсутствие вольтовой дуги и слабая
восстановительная среда способствуют получению сплава с высоким
содержанием никеля. Железо и кремний в значительной своей части
переходят в шлак. Вследствие значительного перегрева шлака при
прохождении через него тока содержание никеля в нем не превышает
0.2%. Расход электроэнергии составляет 1100—1200 квт-ч,
электродов '— 6 — 12 кг на 1 τ руды.
В зависимости от содержания металлов в исходной руде и условий
ведения плавки получается ферро-никель переменного состава. Для
удаления железа ферро-никель подвергают воздушной грануляции; при это м
часть железа окисляется. Окисленные гранулы в виде пластинок и
листочков переплавляются в электропечи. Окислы железа ошлаковываются
кремнекислотой. Закись никеля восстанавливается металлическим
железом по реакции NiO + Fe^FeO-f- Ni. Таким путем возможно
получить ферро-никель с содержанием до 95% Ni.
В табл. 373 приведены некоторые данные по переработке ферро-никеля.
Таблица 373
Переработка ферроникеля
Продукт
Состав металла до воздушной грануляции .
» » после * »
» » » переплавки ....
» шлака » »
Ni
Fe
02
о/
/о
61.0
58.3
95.6
9.1
38.4
32.7
4.0
63.1
0.0
8.9
0.0
20.8
Заслуживает внимания возможность 'получения ферро-никеля
восстановительной плавкой обожженного намертво роштейна.
§ 2. Восстановление и сульфидизация окисленных никелевых руд
во вращающихся барабанных печах
Восстановление и сульфидизация окисленных никелевых руд во
вращающихся барабанных печах преследуют цель получить сплав металлов
или сульфидов железа и никеля до расплавления всей массы руды.
а) Восстановление никелевых руд во вращающейся печи. Смесь руды
с восстановителем подвергается нагреву во вращающейся барабанной
печи при непрерывном перекатывании материала. Никель и часть железа
восстанавливаются, образуя частицы ферро-никеля. Магнитной
сепарацией отделяются частицы ферро-никеля от остальной массы. После
переплавки получается сплав, состоящий из железа, никеля и кобальта.
Для обеспечения полноты восстановления руда должна измельчаться
до размеров частиц в 1 мм. Восстановителем служит антрацит. В качестве
флюса следует применять известь. Атмосфера в печи поддерживается
восстановительная. Образование корольков металлического сплава
происходит при доведении массы шихты до полужидкого состояния. Размеры
корольков зависят от длительности пребывания руды в полужидком
состоянии.

908
Часть пятая. Металлургия никеля
При наличии серы в руде, в топливе-восстановителе или в газах имеют
место частичная сульфидизация никеля и образование штейна.
При содержании 0.9% никеля в руде получаются гранулы,
содержащие 9% Ni и выше. Степень извлечения никеля в гранулы достигает
85%.
б) Сульфидизация окисленных никелевых руд во вращающихся
барабанных печах. Если нагревать смесь из никелевой окисленной руды с
пиритом или смесь руды с гипсом и антрацитом во вращающейся печи,
никель, кобальт и часть железа переходят в сульфиды. Последующей
флотацией сульфиды металлов или штейны извлекаются в виде
концентрата.
§ 3. Гидрометаллургия окисленных никелевых руд
Мокрые способы извлечения никеля из
окисленных руд основаны на применении серной кислоты, хлора или
аммонийных солей.
При обработке серной кислотой вместе с никелем в раствор переходят
также железо и алюминий. Из растворов металлы осаждаются
известняком. Для уменьшения перехода железа в раствор руду, смешанную с
серной кислотой, нагревают до перевода железа в нерастворимую форму.
После выщелачивания и осаждения получается гидратный осадок,
содержащий до 20% никеля. Расход серной кислоты при этом достигает
60—80 τ на 1 τ никеля, что делает этот способ мало пригодным в
производственных условиях. Вместо серной кислоты можно обрабатывать
никелевые руды сернистым газом.
При действии газообразного хлора на окисленную никелевую руду
при нагревании получаются хлористые соединения металлов, которые
в зависимости от температуры процесса улетучиваются или остаются
в прохлорированном продукте. Предварительный восстановительный
обжиг никелевой руды и последующее воздействие газообразного хлора
на металлические частицы при нагревании дают возможность получить
значительную часть никеля в виде летучих хлоридов.
При аммиачном способе высушенная и измельченная до 90% минус
100 меш руда восстанавливается с помощью генераторного газа в
многоподовых печах. Восстановленная руда выщелачивается аммиачным
раствором в присутствии углекислоты и воздуха в специальных турбо-
аэраторах. Получается раствор комплексной никель-аммонийно-кар-
бонатной соли. При обработке раствора паром происходит выделение
аммиака с осаждением основного карбоната никеля. Последний
кальцинируется; полученная закись никеля восстанавливается до металла в
электрической печи.
Проведенные многочисленные исследования по гидрометаллургической
переработке окисленных никелевых руд не дали сколько-нибудь
удовлетворительных технологических и технико-экономических результатов,
позволяющих ставить вопрос о внедрении разрабатываемых способов
в промышленность.

Раздел Б
ПЕРЕРАБОТКА МЕДВСО-ЛИКЕЛЕВЫХ
СУЛЬФИДНЫХ РУД
Глава XI
СОСТАВ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ СУЛЬФИДНЫХ РУД И СПОСОБЫ
ИХ ПЕРЕРАБОТКИ
§ 1. Состав медно-никелевых руд
Никель в сульфидных медно-никелевых рудах находится в виде
минерала пентландита (Ni,Fe)S2, представляющего изоморфную смесь
сульфидов железа и никеля. Медь представлена почти исключительно
халькопиритом CuFeS2. Основным сульфидом железа в руде является
пирротин Fe7S8. В твердом растворе с последним может находиться
некоторая часть никеля. Помимо пирротина железо в руде встречается
также в виде магнитной окиси Fe304. Из соединений пустой породы
в медно-никелевых рудах присутствуют кремнекислота, глинозем, окислы
кальция и магния.
Медно-никелевые руды почти всегда содержат кобальт в количестве,
равном, примерно, 2% никеля, а также металлы платиновой группы.
Из физических свойств, присущих большинству медно-никелевых
сульфидных руд, можно отметить твердость, малое содержание влаги
и слабое растрескивание при нагревании. В табл. 374 приведены анализы
медно-никелевых сульфидных руд.
§ 2. Способы переработки сульфидных медно-никелевых руд
В зависимости от физических свойств и химического состава медно-
никелевые сульфидные руды или концентраты, получаемые при
флотационном обогащении, плавятся в шахтных или отражательных печах
на медно-никелевые роштейны и отвальные шлаки. Крупнокусковая
руда размерами кусков от 25 до 200 мм с высоким содержанием серы
поступает непосредственно на плавку в ватержакеты. Рудная мелочь и
вкрапленные руды проходят через цикл флотационного обогащения с
получением медно-никелевых концентратов. При высоком содержании меди
в руде в процессе селективной флотации могут быть получены раздельно
медные и медно-никелевые концентраты. На некоторых заводах, где
практикуется шахтная плавка, рудная мелочь и концентраты
подвергаются агломерирующему обжигу на спекательных машинах. Получаемый
агломерат плавится вместе с кусковой рудой в ватержакетах. Десуль-
фуризация при агломерации способствует получению более богатых
по содержанию никеля штейнов.
Как правило, рудную мелочь, богатую содержанием никеля, а также
медно-никелевые концентраты плавят в отражательных печах на штейн
и шлак. При высоком содержании серы в рудной мелочи и концентратах
никельсодержащие материалы подвергаются предварительному обжигу

9] О
Часть пятая. Металлургия никеля
Таблица 374
Анализы медно-никелевых руд и концентратов (%)
Месторождение
Ni
Си
Fe
Si О.,
ALO,
СаО
Седбери, руда
Крейтон, ь
Фальконбридж, руда . .
Левак, руда
Гарсон, »
Коппер-Клифф,
концентраты
Кумужья Нарока: . . .
Нпттис:
Руда
от
до
концентраты:
от
ДО
Норильск, концентраты:
«Угольный ручей»:
от
до
Гора рудная . . .
Норильск II . . .
. о—о. о
5.62
2.54
2.8
2. 3
4.0
. 5—4.5
1.77
1.08
0.5
1.9
1.0
35—45
44 ..7
33.6
45.0
2У.1
51.57
55.20
54.0
10.55
17.76
28.40
29.30
25.27
18—26
27.5
20.7
23.7
17.2
27—29
28.0
37.84
36.40
3.90
4.15
9.47
21.42
22.44
18.51
24
12
10.1
22.4
13.5
26.8
1.64
42.48
45.40
17.15
30.00
17.95
20.52
3—8
6.85
6.1
4.8
9.0
0.19
5.29
6.87
1.52
5.57
5.57
5.98
2.0
1.2
1.9
2іЗ
3.4
2.43
2.61
6.65
11.?4
4.15
9.24
MgO
1—1.5
1.4
1.7
1.3
4.2
1.09
19.71
27.17
1.10
6.57
1.85
2.0b
в многоподовых печах с механическим перегребанием в целях повышения
содержания никеля в штейнах отражательной плавки.
В табл. 375 приведены составы продуктов флотации медно-никелевых
РУД·1
Таблица 375
Состав продуктов флотации (%)
Месторождение
Ni
α.85
3.18
0.065
2—3
1.5
7—11
0.2
Си
α.12
4.48
0.03
3.5—4.5
25—?0
4—6
0.1
Fe
17.4
39.0
10.1
38.25
46.8
37.1
19.7
S
7.6
28.2
0.3
19.8
32.2
25.5
4.?5
Si02
39.1
12.1
48.8
23.1
4.15
14.6
44.25
Фальконбридж:
Исходная руда . .
Концентраты....
Хвосты
Коппер-Клифф:
Исходная руда . .
Су-концентраты . .
Cu-Ni- концентраты
Хвосты
1 А. }Ц е й д л е р. Металлургия никеля, Металлургивдат, 1947.

Глава XII. Окислительный обжиг медно-никелевых сулъфчднѵх руд 911
Глава XII
ОКИСЛИТЕЛЬНЫЙ ОБЖИГ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ СУЛЬФИДНЫХ
РУД И КОНЦЕНТРАТОВ
Целью обжига является удаление части серы для получения при плавке
более богатых по содержанию меди и никеля штейнов. Если
обожженный материал в дальнейшем поступает на плавку в отражательную печь,
обжиг проводится в многоподовых печах с механическим перегребанием
и получением порошковидного продукта.
При последующей плавке обожженного материала в шахтной печв
обжиг проводится с одновременной агломерацией на спекательных
машинах.
§ 1. Химизм обжига медно-никелевых руд и концентратов
Сульфиды меди и железа содержатся в медно-никелевых сульфидных
материалах в виде пентландита (Ni, Fe)S2, халькопирита CuFeS2 и
пирротина Fe7S8. При нагревании без доступа воздуха минералы
диссоциируют с выделением элементарной серы.
Пентландит разлагается по уравнению
6 (Ni, Fe) S2 -» 2Ni3S2 + 6FeS + S2.
При диссоциации пентландита выделяется в элементарном виде х/6 ч&сть
серы минерала.
Пирротин при нагревании разлагается по уравнению
Fe7S8-»7FeS + S.
Диссоциация пирротина протекает при более высоких температурах,
чем пирита. Количество выделяющейся при термической диссоциации
пирротина элементарной серы составляет х/8 общей серы. Пирротин при
нагревании не декриптирует.
Вследствие высокой плотности пентландита и малой пористости
диссоциированных минералов окисление сульфидов протекает медленно и
требует высокой температуры.
Окисление образующихся в результате термической диссоциации
сульфидов никеля, меди и железа протекает по следующим реакциям:
Ni3S2 + 3.502 = 3NiO + 2SO,,
Cu2S + 1.502 = Cu20 + S02,
2FeS + 3.502 = Fe2b3 + 2S02.
§ 2. Окислительный обжиг медно-никелевых сульфидных концентратов
в многоподовых печах с механическим перегребанием
Для обжига никелевых сульфидных концентратов применяются
многоподовые печи с механическим перегребанием. Обжиговая печь
имеет 10 внутренних подов и одиннадцатый, открытый,
подсушивающий. Внешний диаметр печи 6.75 м; высота —9.65 м. Печь

912
Часть пятая. Металлургия никеля
футерована шамотовым кирпичом. Снаружи печь имеет тепловую
изоляцию из смеси алебастра и вермикулита слоем в 100 мм.
Перегребающие устройства отливаются из белого чугуна. Обжиговые печи
устанавливаются над отражательными печами. Над каждой
отражательной печью устанавливаются 6 обжиговых печей. На заводе Коппер-
Клифф имеется 7 отражательных и 42 обжиговых печи.
Шихта, состоящая из сульфидных концентратов, 20% кварцевого
песка и некоторого количества измельченных оборотных материалов,
при помощи транспортерных лент подается в приемные бункеры обжиговых
печей емкостью 100 τ каждый. Горячий огарок из обжиговых печей
поступает в промежуточные бункеры. На 6 обжиговых печей имеются 4
бункера общей емкостью 48 τ огарка. Бункеры футерованы шамотовым
кирпичом. Из бункеров огарок подается на два скребковых транспортера,
расположенных вдоль свода отражательных печей. По чугунным трубам,
пропущенным сквозь свод печи, горячая шихта загружается в печь.
Скребковые транспортеры заключены в герметические кожухи. Питание
отражательных печей ругулируется скоростью вращения центрального
вала обжиговых печей, которая может меняться от 24 до 80 оборотов
в 1 час. В соответствии с изменением скорости вращения центрального
вала производительность обжиговой печи колеблется от 150 до 275 τ шихты
в сутки.
Обжиговые печи работают без внешнего подогрева. Исходная шихта
содержит 23% серы. Количество серы в огарке колеблется от 12 до 14%.
Таким образом, степень десульфуризации при обжиге равняется,
примерно, 50%. Максимальная температура обжига 850°. Температура огарка
750°. Температура отходящих газов 565°.
§ 3. Агломерирующий обжиг медно-никелевых руд и концентратов
При плавке рудной мелочи и концентратов в шахтной печи их
подвергают предварительно спеканию на агломерационных машинах.
Агломерирующий обжиг пирротиновых медно-никелевых руд и
концентратов на спекательных машинах проводится без добавления в шихту
углеродистого топлива. При горении сульфидов выделяется
достаточное количество тепла, необходимое для спекания.
Углеродистое горючее расходуется лишь на зажигание шихты.
Вследствие трудной окисляемости пирротина и пентландита степень
десульфуризации при агломерирующем обжиге сульфидных медно-никелевых
материалов редко превышает 50%.
В табл. 376 приведены данные по спеканию медно-никелевых
сульфидных материалов на агломерационных ленточных машинах.х
Спеканию подвергались смеси из рудной мелочи, концентратов и ватер-
жакетной пыли.
Как видно из данных таблицы, удельная производительность спека-
тельной машины находится в прямой зависимости от отношения, между
концентратами и рудной мелочью в шихте и колеблется от 14 до 20 т/мг
поверхности решетки в 1 час. Серы в агломерате содержится от 10.5 до
13.5%. Расход жидкого топлива на зажигание составляет 1—1.4°/0' веса
шихты.
1 А. Ц е й д л е р. Металлургия йикеля. Металлургиздат, 1947.

Глава XIII. Плавка медно-никелешх руд и концентратов 9IS
Таблица 370
Технические показатели работы ленточных сііекатолыіых машин при агломграции
модно-никелевых сульфидных руд и концентратов
Показатели
Единица
измерения
Кппистон
Число машин
Размеры машин
Длина
Ширина
Площадь решетки ....
Суточная производительность
Серы до спекания
» в агломерате
Степень десульфуризации
Выход агломерата ....
Толщина слоя шихты ...
Расход нефти на зажигание
Производительность вентилятора
Состав шихты:
Рудная мелочь
Концентраты
Пыль ватержакета
Кварцевый, песок
Известняк
Коксик
т/м2 шихтыі
о/
/о
/о
/о
°/
/О
ММ
кг/г шихты
м'/мин.
/о
%
%
% ст руды
% » »
% » »
(і
10. Of
1.07
10.8
20.S
20
13.5
35
153
90.0
7.5.
2.5
10.06
1.07
10.8
14.5
20.4
12.4
41
96.8
153
1.0
70.2
17.8
6.0
Фальке нбридж
6
1
7.
15
19.
10.
49
1.3
400
66.0
27.0
7.0
5
5
10.Of.
1.07
10.8
26
14
50
89·
200
1.4
Глава XIII
ПЛАВКА МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ
Целью плавки является получение медно-никелевых штейнов. Плавка
медно-никелевых сульфидных руд и концентратов производится в
шахтных, отражательных и электрических печах.
Медно-никѳлевая сульфидная кусковая руда, а также
агломерированные мелочь и концентраты с относительно легкоплавкой пустой
породой плавятся в ватержакете с получением штейна и отвального
шлака по схеме лолупиритной плавки.
Рудная мелочь и концентраты от обогащения вкрапленных руд с
тугоплавкой пустой породой перерабатываются на штейн и шлак в
отражательной печи. Сильно магнезиальные медно-никелевые руды и
концентраты плавятся в электрических печах.
§ 1. Плавка медно-никелевой кусковой руды и агломерата
в шахтной печи
Плавка медно-никелевых сульфидных руд в ватержакетах во· многом
аналогична плавке медных пуд.
На плавку в ватержакетную печь поступают крупнокусковая
сортированная сульфидная руда, содержащая не менее 50% сульфидов, и
агломерированная рудная мелочь и концентраты. По газовому режиму и
расходу кокса плавка ведется по коксо-пиритному варианту «полупиритной»
плавки. Некоторым отличием является меньшая степень десульфуризации
58 Металлургия тяжелых цветных металлов

914
Часть пятая. Металлургия никеля
вследствие трудной окисляемости пирротина. Штейны в связи с этим
получаются с более высоким содержанием сульфида железа и, тем самым,
беднее никелем и медью. Расход кокса несколько выше, чем при плавке
пиритных руд, так как тепла при горении пирротина выделяется меньше.
При достаточно высоком содержании серы в шкхте возможно вести
процесс плавки по чисто пиритной схеме с более высокой степенью десуль-
фуризации.
Некоторые трудности возникают при плавке в ватержакете медно-
никелевой сульфидной руды с относительно высоким содержанием окиси
магния. Сульфидная часть пирротиновой руды плавится при температуре
около 800°, в то время как содер?кащаяся в ней магнезиальная пустая
порода требует для своего расплавления более высоких температур,
в пределах 1300—1450°. При плавке в ватержакете, по мере приближения
шихты к области фурм, сульфидная часть руды выплавляется.
Магнезиальная пустая порода в условиях ватержакетной плавки медленно ошла-
ковывается, и часть ее в неизменном состоянии доходит до горна печи.
Мелкие кусочки неошлакованной массы выносятся из печи выпускаемыми
жидкими продуктами. Более крупные куски, скапливаясь у выпускных
отверстий, забивают последние. Уровень жидких продуктов в горне
начинает подниматься; фурмы заливаются и замерзают, что нередко
влечет за собой остановку печи. Для избежания этого следует тщательно
сортировать руду от магнезиальной пустой породы до поступления ее
на плавку в ватержакет. Количество пустой породы в руде не должно
быть выше 7—8%.
Повышение количества проплавляемых в ватержакете вместе с рудой
конвертерных и оборотных шлаков способствует растворению тугоплавких
составляющих шихты. Следует также практиковать систематическое
прощупывание выпускного отверстия при помощи железного лома. Кроме
того, в горне печи предусматриваются 2—3 запасных выпускных
отверстия с несколько увеличенным сечением, что имеет важное значение в
случае возникновения перемычек из тугоплавкой массы внутри горна.
Состав шлаков при шахтной плавке медно-никелевых сульфйдных
руд определяется содержанием пустой породы в шихте. Как видно из
приведенных в табл. 377 анализов шлаков, содержание кремнекисло.ты
в них колеблется от 29 до 39%; менее кислые шлаки получаются при
Таблица 377
Составы шлаков шахтной плавки медно-никелевых руд (%)
Завод
Си
Ni
Fe
S
SiO,
ΑΙ,Ο,
CaO
Мончегорский Ι °£
Коппер-Клифф . . .
Конистон
Никепьтон
Фальконбридж . . .
0.17
0.25
0.48
.45—0.50
,17 I 0.22
20 0.27
24 ! 0.Р2
24—0.34
0.22
0.12
0.19
0.19
36.3
,-8.8
44.0
26.6
30.0
,-0.0
29.3
29.5
30.0
1.8
2.3
2.2
0.9
1.0
1.36
1.9
29.2
31.4
fl.O
32.0
Р4.78
35—38!
35.5
Г5.8
34.7
38.4
39.0
7.5
4.5
10.1
13.0
12-6
10.8
10.1
7.8
4.2
5.1
3.5
5.0
13.7
5.5
6.5
5.35
5.6
4.3
MgO
3.1
3.9
2.5
5.3
3.0
3.7
2.9

Глава XIII. Плавка медно-ник'елевых руд и концентратов 915
плавке сортированной руды. Содержание железа наиболее часто составляет
29—30%. Более высокое содержание железа связано с переплавкой
большого количества конвертерных шлаков. Извести в шлаках содержится
4.5—5.5%; глинозема 7.5—13.5%. Суммарное содержание металлов
в шлаках составляет 0.3—0.5%. Меди в отвальных шлаках, примерно,
в 1.5 раза меньше, чем никеля.
В табл. 378 приведена зависимость между содержанием металлов в
шлаке и концентрацией их в штейнах.
Таблица 378
Яавнси\іо?ть между содержанием металлов в шлаке и концентрацией
пх в штсішэ (·/(,)
Завод
Коппер-Клифф . . .
JiOHHCTOH
Фальконбридж
Содержание металлов (Cu+Ni)
в штейне
15—17
22
15—20
12
в шлаке
0.40—0.44
0.45—0.50
0.40—0.50
0.32
Применение для отделения штейна от шлака передних горнов
позволяет получать шлаки со сравнительно невысоким содержанием в них
меди и никеля.
Для хорошего отстаивания жидких продуктов плавки передние
отстойные горны должны иметь достаточные объемы.
В тябл. 379 приведены основные размеры отстойных горнов. Передние
горны делаются овальной формы, длиной 4.9 —5.4 м, при ширине 1.2 —1.4 м.
Таблица 379
Размеры отстойных горнов при недпо-никелевой шахтной плавке
Показатели
Размеры: внешние, м
внутренние, м . . . .
Полевный объем,· м3
На 100 τ шихты в сутки
приходиться полезного объема горна, м?
Фальконбридж
5.5 χΐ.58
4.84x1.12
20.6
5.7
Кониетон
В.Ιχΐ.53
5.4x1.2
32.2
6.5
1
Коппер-Клифф !
I
6.1-Х-1.68
5.2x1.38
29.0
5.3 !
і
На 100 τ проплавляемой в сутки шихты приходится около 6 м3
полезного объема горна.
В табл. 380 приведены технические показатели плавки медно-нике-
левых руд в шахтных печах. Ширина ватержакетов почти на всех
никелевых заводах составляет 1.27 м. Длина печей бывает от 3.05 до 7.8 м.
Общая площадь фурм составляет 4.3% площади сечения печи в области
фурм. Дутье подается под давлением 0.12—0.15 ат. Удельный проплав
колеблется в широких интервалах: от 68 до 133 τ в сутки шихты на 1 м2
сечения в области фурм при расходе кокса 9—10% веса последней.

916
Часть пятая. Металлургия никеля
Таблица S80
Технические показателя плавки медно-нпкелсвых руд в шахтных печах
Показатели
Размеры печи (в
области фурм):
длина
ширина
площадь
Число фурм
Диаметр Фурм . .
Площадь фурм от
площади печи в области
фурм ....
Дутье:
количество . . .
давление . . .
Суточный проплав в
печи:
шихты
РУДЫ .
Удельный проплав на
1 м* сечения в
области фурм в сутки:
шихты
руды . .
Расход кокса:
от веса шихты
or веса руды
Серы в шихте .
Десульфуризация
Состав шихты:
руды сырой . .
* обожжет) ой .
агломерата ....
конвертерного шлака
Извлечение никеля .
Извлечение меди . .
Единица

измерения
м
шт.
мм
о/
/О
м3/мин.
ат
τ
»
τ
»
о/
/о
%
%
/о
%
%
/о
о/
/о
/υ
/о
°/
/О
Фальконбридак
3.05
1.27
3.87
16
115
4.3
2?0
0.154
?60
240
93
62
R.5
12.75
15.2
50
65.7
3.3
3.0
4.57
1.27
5.S
125
450
0.15
635
470
110
81.5
9.0
12.2
—
47
27
3.0
23
93 I —
< г 1
4.57
1.27
5.8
125
—.
770
520
133
90
9.7
12.5
23.3
41.5
25.0
9.1
23.4
■—-
Кииистоа
0.1
1.27
7.75
32
115
4.3
560—710
0.15
500
400
64.5
56
9.0
11.2
60
48
32
4
16
—
6.1
1.27
7.75
—
0.12
6С0
89—97
9—10
—
—
—
Коппер-
Клифф
7.8
1.27
9.9
48
49^—730
0.12
400—550
320—440
61
49
9—10
11.2-12.5
14—15
60
40
40
20
—
Таблица 381
Баланс металлов лрн плавке медво-викелевых руд в тахтной печн (*/·)
Продукты
Пыль · ■ . .
Шлак
Ni
SO.5
1.5
8.0
Си
80.0
1.5
0.5
Со
59.0
1.0
40.0
Fe
30.0
1.0
69.0
S
48.0
1.0
51.0

Глава XIII. Плавка медно-никелевых руд и концентратов 9)7
Вследствие того, что количество проплавляемых в печи конвертерных
шлаков достигает 30% веса шихты, среднее содержание серы в последней
составляет около 15%. Степень десульфуризашш печи не превышает 60%.
В качестве флюсующей добавки применяется известняк в количестве
3—4% веса шихты.
Степень извлечения никеля и меди в штейн составляет 93—95%.
Степень сокращения при плавке колеблется в пределах 1.8—2.5.
В табл. 381 приведен примерный баланс металлов и серы при ватер-
жакетной плавке медно-никелевых. сульфидных руд.
§ 2. Плавка медно-никелевых руд и концентратов
в отражательных печах
Плавка медно-никелевых сульфидных руд и концентратов в
отражательных печах по технике оформления мало чем отличается от
аналогичной плавки чисто медных продуктов.
На никелевом заводе Коппер-Клифф (Канада) плавка
предварительно обожженных концентратов производится в отражательных
печах длиной 33 м и шириной 9.144 м. Стены печи выполнены из
динасового кирпича и лишь в области шпуровых отверстий выложены
магнезитом. На фундамент печи из литого шлака толщиной 2 м наварена
кварцевая подина толщиной 600 мм. Кварцевая набойка сделана также
по всей высоте боковых стен печи. Свод печи — подвесный, из
магнезитовых кирпичей, имеющий понурость на 1/3 длины у хвостовой части печи.
Свод набирается из блоков, составленных из двух магнезитовых кирпичей
в коробке из кровельного железа. Восстающий боров расположен под
углом 45° и набран из подвесных магнезитовых блоков.
Печи отапливаются пылеугольным топливом при помощи четырех
форсунок, расположенных в передней торцевой стенке печи. Расход
топлива составляет 11—12% веса шихты. Загрузка шихты производится
через два ряда отверстий в своде печи. Шихта в горячем состоянии
поступает непрерывно из обжиговых печей, расположенных над
отражательными печами. Суточная производительность печи составляет 1000—1200 τ
шихты, что соответствует удельному проплаву 4—4.5 τ пшхты на 1 м2
площади пода.
Штейн и шлак выпускаются периодически, причем стремятся держать
в печи возможно меньшее количество жидких продуктов. Установлено,
что при таком режиме имеют место минимальные потери металлов с
отвальными шлаками.
Выпуск шлака производится через шпуровое отверстие в торцевой
задней стене печи.
Отвозка жидкого шлака производится в ковшах емкостью 20 т.
Шпуровые отверстия для штейна расположены у газоотводного конца печи.
Конвертерный шлак заливается в печь через отверстия, расположенные
в торце головной части печи.
При плавке сырой сульфидной медно-нйкелевой руды, содержавшей
суммарно меди и никеля 7.5%, получаются штейны с 9—9.5% металлов.
Степень сокращения не превышает, таким образом, 1.2—1.25. Выход
штейна от веса загруженной руды составляет 75—80%, а шлака 50—60%.·
Средний химический состав шлаков (в %) приведен ниже:
Ni Cu Si02 FeO Al2Os CaO MgO S
0.2 0.08 36.0 51.5 6.0 1.25 1.6 1.55

918
Часть пятая. Металлургия никеля
Как видно из анализа содержание меди и никеля в отвальных
.шлаках не превышает 0.28%. Извлечение металлов в штейн составляет 95 —
96 %. Удельная производительность печи при плавке сырой шихты
достигала 3 τ на 1 м2 площади пода в сутки.
§ 3. Плавка медно-никелевых руд и концентратов
в электрических печах
Плавка медно-никелевых руд и концентратов с высоким содержанием
тугоплавких составляющих в отражательных печах требует большого
количества флюсующих добавок для получения достаточно жидкоплавких
шлаков. Плавку подобных материалов в электрических печах,
позволяющих развивать высокие температуры, возможно вести на
самоплавких шлаках или с минимальными добавками флюсов. В практике
никелевого производства электропечи находят применение для переработки
медно-никелевых материалов с высоким содержанием окиси магния. В
СССР электропечи установлены на заводах Северо-никель и Печенга-никель
По диаграмме MgO — FeO — Si02 (фиг. 349) относительно
легкоплавкие смеси имеются в весьма узкой области, прилегающей к стороне FeO —
— Si02. При содержании около 17% MgO температура плавления смеси
составляет 1400°. Шлак состава: 50% кремнекислоты, 25% окиси магния
и 22% закиси железа, делается жидкоплавким при температуре 1650°.
Химизм плавки медно-никелевых сульфидных материалов в
электрической печи мало отличается от аналогичной плавки на поду
отражательной печи. При погружении электродов в слой расплавленного шлака
последний перегревается и растворяет в себе твердую шихту,
находящуюся на его поверхности.
В конструктивном отношении электропечи · делаются овального или
круглого сечения. Печь завода Сулительма имеет форму эллипса. Внешние

Глава XIII. Плавка медно-никелевых руд и концентратов 9]9
размеры кожуха 11X 5 м. Высота от лещади до свода по оси печи составляет
3.1 м. Печь имеет три электрода диаметром 850 мм, расположенных в ряд.
Для выпуска штейна в торцевой стене печи имеются три летки,
расположенные на различной высоте с разностью отметок 5 см. Шлаковое
отверстие располагается в противоположной стене на 50 см выше
верхнего штейнового шпура. Загрузка печи производится через боковые
отверстия в своде. Для отвода газов и заливки конвертерного шлака служат
отверстия в своде по оси печи ближе к торцевым стенам.
Печь завода Утокумпу (Финляндия)—круглая, диаметром 10 м
и высотой 4 м с тремя расположенными треугольником электродами.
Диаметр электрода 140 мм. Для выпуска штейна имеются шесть леток,
из них четыре на высоте 26 см над подом и две на высоте 40 см. Два
шлаковых отверстия расположены на высоте 90 см над подом. Загрузка шихты
производится через пять отверстий по окружности печи.
Подина электрических печей выкладывается в форме обратного свода
из магнезитового кирпича или угольных блоков. Свод печи делается
из динаса. Стены печи с огневой стороны выкладываются из
высококачественного магнезитового кирпича. При боковой загрузке шихты
последняя располагается откосами вдоль стен, защищая их тем самым от
разъедания. Стены печи с наружной стороны охлаждаются при
помощи кессонов с циркулирующей в них водой.
Работа ведется на непрерывных набивных электродах при диаметре
их в пределах 700—900 мм. Для набивки служит электродная масса,
измельченная до размеров 100—150 мм. Уровень массы в железном
кожухе электрода держится на высоте 1.2—1.5 м от верхней кромки
электродержателя. Для устранения возможных обрывов электродов необходимо
обеспечить равномерное спекание массы при опускании вниз и
избегать резкого охлаждения в поясе электродержателя. Температура
охлаждающей зажимы электрододержателя воды составляет 40—50°.
Расход электроэнергии при плавке в электропечах зависит от плавкости
образующегося шлака и колеблется от 800 до 500 квт-чна 1 τ руды. Так,
при работе на шлаке с 25% MgO и 50% Si02 расход электроэнергии
составляет около 700 квт-ч на 1 τ проплавляемой руды.
Напряжение определяется электросопротивлением слоя шлака, в
который погружены электроды. При тугоплавкой шихте напряжение
достигает 200 в, опускаясь до 100—120 в при более легкоплавких рудах.
Слой шлака при плавке держится в пределах 600—700 мм. Слой штейна
составляет 350—400 мм.
Нормальная работа электропечи обеспечивается непрерывной
загрузкой и равномерным движением шихты внутри печи, а также непрерывным
выпуском продуктов плавки. Прибавление к руде 20—25% оборотных
и конвертерных шлаков выравнивает ход печи.
Удельный проплав в электропечи колеблется от 4 до 7 τ в зависимости
от плавкости шихты и составляет в среднем 5 τ руды на 1 м 2 пода в сутки
при шлаке, содержащем 25% окиси магния.
Содержание меди и никеля в отвальных шлаках составляет в среднем
0.3%. Для хорошего отстаивания шлака расстояние выпускного
отверстия от ближайшего электрода должно быть не менее 2 м.
Извлечение металлов при плавке в электропечах довольно высокое и
составляет 96—98% исходного содержания их в руде. Степень, сокращения
при плавке сырой руды не превышает 1.3—1.5. Предварительным обжигом
или подшихтовкой малосернистых материалов содержание металлов
в штейне может быть повышено.

920
Часть пятая. Металлургия никеля
Г л а в а XI Г
МЕДНО НИКЕЛЕВЫЕ ШТЕЙНЫ
Медно-никелевые штейны представляют сплавы сульфидов никеля,
меди и железа переменного состава, охватываемые четверной системой
1200
1100
Ю00
300
800
700
600
500
Ni —Cu —Fe—S.
113L·
725
/
ІЫ
В штейнах могут находиться в
растворенном виде металлы и кислород;
последний в форме магнетита.
Система Ni3S2 — Cu2S.
Сульфиды никеля и меди образуют
эвтектику с 90% Ni3S2 при температуре
плавления 725° (фиг. 350).
Система Ni2S — Cu2S.
Температура плавления Ni2S (эвтектики
Ni3S2 — Ni) составляет 660°.
Прибавление Cu2S понижает температуру
плавления Ni2S до образования
эвтектики с 7.5%Cu2SnpH температуре
575°. При дальнейшем прибавлении Cu2S температура плавления сплава
повышается (фиг. 351).
В табл. 382 приведены составы медно-никелевых штейнов шахтной
плавки, в табл. 383 — отражательной плавки.
О 10
Си?)
20 30 W SO SO 70 80.90
Вес. % NijSz -—
l\li332
Фиг. 350. Система Cu„S— Ni,S.,
Таблица 382
Штейны шахтной плавки (%)
Завод
Коппер-.Кдифф ....
Конистоя
Фальконбридж ....
Си
/ 9
\4.6—5.0
4
3.5
Ni
.4
11
7.2—7.8
9.4
8.2
Fe
45.5
4S
44
54.2
56.0
Й
. 26.5
25
25
24.7
24.0
Таблица Я83
Штейны отражательной плавки (%)
Завод Си
Коппер-Клифф
Ni
16.5
7 | 15
17—25
Fe
51.0
S
27.0

Глава XIV. Медно-никелевые штейны
921
С повышением содержания меди и никеля в штейне увеличивается
содержание этих металлов в шлаке. Особенно резко это начинает делаться
заметным при содержании этих
металлов в штейне выше 25%.
Поэтому на практике стремятся
работать со штейнами ниже 25%
(Си + Ni.)
В медно-никелевых штейнах
содержится почти всегда
некоторое количество кобальта и
платиновых металлов.
На фиг. 352 приведена
диаграмма состояния системы
кобальт — сера. В штейнах
кобальт находится в виде
сернистого соединения.
Переработка
медно-никелевых штейнов. При плавке
медно-никелевых руд или концен-
РС
t2Q
','00
ЮОО
900
800
700
600
500
чао.
1Ж
575
20 30 40 50 60 70 80 90
Вес.%Шг
351. Система Cu,S—Ni2S
MS
Ό 10
Cu2S
Фиг
Ni,S
Απ .:.ѵ.ч % Со
1500
1490
тратов получаются медно-никелевые штейны, состоящие из сульфидов
никеля, меди и железа в различных соотношениях. Последующее
удаление железа с получением медно-нике-
левого файнштейна. осуществляется
продувкой роштейнов воздухом в
конвертерах. Для отделения никеля от меди
в промышленной практике нашли
применение три способа переработки
медно-никелевых файнштейнов: Орфорда.
Хибинетта и Монда.
Способ Орфорда основан на
свойстве жидкого медно-никелевого
файнштейна расслаиваться в
присутствии сернистого натрия. В верхнем слое,
называемом «топом», концентрируется
около 90% меди; в нижнем слое,
называемом «боттомом>, остается до 95%
никеля.
Способ Хи б и н е τ τ а
заключается в избирательном
выщелачивании меди из обожженного
медно-никелевого файнштейна растворами серной
кислоты.
Способ Монда состоит из
операции образования летучего кар-
бонила никеля и последующего его
разложения на металлический никель
и окись углерода.
Из перечисленных методов
получения никеля из медно-никелевых
файнштейнов наибольшее распространение
получил способ Орфорда, по которому
получается более 90% мирового
производства металла. По способу Ор-
Фиг.
352. Диаграмма состояния
системы Со — S

922
ЧасЛгъ пятая. Металлургия никеля
форда получается весь канадский никель. По способу Хибинетта,
нашедшему применение в Норвегии, производится около 8%
никеля. По способу Монда перерабатывается в Англии никелевый штейн
(второй боттом), получаемый разделительной плавкой медно-никелевых
файнштейнов по способу Орфорда, являясь как бы дополнением к
последнему.
Глава XV
БЕССЕМЕРОВАНИЕ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ ШТЕЙНОВ
Медно-никелевые штейны содержат от 10 до 25% суммарно меди и
никеля в различных соотношениях, от Си : Ni = 1 до Си : Ni = 3. Штейны
шахтной плавки, где степень десульфуризации высока, содержат почти
в 1 Ѵг Раз& больше суммарно меди и никеля, чем штейны, получаемые
при плавке в отражательной или электрической печи.
Медно-никелевые штейны в отличие от чисто никелевых не содержат
ферро-никеля. В них имеется, подобно медным штейнам, некоторое
количество феррита железа (магнетит).
Бессемерование медно-никелевых штейнов ведется с получением лишь
φайнштейна. Медно-никелевый файнштейн отличается от медного
присутствием некоторого количества растворенных металлов. Получить
файнштейн, состоящий из одних сульфидов меди и никеля, аналогично
медному белому штейну не удается. При продувке белого штейна
получаемая металлическая медь образует отдельный слой. При
продувке же медно-никелевого файнштейна получается продукт с
высоким содержанием растворенных металлов. Среднее содержание меди и
никеля в файнштейнах составляет 80%, а серы 17—18%. При продувке
содержание металлов в файнштейне может быть доведено до 90% и выше.
Получается сплав меди и никеля с большим или меньшим содержанием
серы. По мере снижения содержания серы в файнштейне температура
плавления его повышается и жидкоплавкость уменьшается. Потери
металлов со шлаками увеличиваются. На практике стремятся получать
файнштейны с возможно высоким содержанием серы.
Отличительными особенностями процесса бессемерования
медно-никелевых роштейнов на файнштейн является усиленное шлакование
железа в начале процесса согласно реакциям:
2FeS + 302 + Si02 -> 2FeO -Si02 -f 2S02,
FeS + 3Fe304 + 5Si02 -> 5 (2FeO -Si02) + S02
и дополнительное окисление части серы файнштейна в конце процесса
с получением конечного продукта, обогащенного металлами.
Аппаратура для бессемерования медно-никелевых роштейнов и
техника выполнения аналогичны конвертированию медных штейнов.
Конвертеры применяются горизонтальные, с магнезитовой футеровкой.
В качестве флюсов при конвертировании используется как чистый
кварц, так и кварцевая никелевая руда. Последняя отличается от чистого
-кварца меньшим содержанием флюсующего ингредиента, что связано

Глава XV. Бессемерование медно-никелевых штейнов 923
с увеличением выхода конвертерного шлака и более холодным ходом
процесса бессемерования. Окисление остатков сернистого железа
проводится с добавкой чистого кварца. Зеленая окраска пламени, является
признаком окончания процесса продувки.
В конвертерные шлаки переходит до 80% кобальта. Наиболее высоким
содержанием кобальта отличаются шлаки, получаемые в конечной стадии
продувки. Конвертерные шлаки являются исходным сырьем для
получения кобальта. Для этой цели конвертерные шлаки переплавляются
в ватержакете с получением медно-никелевого роштейна, обогащенного
содержанием кобальта.
При отсутствии кобальтового цеха конвертерные шлаки в зависимости
от установленной аппаратуры либо заливаются в жидком виде обратно
в отражательные нечи или передние горны, либо в твердом виде
переплавляются со всей шихтой в ватержакетах рудной плавки.
В табл. 384 и 385 приведены составы продуктов бессемерования медно-
никелевых штейнов; файнштейнов и конвертерных шлаков.
В табл. 386 приведены основные технические показатели при
бессемеровании медно-никелевых роштейнов.
Таблица 384
Составы медно-никелевых файнштейнов (%)
Завод
Ni
Си
Fe
Со
SiOs
Фальконбридж
Коппер-Клифф
Ыикельтон
Конистон
Малосернистый файвштейн
жидкий
корки
58.0
56.0
50.0
54.0
53.0
52.7
,52-55
40—48
49.5
53.4
24.0
27.0
27.0
26.0
28.0
29.0
28—Г0
32—40
35.4
37.2
0.2
0.6
0.3
0.25
0.4
0.3
0.3—0.
16.0
22.0
20.0
18.0
17.5
17—20
18—20
15.1
8.0
0.38
0.5
Таблица 385
Составы конвертерных шлаков при бессемеровании медно-никелевых штейнов (%)
Завод
Си
Ni
Fe
45.8
—
45.4
52.0
51.8
49.2
S
2.5
1.4
—
3.2
3.0
Si02
24.0
20—25
32.1
16—20
16.0
16.0
21.4
A]2Oj
3.0
—
2.4
—
3.5
4.8
—
CaO
1.25
—
1.0
—
3.5
3.2
—
MgO
1.5
—
1.1
—
1.5
—
Коппер-Клифф
Конистон . . .
Никельтон . .
Фальконбридж
4.50
2-5
0.7 I 1.3
3—5
1.24
0.64
2.19
1.20

924
Часть пятая. Металлургия никеля
Таблица 38С.
Техниеекие показатели бессемерования медно-нпкелевых штейпов
Показатели
Число конвертерив
Размеры конвертеров . . .
Число фурм
Диаметр фурм ·
Площадь сечения Фурм · ■
Количество воздуха . , .
Количество воздуха на 1 см2
сечения фурмы
Расход флюса на 1 τ
файнштейна:
кварцевой руды ....
Содержится SiO» в флксах:
в кварцевой руде . . .
Длительность службы
футеровки ...
Расход магнезита на 1 τ
файнштейна . .
, Длительность операции . . .
Единица

измерения
шт.
м
шт.
мм
с.м-
м'/мин.
»
ат (изб.)
τ
»
%
%
мее.
кг
час.
Коппер-
Клифф
20
10.7x3.%
48
37
515
420
0.82
1.1
1.0
1.0
ГО
80
6—12
6
55—60
Фалькон-
бридж
2
6.05x3-96
26
37
279
220
0.79
0.9
3.85
2.5
22.2
—·
4—6
—
60
Никель-
тон
3
9.14x3.96
44
37
473
425
0.9
0.8
1.9
2.2
26.8
65.5
—
—
76
Кони стой
5
9.14x3.96
46
35
442
340
0.77
0.9
1.5
1.5
32
80
—
60—70
Степень извлечения никеля в файнштейн зависит от количества
получаемых при конвертировании шлаков и составляет около 85 % при
продувке штейнов ватержакетной плавки и 75% для штейнов отражательной
плавки.
Файнштейн из конвертеров сливается в ковши емкостью в 5 м3. Мз
ковша файнштейн разливается в изложницы размерами 2 X 2 м. После
охлаждения'файнштейна изложницы опрокидываются, плиты файнштейна
разбиваются на куски, которые доставляются к печам для
разделительной плавки.
Глава XVI
РАЗДЕЛИТЕЛЬНАЯ ПЛАВКА МЕДНО -НИКЕЛЕВЫХ ФАЙНШТЕЙНОВ
ПРИ ПОМОЩИ СЕРНИСТОГО НАТРИЯ
§ 1. Теоретические основы процесса
Сущность процесса заключается в том, что при сплавлении сульфидов
меди и никеля или медно-никелевого файнштейна с сернистым натрием
получаются два слоя: верхний, более легкий, состоящий из Cu2S, Na2S
и небольшого количества Ni3S2 (так называемый «топ>), и нижний, более
тяжелый, состоящий из Ni3S2 и некоторого количества Cu2S и Na2S (так
называемый «боттом»).
Двойные системы из сульфидов меди, никеля и натрия изучены
достаточно полно.

Глава XVI. Разделительная плавка медно-никелевыт ірі!чшітейиов itto
G и с т е м a Gu2S — Na2S (фиг. 353) образует химической соединение
Cii2S-Na2S, содержащее 50% Cu2S, с температурой ллаплсиия 700°, и две
лвтѳктики: Gu2S — Gu2S.Na2S, содержащую 59%, Cu2S, с температурой
отвердевания в 595° и Gu2S · Na2S — Na2S, содержащую 35% Gu2S,
с температурой отвердевания 505°.
Система Ni3S2 — Na2S образует в жидком виде при 740° два
слоя: верхний, с 80% Na2S и 20% Ni3S2, π нижний с 20%, Na2S и 80%,
iVi3S2. Эвтектика с 85% Ni3S2 плавится при 6-15°.
Фиг. 353. Система Cu.jS—Ni3S2—Na2S
Система Ni2S — Na2S образует в жидком виде при 780° два слоя:
верхний, с 90% Na2S и 10% Ni2S, и нижний, с 30% Na2S и 70% Ni2S.
Эвтектика с 80% Ni2S плавится при 615°.
Механизм процесса разделения медно-никелевого файнштейна на
отдельные сульфиды при помощи Na2S объясняется из рассмотрения тройной
диаграммы Gu2S- - Ni,St - Na2S, в которой М.Зайцев и Г.
Дамская экспериментально вывели бинодальную кривую, ограничивающую
область расслаивания, и установили направление каннод или линий,
соединяющих точки, соответствующие составам верхнего и нижнего
сплава (фиг. 353). Как видно из фигуры, канноды расходятся
веерообразно из угла Ni3S2 концентрационного треугольника Lu2b — Ш3Ь2-
—Na,S пересекая нижнюю и верхнюю ветви бинодальной кривой. Iочки
пересечения каннод с верхней ветвью бинодальной кривой соответствуют
составам верхнего сплава (топам), с нижней ветвью — составам нижнего
сплава (боттомам). Так как все смеси' топов (верхняя ветвь) с избыточным
количеством сернистого натрия находятся левее бинодальной кривой, т. е.

926
Часть пятая.. Металлургия никеля
вне пределов расслаивания данной системы, составы получаемых топов
являются предельными. Это означает, что при дополнительном вводе
Na2S сплав не расслаивается и сульфид никеля из топа выделяться в виде
обогащенного продукта не будет.
В то же время все смеси боттомов (нижняя ветвь) с избыточным
количеством Na2S лежат внутри области расслаивания. Это означает, что при
дополнительном вводе в сплав сернистого натрия боттомы будут вторично
расслаиваться. Новая каннода, проведенная через вершину Ni3S2 и точку,
соответствующую сплаву из первого боттома с дополнительным
количеством сернистого натрия, в свою очередь пересечет верхнюю (второй топ)
и нижнюю (второй боттом) ветви бпнодальной кривой. Таким образом
из первого боттома можно выделить в виде второго топа дополнительное
количество сульфида меди, тем самым обогащая второй боттом сульфидом
никеля.
При повторении этих операций можно асимптотически
приближаться к точке пересечения нижней ветви бинодальной кривой со
стороной треугольника Ni3S2 — Na2S, т. е. получить сплав, не содержащий
теоретически сульфида меди. На практике ограничиваются двумя
последовательными операциями. Конечными продуктами являются топ
.первой и боттом второй операции. Первый боттом и второй топ являются
промежуточными продуктами.
При расслаивании расплава сульфидов меди, никеля и натрия
количества образующихся топа и боттома обратно пропорциональны
отрезкам канноды, соединяющим точку исходного сплава с точками
пересечения на нижней (боттом) и верхней (топ) ветвях бинодальной
кривой.
На конфигурацию бинодальной кривой и полноту разделения при
отстаивании оказывает влияние содержание серы в расплаве. Недостаток
серы, когда часть металлов в расплаве не находится в виде сульфидов,
способствует разделению.
При недостатке серы система Gu2S — Na2S — Ni3S2 дает наибольшую
область расслаивания. Бинодальная кривая глубже заходит в углы
диаграммы и ближе подходит к сторонам Na2S —Cu2S и Ni3S2 —Cu2S.
Это означает, что при недостатке серы переработке успешно
подвергаются медно-никелевые файнштейны с небольшим содержанием никеля
(—2% Ni3S2) при малом расходе Na2S. При недостатке серы
образующиеся слои топа и боттома отделяются друг от друга легче, границы
расслаивания получаются более четкие. Отделение топа от боттома
происходит лучше и полнее.
Увеличение содержания серы в тройном сплаве несколько ухудшает
условия разделения топа и боттома. На практике, сплавление медно-
никелевого файнштейна с сульфидом натрия происходит в шахтной печи
при плавке с сульфатом или бисульфатом натрия в присутствии кокса.
В зависимости от исходного соединения натрия меняется содержание
серы в получаемом тройном сплаве. При плавке с бисульфатом натрия
количество серы увеличивается. Происходит дополнительная сульфи-
дизация металлических меди и никеля, имеющихся в штейнах.
Применение сульфата натрия связано с понижением содержания серы в тройном
сплаве.
Механизм сульфидизации расплава из сульфидов меди и никеля при
плавке медно-никелевого штейна в смеси с сульфатом или бисульфатом
натрия и углеродистым горючим вытекает из состава газовой фазы
процесса.
Бисульфат натрия при взаимодействии с раскаленным углеродом

Глава XVI. Разделительная плавка медно-никелевых файнштейнов 927
восстанавливается до Na2S с выделением сернистого газа, элементарной
серы или сероводорода по следующим реакциям:
2NaHS04 + 5С = Na2S + 5С0 + Н,0 + S02>
2NaHS04 + 7G = Na2S + 7C0 + H,0 + S,
2NaHS04+ 8C = Na2S + 8G0 + H2S.
Сернистый газ восстанавливается углеродом по реакции
so2 + c=s + co2.
Может происходить также реакция между сернистым газом и
сероводородом
S02 + 2H2S = 2H20 + 3S.
Таким образом, при избытке углерода восстановление бисульфата
натрия сопровождается выделением элементарной серы, которая
переводит свободные металлы файнштейнов в сульфиды. Этим объясняется
увеличение количества серы при плавке медно-никелевых файнштейнов
в смеси с бисульфатом натрия.
Несколько иные результаты получаются при плавке файнштейна в
смеси с сульфатом натрия. Последний восстанавливается углеродом пи
реакциям:
Na2S04 -f 4С = NatS + 4СО,
Na2S04 + 2С = Na2S + 2С02.
Возможна также реакция между сульфатом и сернистым натрием с
образованием S02 по уравнению
3Na2S04 + Na2S == 4Na20 + 4S02.
Хотя при последующей реакции восстановления сернистого газа
углеродом и образуется элементарная сера,· но в значительно меньшем
количестве, чем в случае восстановления· бисульфата натрия.
Так как степень десульфуризации при плавке с сульфатом натрия выше,
чем с бисульфатом, наблюдается обеднение расплава серой.
§ 2. Практика разделительной плавки медно-никелевых файнштейнов
(способ Орфорда)
Разделительная плавка по способу Орфорда проводится в шахтных
печах ватержакетного типа.
На заводе Коппер-Клифф разделительная плавка файнштейна
проводится в трех ватержакетных печах, причем одна из них работает на
первой разделительной плавке и две на второй. Ватержакеты имеют
следующие размеры: ширина 1132 мм, длина 5029 мм, высота 6960 мм. Кессоны
установлены в три ряда. Средние фурменные кессоны имеют по два
отверстия диаметром 125 мм, через которые подается воздух под давлением 0.1 ат.
В качестве футеровки применяется высокоглиноземистый шамотовый
кирпич, содержащий около 45% окиси алюминия и 42% кремнезема и
подвергнутый двойному обжигу. Такая футеровка выдерживает до 300 суток.
Применяющийся для этой цели магнезитовый кирпич разъедается через
60 дней, после чего печь останавливается на ремонт.
Вследствие образования в прѳцессе плавки вязкого шлака работа
ведется с продувом газов через выпускное отверстие. Для устранения вред-

928
Часть пятая. Металлургия никеля.
ного влияния газов на обслуживающий персонал лотка и часть жолоба
заключены в железный футерованный кожух, связанный с эксгаустером.
Ковши для отстаивания продуктов плавки делаются стальные или
чугунные. Изнутри ковши (так называемые «рюмки») покрываются слоем
из смеси магнезитового порошка, кокса и жидкого стекла толщиной 10 мм.
Ковши делаются высотой 1.5 м. Для удобства вываливания остывших
продуктов ковшам в нижней их части придают сферическую форму с
большим радиусом закругления, что придает им форму глубоких тарелок.
Такая форма ковшей позволяет получать болванку боттома сравнительно
плоской формы, легко поддающуюся разбивке.
Кокс
Фа'шштейн
Бисульфат натрия
Плавка в ватер-
ямі^ете
Жидкие* штейны
Продувка в ссчоьномц/
конвертере ' \
I
Бедый
шт^йн
Отстаивание
в котлах
- Си-топ (I)
Ni-бэттом (I)
Сj льфат І_
нат, ия |—
-> Плавка в Еатер- ■«-
-» жэкете
Получение
меди
Жидкие' штейны
Отстаивание
в котлах
Ni-боттом (II) Cu-τόπ (II)
Получе> ие гикеля
Фиг. 354. Технологическая схема разделения медно-никелевых файнштейнов
при помощи сернистого натрия
На фиг. 354 приведена технологическая схема разделительного
процесса по способу Орфорда. Как видно из технологической схемы,
процесс разделения медно-никелевых файнштейнов ведется в две стадии.

Глава XVI. Разделительная плавка медно-никелевыі фаіінштейнов 929
В первой стадии в плавку поступают файнштейн, бисульфат натрия
и кокс. Жидкие продукты плавки, состоящие из смеси сульфидов никеля,
меди и натрия, выпускаются из печи в стальные котлы. При отстаивании
получаются первый топ, в котором концентрируется основная масса
меди, и первый боттом, в котором содержится около 10% меди. Для
дополнительного удаления меди первый боттом· подвергается вторичной
переплавке в шахтной печи в смеси с бисульфатом и сульфатом натрия.
В результате вторичной переплавки получаются жидкие сплавы
сульфидов никеля, меди и натрия, которые также разливаются в ковши. При
охлаждении получаются два продукта: второй топ, в котором содержится
15—20% Ni и 10—15% Си, и второй боттом, содержащий 1—2% меди.
Второй топ является промежуточным продуктом и возвращается на первую
плавку. Второй боттом является конечным продуктом разделительного
процесса и направляется на переработку на никель.
Первый топ, в котором содержится значительное количество сульфида
натрия, поступает на бессемерование в основной конвертер. При
продувке воздухом сульфид натрия окисляется до сульфата. Последний
после остывания возвращается в шахтную Плавку.
Таким образом, при разделительной плавке конечными продуктами
являются первый медный топ и второй никелевый боттом. Второй медный
топ и первый никелевый боттом являются промежуточными продуктами,
оборачиваемыми в процессе.
Для нормального протекания разделительной плавки в обеих стадиях
процесса соотнсшения отдельных ингредиентов шихты, их физические
свойства, вес и состав колош, последовательность загрузки материалов
и другие, факторы должны строго регулироваться.
Температура в печи поддерживается в пределах 900—1000°.
Вытекающий непрерывао из печи расплав имеет вишнево-красный цвет. Плавка
ведется при холодном колошнике. Давление дутья поддерживается при
первой плавке в пределах 60—70 мм рт. ст., при второй — 40—50 мм
рт. ст.
Определенное влияние на.процесс оказывают шлаки, образующиеся
при разделительной плавке. Вследствие сравнительно низкой
температуры в лечи шлаки получаются густыми, вязкими. При значительном их
образовании возникают настыли в горне печи. При отстаивании жидких
расплавов шлаки собираются в верхнем слоа вместе с медным топом,
делая последний вязким. Отделение никелевого боттома из-за этого
ухудшается. Топ получается обогащенный никелем.
Шлаки образуются за счет золы кокса и окислов железа оборотного
сульфата натрия. Чтобы количество шлаков было минимальным, следует
применять малозольный кокс. Кроме того, зола кокса должна быть
легкоплавкой.
Количество образующихся при плавке шлаков находится в прямой
зависимости от содержания железа в файнштейне. При разделительной
плавке в процессе отстаивания до 90% железа файнштейна собирается
в медном топе. При бессемеровании топа в основном конвертере наряду
с сернистым натрием окисляется также сульфид железа. Вместе с
сульфатом натрия окислы железа возвращаются обратно в плавку,
увеличивая тем самым количество образующихся шлаков. Отсюда следует,
что при бессемеровании медно-никелевых штейнов необходимо
стремиться к наиболее полному окислению сульфида железа. При этом
необходимо учесть баланс серы при разделительной плавке. Так, при
оставлении 7% железа в файнштейне количество серы составляет 24%;
при 1.5% Fe —22.5% S; при 0.2% Fe - 14.5% S.

930
Часть пятая. Металлургия никел.ч
Следует отметить, что увеличенное количество железа в файнштейне
йе влияет на содержание его в боттоме. В последний как при первой,
так и при второй разделительных плавках, железо переходит в количэ»
етвах, не превышающих 15% исходного его содержания.
В табл. 387 приведено примерное распределение металлов при
разделительных плавках медно-никелевых файнштейнов.
Таблица 387
Распределение металлов ври разделительной плавке
Металл
Плавка I
боттом
Плавка Π
Никель
Медь . .
Кобальт
Железо
92
18
75
10
R
82
25
90
0 оттом
93
16
70
15
топ
7
84
30
85
Общъе извлечение никеля во второй боттом составляет в среднем 75%
исходного его количества в файнштейне. Значительная часть никеля
концентрируется в промежуточных продуктах.
Боттомы I плавки содержат 64—67% №. и 10—12% Си.
Боттомы II плавки содержат 71—72% Ni и 1—2% Си. Во втором топе,
который является обрротным, содержится 40—60% Na2S.
Количество никеля, теряемого с первым топом, зависит от содержания
меди в файнштейне. Чем выше содержание меди в последнем, тем больше
получается топа и тем значительнее потери никеля.
Основным фактором, определяющим высокое содержание никеля
во втором боттоме, является скорость охлаждения, в особенности в
интервале температур от 600 до 700°.
При емкости ковша 6 м3 длительность отстаивания составляет 36—40
часов.
Расход бисульфата натрия достигает 1 τ на 1 τ чернового никеля.
При первой разделительной плавке расход бисульфата составляет около
30% веса файнштейна.. На заводе Коппер-Клифф первая разделительная
плавка проводится исключительно за счет вводимого в шихту второго-
топа, количество которого составляет 45 % веса последней. При' второй
разделительной плавке в качестве реагента используется сульфат натрия,
получаемый в результате конвертирования первого топа. Расход сульфата
натрия составляет 30—35% веса загрузки. Бисульфат натрия в качестве
реагента применяется редко.
Кокса при первой плавке расходуется около 13% веса файнштейна;
при второй плавке —20—25% веса второго боттома.
Существующая практика отстаивания сульфидного сплава связана
с необходимостью в большой емкости ковшей и громоздкостью процесса.
Согласно диаграмме состояния системы Cu2S — Ni3S2 — Na2S, при
некоторых условиях ведения процесса возможно отделение топа от
боттома в жидком виде. Опыты, проведенные инж. В. Егуновым
по непрерывному отстаиванию боттома от топа в заводских условиях,
дали, подояштельные результаты. Отстаивание проводилось в переднем
горне.объемом 1 м3. Высота горна 1 м. За сутки через горн пропускалось
18 τ раоплава, выпускаемого из лечи с температурой 1100°. В файнштейне

Глава XVI. РаздедитеЛная плавка медно-никелевых файнштейпов
931
содержалось 31% никеля и 40% меди. В отстойном горне держались,
примерно, равные слон топа и боттома.При удельном весе боттома 5.5,
а топа 2.75 количество боттома в отстойном горне составляло 2.75 г
и топа 1.4 т. Всего расплава вмещалось в переднем горне 4.15 т. Таким
образом, в течение суток расплав в горне обновлялся 4.5 раза, причем1
топ обновляется в два раза быстрее, чем боттом. Топ выпускался
с температурой 900°, боттом —800°. При средней длительности
пребывания топа первой разделительной плавки в отстойном горне, равной
3.5 часа, содержание никеля в нем достигало 5%. В боттоме при
длительности пребывания его в горне, равной 7 час, содержание меди
достигало 8—10%. Во втором боттоме при длительности пребывания
в горне 13 час. содержание меди составляло 1.5%.
§ 3. Переработка продуктов разделительной плавки
В процессе разделительной плавки медно-никелевых файнщтейнов
с помощью сернистого натрия получаются два конечных продукта:
медный топ и никелевый боттом. Дальнейшая переработка этих
продуктов преследует цель получения черновых металлов.
а) Переработка медного топа. Медный топ состоит из сульфидов меди,
натрия, частично никеля, железа и кобальта. Ниже приведен примерный
состав медного топа (в %):
Си Ni Na Fe Co S Si02
40—45 5—4 13.5 5-2 0.3 22 1
Медный топ перерабатывается аналогично медным штейнам. Медный
топ заливается в конвертер и продувается воздухом. Бессемерование
проводится в две стадии. Целью первой стадии продувки является
регенерация сернокислого натрия. При продувке воздуха через
расплавленный топ в первую очередь окисляется сульфид натрия до сульфатного
состояния. Частично происходит также окисление сульфидов железа и
никеля.
Бессемерование ведется в основном донвертере размерами: 3.05 м
диаметром; 10.69 м длиной, с 48 фурмами диаметром 38 мм.
Благодаря экзотермической реакции окисления сульфида натрия в
конвертере устанавливается температура в пределах 900—1000°. Болеѳ
высокие температуры нежелательны, так как при этом усиливается
разъедание магнезитовой футеровки конвертера.
Продуктами первой стадии бессемерования медного топа являются
сульфат натрия, белый штейн и шлак. Последний получается в виде
кашеобразной массы. При сливе жидкого сульфата натрия шлаки частично остаются
на дне конвертера, частично сливаются вместе с жидким сульфатом.
В табл. 388 приведены примерные составы продуктов, получаемых
при бессемеровании медных топов в основном конвертере.
Таблица 388
Состав продуктов бессемерования топов (%)
Продукт
Ni
Си
Fe
Na
SiO.,
Выход
Белый штейн . .
Сульфат натрия
Шлак
7.5
7
67.5
0.75
7.5
1.2
25
0.6
31
5
20
22
3.5
55
25
20

932
Часть пятая. Металлургия никеля
Шлаки от продувки топов состоят из ферритов железа, меди и
никеля,, сцементированных силикатом натрия,
В табл. 389 приведен примерный баланс металлов первой стадии
бессемерования топа.
Таблица 389
Баланс металлов при бессемеровании топа (%)
Продукт
Переходит в белый штейн . . .
» сульфат натрия . . .
Μ
S.O
80
12
Си
90
1
5
4
Fe
5
1
92
2
Na
1
70
15
14
S
32
SO
3
35
Из данных таблицы 389 следует, что основная часть железа и никеля
переходит в шлак в первой стадии продувки. Количество остающихся в
■белом штейне железа и никеля может регулироваться продолжительностью
первого периода бессемерования. Сульфат натрия, получаемый при первой
стадии бессемерования является оборотным продуктом.
Белый штейн продувается на черновую медь в конвертере с набивной
футеровкой из огнеупорной глины. Конвертер диаметром 2450 мм и
длиной 4340 мм делается разъемным на две части в продольном направлении
для удобства набивки.
В результате второй стадии бессемерования получаются· черновая
медь и конвертерные шлаки. В черновой меди остается 0.8—1.6% никеля.
В шлаках содержится до 28% никеля и 20% меди. Черновая медь
поступает на электролиз. Шлаки возвращаются на первую разделительную
либо рудную плавку.
б) Получение никеля из боттома. Второй боттом, получаемый при
разделительной плавке медно-никелевых штейнов, состоит из сульфида
никеля и небольшого количества сульфидов меди, натрия, железа.
В конечном боттоме содержится 70—72% Щ, 20—23% S,-3—4% Си,
0.7% Fe и 2—3% Na2S. Технологическая схема извлечения никеля
из боттома сводится к следующим операциям: 1) водное выщелачивание
сульфидов натрия и железа; 2) обжиг продукта после выщелачивания;
3) восстановительная плавка огарка на черновой никель; 4)
электролитическое рафинирование чернового металла.
1. Выщелачивание сульфидов натрия и желе-
з а. Боттом дробится и измельчается до размеров частиц в 30 меш.
Измельченный материал загружается в железобетонные баки слоем
толщиной в 1.5 м. Выщелачивание производится водой, подкисленной 1—2%
серной кислоты, при температуре 75—85°. Выщелачивание
осуществляется методом перколяции. Весь цикл выщелачивания длится 8 дней:
шесть дней —горячей подкисленной водой и два дня—чистой водой.
Выгружаемый из перколяторов продукт содержит до 14% влаги.
2. Обжиг выщелоченного боттома ведется с
получением агломерата или порошковидного продукта. На заводе Порт-Кол-
ббрн боттом после выщелачивания подвергается сушке до содержания
4% влаги, после чего поступает на агломерацию. Для обжига
применяются спекательные машины с дливсой ленты 12 м, шириной 0.8 м и
скоростью движения паллет 1 м/мин при высоте слоя материала

Глава XVI. Разделиетлъная плавка медпо-никелевых фашмітейпов 933
200 —250 мм. Температура обжига 800 —850°. Шихта,
поступающая на агломерирующий обжигу состоит из боттома, оборотного
агломерата и 1 % коксика. Рассчитывается шихта так, чтобы содержание
серы в ней не превышало 7% во избежание преждевременного спекания
и оплавления материала'. Практически для этой цели приходится
возвращать в шихту до 2/3 агломерата. В шихте содержание влаги составляет
7—8%. Получаемый агломерат измельчается а сортируется по
крупности на три фракции: +11 мм, —11+4.5 мм, —4.5 мм. Верхний
отсев служит постелью. Нижний отсев смешивается со свежим боттомом и
возвращается обратно на агломерацию. Средняя фракция
направляется на восстановительную плавку. В части агломерата, направляемого
на восстановление, содержание серы не превышает 0.4%.
3. Восстановительная плавка агломер.ата.
Восстановительная плавка на заводе Порт-Колборн производится в
отражательных печах с нефтяным отоплением. Размеры печи — 7.5х 3.0м«
Печь футерована высокоглиноземистым кирпичом. Работает
печь.периодически. Процесс восстановления длится двое суток. В качестве
восстановителя служит нефтяной кокс в количестве 12% веса агломерата.
Температура в печи поддерживается в пределах 1850—1900°. За одну операцию
выдается 160—180 τ чернового никеля. Шлака при этом получается около
10 т. Расход нефти составляет 40—45% веса выплавляемого металла.
Жидкий металл отливается в аноды размерами: 0.914 X 0*686 χ 0.036 м·
Для разлива применяется карусельная машина.с 40 чугунными
изложницами. При разливе промежуточный ковш подогревается нефтяными
форсунками.
Отлитые аноды имеют следующий состав: 95— 97% никеля, 2—3%меди,
0.7% железа, 0.5% серы.
Достоинством схемы завода Порт-Колборн является малый унос пыли
как при обжиге боттома, так и при последующей восстановительной плавке
агломерата. В связи с этим потери металла незначительны. Однако
трудности по получению агломерата с содержанием серы ниже 0.4%
являются недостатком процесса. Двухстадийный обжиг измельченного
боттома после выщелачивания из него сернистого натрия, аналогично
процессу, применяемому, для никелевых файнштейнов (см. главу IX),
позволяет получить черновой металл с низким содержанием серы.
При обжиге порошковидного продукта в многоподовых печах
при температуре 800—850° на нижних подах получается огарок с
содержанием серы в пределах 5%. Для поддержания
необходимой температуры обжиговые печи оборудуются выносными топками.
Расход топлива при первой стадии обжига достигает 10% веса бот-
тема.
Огарок после первого обжига доизмельчается до 100 меш и
подвергается вторичному обжигу во вращающейся барабанной печи, в сильно
окислительной атмосфере. Температура в печи падает от 1350° в головной
части до 800° в хвосте. Расход топлива составляет 40?/σ веса огарка.
В конечном продукте после двойного обжига остается около 0.05 % серы,
что обеспечивает получение малосернистого анодного металла при
восстановительной плавке закиси никеля.
Способ ведения процесса й аппаратурное оформление при плавке
обожженных боттома и никелевого файнштейна идентичны; (см. п. 2,
§ 2 главы IX).

9S*
Чолтъ пятая. Металлургия никеля
Глава XVII
ПЕРЕРАБОТКА МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ ФАЙНШТЕЙНОВ
ГИДРОЭЛЕКТРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИМ СПОСОБОМ
Разделительной плавкой по способу Орфорда выгодно
перерабатывать файнштейны, в которых отношение меди к никелю менее единицы.
При большем содержании меди в файнштейнѳ количество получаемых
топов при отстаивании возрастает, причем тем больше, чем выше
отношение меди к никелю. Так как в топах остается некоторое количество
никеля, извлечение последнего в боттомы будет тем меньше, чем больше
получается топов. В связи с этим для переработки медно-никелевых файн-
штейнов с высоким содержанием меди находит применение гидрометал-
етургический способ, основанный на избирательном выщелачивании меди
аз обожженного файнштейна.
Сущность гидрометаллургического процесса заключается в
следующем. Если обжечь медно-никелевый файнштейн и огарок обрабатывать
раствором серной кислоты, имеет место (до определенного содержания
меди в огарке) избирательное выщелачивание меди в раствор. Кек,
получаемый после выщелачивания, подвергается восстановительной плавке
в электропечах. Сплав отливается в аноды и подвергается электролизу
в ваннах с диафрагмами. На катодах осаждается чистый никель.
Электролит после очистки его от меди и железа возвращается обратно в
процесс.
На фиг. 355 приведена технологическая схема разделения медно-
никелевых файнштейнов по гидрометаллургическому способу.
Медно-никелевый файнштейн измельчается до размеров минус 200
меш я обжигается в многоподовых печах с механическим перегребанием.
Обжиг ведется в одну стадию. Максимальная температура обжига 800°.
Огарок пропускается через сито е отверстиями 20 меш.
Верхний продукт направляется на доизмельчение, а нижний отсев
поступает на выщелачивание в чаны пачука диаметром '3.05 м и высотой
7.63 м. Раствором служит отработанный электролит, состав которого
приведен в табл. 390.
Τ а б гг я π а 390
Состав отработанного электролита, поступающего на выщелачивание
Компоненты
т
HaS04
Единица
измерения
• г/л
»
»
Христиан-
занд
20
60
Дешевс
20—30
80—100
50—70
В процессе выщелачивания в раствор переходит в первую очередь
медь. Интенсивное растворение имеет место до тех пор, пока медь остается,
примерно, в количестве, равном */з содержания никеля.
Продолжительность агитации в чанах пачука составляет 12 час. Для
воспрепятствования растворению благородных металлов к пульпе в процессе
выщелачивания прибавляется цементный порошок меди.

Ж'лава XVII. Гидрометаллургическач переработка медно-никелевых файниітейное 935
Медно-ни велев ы.1
фаинштейн
Измельчение
до—200 меш
Обжиг в
многоподовой печи
Выщелачивание
меди сернокислым
раствором
(отработанным
электролитом)
Фильтрация-
Ψ
Раствор Кек-

Электролитическое осаждение
меди
Антрацит
Анодный^,
скрап
\
Иззесть
I
Плавка в электропечи
Аноды
Кислый раствор Катодвая
сернокислого
никеля
Раствор -*-У парка ->\
серной
кис поты
медь
Электролиз с
растворимыми
анодами
Шлак
На
переплавку
-*■ Анодный
скрап
| Анолит
Ка"толит \'
Очистка
от меди
Никелевый Очистка
купорос от
железа
Катодный
никель
Шлам
Фкг. 355. Схема гидроэлептрометаллургического способа переработка медно-
никелевых файнштейнов

936
Часть пятая. Металлургия никеля
В табл. 391 приведен состав растворов, получаемых при выщелачивании
огарка.
Таблица 3?1
Состав растворов
Компоненты
Си
Ni . ·.
H.,S04 '
Единица
измерения
г/л
»
»
Христиая-
аанд
50—55
25—40
Дсшснс
40—60
80—100
40—50
Растворение меди при выщелачивании происходит лишь в том
случае, если содержание ее в файнштейне после обжига превышает 19%. При
меньшем содержании меди в обожженном материале растворение
практически не имеет места.
Понижением температуры обжига до 600—700° и повышением
исходной концентрации серной кислоты в отработанном электролите возможно
увеличить степень извлечения меди в раствор при выщелачивании.
Однако при этом усиливается также переход никеля в раствор.
Полученный раствор подвергается электролизу с нерастворимыми
анодами из сплава свинца с сурьмой. При напряжении 2.25 в и
плотности тока 140 а/м2 медь осаждается на катоде. Электролитическое
осаждение меди ведут до содержания ее в растворе, не превышающего 0.2%
Си, не считаясь с качеством получаемого катодного осадка.
Остающийся кислый раствор сернокислого никеля выпаривается.
При этом выпадают кристаллы никелевого купороса. Сернокислый
раствор возвращается обратно в процесс на выщелачивание свежей
порции обожженного файнштейна.
Остаток от выщелачивания, содержащий 55—65% Ni и 15—20% Си,
в основном в виде окислов никеля· и меди, поступает на
восстановительную плавку в электропечь в смеси с антрацитом, анодным скрапом
и,известью. Электропечь трехфазная. Электроды располагаются в один ряд.
Загрузка шихты — боковая. Печь работает комбинированно: как
дуговая и сопротивления.
Металл и шлак выпускаются периодически. Шлак выпускается
таким образом, что часть: его всегда остается в печи. Шлак содержит
10% Щ, 5% Fe, 3.5% Си, 40-45% Si02. Металл содержит 0.2-0.3%
Fe, <1% S и около 18% Си.
Металл отливается в аноды в открытые чугунные изложницы.
Неровная пузыристая поверхность анода является признаком малого содержания
в нем железа. При большом содержании железа поверхность анода
получается ровной.
В табл. 392 приведены основные показатели работы электропечей
для переплавки кеков, получаемых после выщелачивания обожженных
медно-никелевых файнштейнов.
Отлитый в аноды, медно-никелевый сплав подвергается
электролитическому рафинированию в ваннах с диафрагмами. Подробно о процессах
электролитического рафинирования никеля см. главу XVIII.
Если медно-никелевый файнштейн не содержит благородных металлов,
он может быть частично использован на изготовление мюнель-мѳталла.
Последний представляет собой сплав меди с никелем, содержащий 28% Си

Глава XVII. Гидрометаллургическая переработка медно-никелевых файнштейнов 937
Таблица 392
Характеристика электропечей для восстановительной плавки медпо-никелевыг
продуктов
Показатели
Единица
измерения
Мощность печи
Напряжение
Диаметр электродов . ."
Тип электродов
Расстояние между-электродами . . . .
Нагрузка на электрод
Суточный проплав кека
Суточная выплавка металла
Расход электроэнергии па 1 τ никеля .
Расход электродов на 1 τ сухого кека
КВТ
в
мм
мм
а
τ
»
квт-ч
кг
Христиан-
занд
600
40—60
550

Непрерывные
Дешепс
1000
50—80
350
600
14 000
40
25—30
1440
6
и 67% Ni. Промышленное получение монель-металла осуществляется
на заводе Хаунтингтон (Вест-Вирджиния, США). Измельченный файн-
щтейн обжигается до содержания 0.005% серы. Полученный огарок
смешивается с 16% древесного угля и плавится в алектропечи. При плавке
вводятся дополнительно необходимые количества металлов. Температура
плавления монель-металла 1370°.
Глава XVIII
ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ РАФИНИРОВАНИЕ НИКЕЛЯ
§ 1. Особенности электролиза никеля
Черновой металл, получаемый в результате переработки
медно-никелевых файнштейнов, представляет соэой сплав никеля с медью,
железом и кобальтом. В табл. 393 приведены составы чернового никеля.
Состав чернового никеля (°/0)
Таблица 393
Компоненты
От
До
Ni
93.1
95.6
Си
2.1
2.6
Со
0.3
0.9
Fe,
1.3
2.5
S
0.1
0.3
с
0.04
0.6
Si
0:1
0.6
Прочие
0.1
0.4
В черновом никеле содержатся также благородные металлы я
платиноиды.
Для получения никеля высокой чистоты черновой металл подвергается,
электролизу. Электролитическое рафинирование чернового никеля,
содержащего примеси меди, железа и кобальта, проводится в ваннах с
фильтрующими диафрагмами.

938
Часть пятая. Металлургия никеля
Применение диафрагм диктуется тем обстоятельством, что при
анодном растворении вместе с никелем переходят в электролит также медь,
железо и кобальт. При электролизе в отсутствии диафрагм на катоде
будет в первую очередь выделяться медь, затем водород, кобальт и
Последним никель. Для получения чистого никеля требуется свободный
от примесей раствор. Это достигается отделением катодного пространства
от анодного при помощи матерчатых диафрагм.
Католитом в этом случае служит чистый раствор сернокислого никеля,
который непрерывно подается в катодное пространство. Вследствие
разности уровней между католитом и анолитом в катодной ячейке создается
гидростатический напор, благодаря которому электролит циркулирует
через,диафрагму из катодного в анодное, пространство. Скорость
фильтрации католита через диафрагмы должна быть больше скорости
электролитического перемещения ионов меди, железа и кобальта от анода к
катоду. Этим обеспечивается получение чистого катодного осадка
никеля.
Электролит из анодного пространства, обогащенный содержанием
меди, никеля, железа и кобальта, непрерывно отводится из ванны и
направляется на очистку от примесей. Освобожденный от примесей раствор
иодается обратно в катодные ячейки в качестве католита.
Таким образом, при электролизе с применением фильтрующих
диафрагм, непрерывной циркуляцией электролита из катодного в анодное
пространство и систематической очисткой раствора от примесей создаются
условия для получения чистого никелевого осадка на катоде.
На фиг. 356 приведена технологическая схема электролитического
рафинирования никеля.
§ 2. Анодный процесс
При электролизе в ваннах с диафрагмами, когда проникновение
примесей из анодного пространства в катодное не должно иметь места,
процессы на аноде протекают фактически независимо от процессов
на катоде.
При электролизе никель анода переходит в раствор. Наряду с
никелем анодно растворяются также железо и кобальт, нормальные
потенциалы которых электроотрицательны и близки к потенциалу
никеля.
Переход в электролит меди, нормальный потенциал которой
электроположителен, объясняется тем обстоятельством, что никель с медью
образуют непрерывный ряд твердых растворов. В результате анодного
растворения кристаллитов оба металла Переходят в раствор в виде
сернокислых соединений. При вторичной- реакции взаимодействия
металлического никеля с растворенной сернокислой медью происходит цементация
последней и ее выпадение в шлам.
Количество получаемого при электролитическом рафинировании
никеля анодного шлама колеблется в довольно широких пределах: от 2 до
12% веса металла. Основную массу шлама составляет никель в
порошковидном состоянии, образующийся на поверхности анода. При вторичной
реакции между никелем и растворенной медью последняя выделяется
в виде цементного металла. В связи с этим при электролизе богатых
содержанием меди никелевых) сплавов количество никеля в шламе
уменьшаете».
Никель в анодном пгааме присутствует преимущественно в виде от_
дельных частиц, отделившихся от анода, а так же карбида я закисн никеля"

ΙΌαββ, XVIfl. Электролитическое рафинирование никеля 939
Аноды
Катоды
Электролитная ванна
Анолыт
Загрязненный
аноявт
Цементная
медь
Очистка от меди
никелевым
порошком
Фильтрация
Обезмежеяный
раствор
U f— (-
— Католит
Анодный
скрап
^раг
В
переплавку
Аноды
Катодный
никель
Анодный
шлам
Извлечение
благородных
металлов
Очистка от
железа (и кобальта)
при помощи
гидрата окиси никеля
Гидрат окиси
желева
(и кобальта)
Фильтрация
Осветленный
чистый раствор
Фиг. S56. Схема процесса электролитического рафинирования никеля

S40
Часть пятая. Металлургия никеля
Аноды с высоким содержанием углерода обусловливают повышенное
шламообразование в процессе электролиза. Ниже приведены химические
•составы анодного шлама (%):
Ni Cu Fe Co S Si С IГрочпе
от .... 87.4 3.G 2-0 0.6 0.3. 0.3 1.2 0.2
ДО .... 56.6 19.& 2.2 0.4 2.5 4.7 1.0 1.4
Крупность частиц шлама составляет 25—55% до 100 меш и 75—45%
больше 100 меш.
При анодном растворении никеля часто наблюдается явление
пассивации поверхности металла. Пассивированные участки ведут себя как
нерастворимые аноды. На них начинает выделяться кислород.
Использование тока на аноде падает и в некоторых случаях может стать равным
нулю. Пассивация анодов приводит к уменьшению концентрации металла
в электролите; кислотность анолита повышается; качество катодного
осадка ухудшается.·
Явление пассивации никелевых анодов объясняется образованием на
их поверхности пленки гидрата окиси никеля.
Повышение температуры (больше 50°) и прибавление к электролиту
2—3% хлора в виде хлоридов натрия или никеля своеобствует
деполяризации анодов и устраняет явление пассивации.
§ 3. Катодный процесс
Нормальный потенциал никеля по отношению к водороду равен
0.26 в. Осаждение никеля при электролизе· сопровождается значительной
катодной поляризацией. Потенциал осаждения, никеля из растворой
достигает 0.6—0.8 в.
Вследствие малых значений величины сверхнапряжения водорода
на металлическом никеле, для предупреждения выделения газа на катод©
и обеспечения высокого катодного использования тока электролиз ведется
с применением слабокислых растворов. Оптимальная концентрация
водородных ионов при электролизе никеля (рН) лежит в интервале 5—6,
При указанной концентрации водородных ионов никель может быть
выделен из раствора с выходом по току, близким к 100%. Понижение рН
католита связано с уменьшением выхода по току. При рН более 6, когда
концентрация водородных ионов близка к величине, соответствующей
нейтральному раствору, наряду с металлом на катоде происходит разряд
ионов водорода. Раствор становится щелочным, и начинается выпадение
гидрата закиси никеля. Это явление делается заметным при рН=6.5,
в особенности в непосредственной близости к поверхности катода.
Таким образом, для нормального хода электролиза необходимо
поддерживать определенную кислотность католита. На практике для
стабилизации кислотности в пределах рН=5—6 в электролит вводят
буферные добавки, чаще всего борную кислоту Н3В03. Действие борной
кислоты наиболее сильно выражено при значении рН, соответствующем
выпадению гидрата закиси никеля.
Являясь слабой кислотой, Н3В03, даже при значительных добавках
к электролиту, в небольшой степени повышает концентрацию
водородных ионов. Прибавление борной кислоты способствует повышению
выхода ло току на катоде. Если в отсутствие борной кислоты выход по току
не превышает 60%,, то при наличии 20 г/л Н3В03. в электролите катод-
вый выход по току достигает 96% и выше.

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование никеля 941
Присутствие в электролите борной кислоты улучшает качество
катодного осадка. Катодный никель получается менее хрупким и теряет склон-
лость к растрескиванию и самопроизвольному расслаиванию.
Кристаллическое строение металла делается более четким. При наличии борной
кислоты в электролите количество водорода в катодном никеле снижается.
Если в отсутствие борной кислоты содержание водорода в никеле
составляет 0.15%, то при 20 г/л Н3В03 количество водорода не превышает 0.03%.
Вместо борной кислоты практикуется также добавка сульфата аммония
в количестве до 20 г/л, либо смеси обоих реагентов в отношении —
сульфат аммония : борная кислота = 2:1.
Для получения металлического осадка высокого качества
содержание меди и железа в католите должно быть минимальным. Так, при
содержании меди в католите', равном 5 мг/л, никелевый осадок содержит
менее 0.04% Сц, а при 25 мг/л —0.25% Си. При содержании 50 мг/л
меди в католите осадок никеля получается в порошковидном состоянии,
окрашенным в черный цвет.
Зависимость качества катодного осадка никеля от содержания
железа в католите показана ниже:
Железо в католите мг/л 15 30 40
Железо в осадке ... % 0.04 0.2 0.3—0.5
При концентрации кобальта в католите, равной 90 мг/л, получается
■катодный осадок никеля с 0.3% Со.
В католите не должно быть органических веществ. Присутствие
последних вызывает растрескивание и шелушение катодного осадка.
На практике раствор, поступающий в катодное пространство,
содержит 30—45 г/л никеля, 15—20 г/л борной кислоты, 80—120 г/л сульфата
натрия, 0.5—2.0 г/л хлора в виде хлоридов натрия и никеля. Сульфат
натрия прибавляется к электролиту для уменьшения
электросопротивления раствора.
Раствор с 40 г/л никеля и 40 г/л сульфата натрия при 60° имеет
удельное сопротивление, равное 12 ом·см. Увеличение количества сульфата
натрия до 90 г/л снижает удельное сопротивление до 8 ом-см. Раствор,
поступающий в катодные ячейки, предварительно подкисляется до рН =
= 3.6. При соблюдении необходимых условий катодный никель
получается хорошего качества с высоким выходом по току.
В табл. 394 приведен средний химический состав катодного металла.
Таблица 394
Состав катодного никеля (%)
Ni I Co
99.8
0.03
Си
<0.05
Fe
0.05
С
0.02
S
Нет
Si
Нет
§ 4. Практика электролиза
Ванна. Электролитическое рафинирование никеля ведется в
железобетонных ваннах. Размеры ванны: длина до 7.4 м; ширина
0-85 м; глубина до 1.56 м. Толщина бетонных стенок делается в 125 —
150 мм. Ванны изнутри футеруются слоем горного асфальта толщиной

І942
ЧасШ пятая. Металлургия никеля
25 мм с температурой размягчения 110°, либо метлахскими длиткамш
на кислотоупорном цементе.
Диафрагмы. В качестве диафрагм служат деревянные рамы,
обтянутые прочной льняной или хлопчатобумажной материей.
Палаточный брезент и бельтинг, пропитанный жидким стеклом или раствором
углекислого натрия, отвечает требованиям, предъявляемым к
фильтрующим диафрагмам.
Диафрагменныіі материал должен обладать достаточной механической
прочностью и выдерживать напор в 30—50 мм вод. ст., создаваемый
разностью уровней католита и анолпта. Для предупреждения
вспучивания диафрагменные коробки снаружи спабжаются специальными
планками.
Время от времени диафрагменные мешки вынимаются из ванны и
промываются раствором серной кислоты для удаления осевших в них
основных сернокислых солей.
Аноды. Никелевые аноды отливаются размерами 900X 700 мм,
толщиной 25 мм. Вес анода достигает 200 кг. Аноды подвешиваются на
болтах при помощи ушков из полосового железа или стальных омедненных
крючков. Аноды должны отличаться однородностью состава и
структуры.
Растворение анода в процессе электролиза идет достаточно равномерно..
Количество анодного скрапа не превышает 20% веса анода. Состав
анодного скрапа близок к составу исходного анода. В электролитную ванну
загружаются одновременно 32 анода.
Катоды. В качестве катодов служат никелевые листы толщиной
до 1.5 мм. Катодные листы получаются электроосаждением никеля не
железных или алюминиевых матрицах в течение 1—2 суток. Более
толстые листы менее подвержены короблению. Листы подвешиваются к
штангам при помощи ушков шириной 50 мм. В электролитной ванне
одновременно помещается 31 катод.
Срок наращивания катодов 12—13 суток. Толщина катодного осадка
16 мм. Средний вес катодного осадка составляет около 45 кг.
Выгруженные катоды промываются в 10%-ном растворе серной кислоты,
нагретом до 60°, затем горячей водой.
При длительном электролизе на краях катода образуются дендриты
никеля, которые в некоторых случаях доходят до диафрагменной ткани,
врастая в последнюю. Чтобы устранить концентрацию силовых линий пі>
краям катода, устанавливаются деревянные экраны.
Плотность тока при электролизе никеля колеблется от 100/
до 300 а/м2. Чем выше плотность тока, тем более мелкозернистым
получается катодный осадок и тем более возрастает его хрупкость. При
содержании никеля в 40 г/л плотность тока составляет 100—150 а/м2. При
плотности тока выше 200 а/м2 концентрация никеля в католите должна,
быть не ниже 50—60 г/л.
Η апряжение. Среднее напряжение на ванне составляет 2.4 в.
По мере растворения анода напряжение на ваннѳ возрастает.
Повышение напряжения происходит за счет увеличения анодной поляризации іг
вследствие образования на аноде поверхностной пленки шлама.
Напряжение в конце анодного цикла достигает 2.6—2.8 в. Из общей величины
напряжения 35—42% приходится на потенциал катода, 10—16% —на
потенциал анода и 36—39% —на падение напряжения в' электролите
и диафрагме.
Кислотность. Оптимальная кислотность католита рН =*
= 5.0—5.5. В процессе электролиза кислотность понижается. Для'поддер-

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование никеля !МЗ
жания кислотности на необходимом уровне раствор перед поступле*
наем в катодное пространство подкисляется до рН = 3.5.
Температура. Оптимальной температурой электролита
является 55—65°. При температуре ниже 45° катодные осадки получаются
хрупкими, легко ломающимися.. При повышении температуры осадка
делаются более мягкими. Вредное действие примесей при этом несколько
нарализуется. Уменьшается также катодная поляризация никеля.
Нагрев электролита происходит за счет выделения джоулева тепла.
Циркуляция электролита. Скорость циркуляции
электролита устанавливается до 25 л/ч на 1 м3 площади катода,
что соответствует, примерно, 16 л в 1 мин.
Выход по току на катоде составляет 90% и выше. Падение
выхода по току происходит вследствие дефектов в изоляции, прорастания
диафрагменного полотна и присутствия в электролите вредных
органических примесей.
Расход энергии составляет в среднем 3600 квт-ч на 1 τ
катодного никеля.
В табл. 395 приведены технические показатели электролиза никеля.
§ 5. Очистка отработанного электролита (анолнта) от примесей
При электролитическом рафинировании никеля в анолит переходит
медь, железо, кобальт, никель. При анодном растворении чернового
никеля, получаемого из боттомов от разделительной плавки, отработанный
электролит (анолит) имеет, примерно, следующий состав: меди от 1 до 1.5 г/л;
железа от 1 до 1.5 г/л; кобальта 30—75 мг/л. Для удаления примесей
растворы подвергаются специальной очистке.
Очистка электролита отмеди.· Удаление, меди из
раствора производится цементацией при помощи активированного
никелевого порошка. Последний получается при прокаливании
обожженного никелевого файнштейна (закиси никеля) в смеси с древесным углем
в количестве 40% веса закиси при температуре 750° в течение 4—5 час.
На завода Порт-Колборн активированный никелевый порошок
получается восстановлением закиси никеля водяным газом при температуре
400° в 40-подовой редукционной печи. Закись никеля загружается на
верхний под и движется сверху вниз. Водяной газ подается на нижний
под ja движется снизу вверх. Перегребание материала осуществляется
при помощи гребков от вращающегося центрального вала. Печь состоит
из 20 чугунных цилиндрических секций. Каждая секция имеет два
пода и отопительную камеру.
Цементация меди производится агитацией раствора при 80°.
Количество порошка, расходуемого на одну весовую часть меди, зависит от
исходной концентрации последней в растворе. При содержании 150 мг/л
меди прибавляется 3.5-кратное количество никелевого порошка.
Концентрация водородных ионов при цементации меди рН = 4. Содержание
меди в очищенном растворе после цементации может быть доведено
до 2 мг/л.
Очистка электролита от железа. Удаление железа
из раствора осуществляется гидролитическим путем. Железо в
электролите находится в закисной форме. При аэрации раствора в присутствии
добавок карбоната или гидрата закиси никеля железо гидролизует и
выпадает в осадок. Для доведения содержания железа в растворе до 5 —10 мг/л
длительность аэрации должна составлять не менее 4—5 час. при 1.5-
кратном расходе никеля в виде карбоната по отношению к железу в рас-

$44
Частйъ пятая. Металлургия никеля
Таблица 305
Технические показатели электролитического рафинирования пикеля
Показателя
Единица
измерения
Порт-
Колборн
Христиан-
занд
6 700
750
1100
125
32
915
610
135
31
30
915
610
4.5
45
30
10
208
20
—
55
~15
S5—10
3.0
4 200
Дешепс
7400
800
1400
—
900
600
__-
36
—
ί00
600
—
14
35
10
-—
40—50
15
0.002
50
10
90—115
3.0
3 500
85—90
Ванна
Длина
Ширина
Глубина
Толщина бетонных стенок . . . .
Толщина футеровки
Анод
Глубина погружения
Ширина
Толщина '. . .
ι ее
Число анодов в ваннѳ
Время пребывания в ванне . . . .
Катод
Длина (в растворе)
Ширина
Вес матрицы
ι ее готового катода
Число катодов в ванне
Время пребывания в ванне . . . .
Расстояние между двумя катодами
Электролит
Состав католита:
никеля
борной кислоты
меди и железа
Концентрация водородных ионов . '.
Температура
Скорость фильтрации через
диафрагму
Скорость подачи католита
Энергетика
Плотность тюка
Напряжение на ванне :
Ампераж на ванну
Выход по току
мм
»
кг
шт.
сутки
мм
»
кг
»
шт.
сутки
мм
г/л
»
рн
°с
д/ч
»
а/м2
в
а
%
5600
860
1550
150
38
900
700
25
200
31
14
900
750
5
60
30
14
170
40
10
<0.005
4.8—5.2
57
15
20
127
2.5
4 800
94
творе. Температура раствора держится при гидролизе в пределах 70°.
При рН, равном 4.8, весьма активным реагентом является черный гидрат
никеля, представляющий смесь гидратов закиси и окиси никеля. При
расходе черного гидрата в количестве 1.1-кратном против теории,
содержание железа в растворе может быть доведено до 2—5 мг/л.
Цементация меди и гидролитическое осаждение железа могут
протекать одновременно ,при аэрации раствора в присутствии никелевого
порошка. При этом протекают следующие реакции;
12FeS04 + 6Н20 + 302 = 4Fe2 (S04)s + 4Fe (OH)a,
4Fe8 (SCg3 + 4Cu = 4CuS04 + 8FeS04.

Глава XVIII. Электролитическое рафинирование никеля 945
Как видно из приведенных реакций, гидролизом осаждается Ѵ8 железа.
Остальные 2/3 окисляются до сульфата окиси, который обратно
восстанавливается до закиси цементной медью, выпавшей до этого в осадок.
Перешедшая в раствор медь снова цементируется никелевым порошком,
а закись железа частично окисляется до окиси, частично гидролизует.
Очистка электролита от кобальта. Удаление
кобальта из раствора производится осаждением черным гидратом никеля.
Температура раствора 60°. Расход никеля в виде 65% черного гидрата
составляет 5-^6 эквивалентов на 1 эквивалент кобальта. Осаждение
кобальта происходит главным образом за счет гидрата окиси никеля.
Кобальт можно осадить гидролизом вместе с железом. При очистке
раствора, содержавшего 30—35 г/л никеля, 15—20 г/л борной кислоты,
150 мг/л железа и 100 мг/л кобальта, получился осадок с 1.5% Со, 10% Ш,
4% Fe. Расход черного гидрата составлял 4—5-кратный против
теоретически необходимого на сумму железа и кобальта. Действием черного
гидрата можно осадить фракционно железо и кобальт. При прибавлении
к раствору 1.1 эквивалента гидрата никеля по отношению к железу, при
рН=4—5, в течение первых 15-мин. выпадает почти все железо.
Дополнительная добавка гидрата в количестве 4 эквивалентов по отношению к
кобальту и аэрация в течение 2—3 час. осаждает нацело кобальт.
Удаление органических веществ. Органические
вещества попадают в раствор преимущественно из деревянных деталей
аппаратуры и ткани диафрагм и фильтрпрессов. Предварительная
обработка дерева раствором едкого натрия с последующей промывкой
раствором серной кислоты уменьшает количество органических веществ,
переходящих в раствор. Удаление органических веществ производится
при помощи окислителей или адсорбентов. В качестве окислителей
применяются гипохлорит натрия, хлорная вода, черный гидрат никеля.
В качестве адсорбента служит активированный уголь.
В табл. 396 показано изменение кислотности растворов в процессе
электролиза.
Таблица ЗСб
Изменение кислотности электролита
Раствор
Поступающий в катодное пространство . . .
Отработанный анолит
После очистки от меди
После очистки от желева
После очистки от кобальта
рН H2SOt (г/л)
3.5
5—5.5
4
4—4.5
4.5
4.5—5
0.S
0.4—0.5
0.6
0.55—0.δ
0.55
0.5—0.55
Для очистки электролита применяются чаны-пачуки емкостью до
60 м3. Чаны делаются из железных сварных листов. Изнутри выклады
вается слой футеровки из асфальта и метлахских плиток на
кислотоупорном цементе. Для этой же цели применяются деревянные баки диаметром
Зм и высотой 3 ι 6м, Для отделения твердого осадка от раствора
находят применение фильтрпрессы из чугунных рам и деревянных плит.
Деревянные детали после изготовления выщелачиваются 10%-ным
раствором каустической соды при температуре 80° в течение 24 час. После
обработки щелочью детали промываются водой и 5%-ным раствором
серной кислоты при температуре 20° в течение 24 час. В качестве материала
для деревянной аппаратуры служит сосна.
60 Металлургия тяжелых цветных металлов

946
Часть пятая. Металлургия никеля
Г .ι α ν а XIX
ПЕРЕРАБОТКА МЕДНО-НЖКЕЛЕВЫХ ФАЙНШТЕИНОВ И BOTTOMOR
КАРБОНИЛЬНЫМ СПОСОБОМ
Сущность карбонильного способ а состоит в том, что при действии окиси
углерода на свежевосстановленный губчатый никель образуется тетра-
карбонил металла по обратішой реакции: Ni + 4GO^Ni(CO)4. Карбонил
никеля плавится при минус 25°; кипит при 45°.
«.'При температуре 50—80° реакция идет слева направо. При 180—200°
карбонил никеля разлагается на окись углерода и металлический никель.
В пределах температур активного протекания реакции между никелем
и окисью углерода последняя на железо и кобальт действует в
незначительной степени.
Пентакарбонил железа Fe(CO)5 образуется при температурах 120—
200°. Карбонплы кобальта Со(СО)4 и Со(СО)3 образуются только под
давлением.
Такіш образом, воздействуя чистой окисью углерода на
металлический никель при температурах выше 45°, можно получить химически
чистый газообразный карбонил, который при повышении температуры
(~200~) будет снова разлагаться на окпсь углерода и металлический
никель.
В первое время карбонильный способ применялся для переработки
медно-никелевых файиштейнов. В современной практике карбонильный
способ получения никеля применяется в Клапдахе (Южный Уэльс,
Англия), где перерабатывается второй боттом, получаемый на заводе
Когіпер-Клнфф (Канада).
Боттом измельчается до 97% минус 60 меш, промывается горячей
водой для удаления Na2S и обжигается в одноподовых печах с
вращающимся подом. Продукт пропускается последовательно через две печи.
Материал загружается через отверстие в центре свода. Гребки из хромо-
никелевой стали неподвижно прикреплены к своду. Материал
перегребается при вращении пода от центра к периферии.
В табл. 397 приведены технические показатели обжига боттома и
размеры печи.
Таблица Я'.;7
Технические показатели обжига боттома
На именование
Диаметр пода
Площадь пода
Скорость вращения пода ...
Производительность печи по штейну . .
Содержание серы до обжига ... *
» » после обжига . .
Производительность печи по сере
Единица
измерения
м
м2
об/мин.
т/сутки
%
%
кг/м3
°с
Стадия обжша [
1
S
50
0.65
24
23
10
62
650
11
10 '
78.5
24
10
1
27 5
750—800
Обожженный материал пропускается через 21-подовые
восстановительные башни, снабженные центральным вращающимся валом с
гребками. Диаметр башни 1815 мм.

Глава XIX. Переработка медно-никелевых. файнштейнов карОонилъным способом 947
Восстановление закиси никеля производится генераторным или
водяным газом. Материал и восстановительные газы двигаются в башне
параллельно сверху вниз. Давление в башпе устанавливается в 100 мм
вод. ст. Температура на всех подах поддерживается в пределах 350—
400°. Восстановление никеля осуществляется по реакции
NiO + H,-^Ni + H20.
Частично закись никеля восстанавливается также окисью углерода
по реакции
NiO 4-СО-» Ni + С02.
Газы после восстановительной башни охлаждаются. Пары воды
конденсируются. Газы, содержащие СО, направляются в реакционные башни
для образования карбонила. Реакционные башни по конструкции
аналогичны башням для восстановления. Температура в реакционных
башнях поддерживается в пределах 80°. Ввиду экзотермичности реакции
Ni + 4CO->Ni(CO)4 башни необходимо охлаждать, чтобы температура
не поднималась выше 80°. В реакционных башнях материал и газы
двигаются в противоположных направлениях. Газы подаются снизу, а
твердый материал двигается сверху. Образующийся тетракарбонил никеля
выводится сверху и направляется в декомпозиционные башни.
Последние составляются из чугунных сосудов, имеющих форму' усеченных
конусов. Каяедая башня состоит из шести таких сосудов, установленных
один над другим. Сосуды имеют следующие размеры: высота 788 мм;
верхний диаметр 686 мм; нижний диаметр 534 мм. Башня заполняется
никелевой дробью. При помощи ковшевого элеватора, расположенного
вне башни, дробь забирается внизу и подается обратно наверх. Таким
образом, дробь находится все время в движении. Температура в деком-
нозерах поддерживается в пределах 180—200°.
При разложении карбонила никель отлагается на поверхности дроби.
Непрерывное движение и пересыпание дроби препятствуют ее
склеиванию в сплошной монолит. Часть дроби периодически выводится из
процесса и просеивается через сито с отверстиями в 10 мм. Дробь крупнее
10 мм отбирается, а мелкие дробинки возвращаются обратно в аппарат.
Газы, содеря^ащие тетракарбонил никеля, подаются в аппарат через
центральную трубу, снабженную отверстиями. Пройдя сквозь дробь,
газы отводятся через кольцевые трубы, расположенные у стыков двух
смежных сосудов. Газы, обогащенные окисью углерода, из башен
разложения направляются в реакционные башни.
Время пребывания материала в каждой, восстановительной башне —
5 час, в реакционной—16 час. Общая длительность процесса—10.5 суток.
Большая длительность и многоступенчатость процесса объясняются
пассивацией поверхности восстановленного губчатого никеля и
медленностью протекания реакции образования карбонила.
Газы, поступающие в башни разложения, содержат около 2%
карбонила. В остатках после извлечения никеля остаются медь, кобальт,
железо) драгоценные металлы. В металлическом никеле содержится 0.09% Си.
На фиг. 357 приведена технологическая схема переработки вторых
боттомов карбонильным способом.
На фиг. 358 показаны башни для отдельных операций
карбонильного процесса.
На фиг. 359 приведена схема цепи аппаратов карбонильного
способа получения никеля (способ Монда).

Часть пятая. Металлургия никеля
Горячая вода
- Окись ^_
углерода
Второй боттом
Размол до 97%
мішѵс 60 чет
Φ Φ
Выщелачивание
I
Φ
Кеі;
I
Φ
I—обжиг при
650°
II—обжиг при
800е
Обожженный
продукт
Ψ Φ
Восстановление
водяным газом
при температуре
350—400"
Восстановленный
продукт
Получение
карбонила при 50—80°
Карбонил никеля
} I I I
-Разложение
карбонила
Металлический
никель
Твердый
остаток
Извлечение
-=► драгоценных
металлов
Раствор NaaS
τ,*
Гааы
I
Котрель
I I
φ φ
Пыль Газы
Φ
Первый твердый остаток
Φ Φ
II — восстановление
Η,
Φ Φ
II—получение карбонила
никеля
-СО
Второй твердый остаток
Φ Φ
III — восстановление
Η,
-СО
Φ Φ
<- III — воздействие СО
Φ
Третий твердый остаток
Ψ ' Φ Иг
IV — восстановление ■ „
Φ Φ С0
IV — получение карбонила
никеля под давлением
20 ат
Фиг. 357. Схема переработки медно-никелевых файнштейнов или боттомов
карбонильным способом

Глава-XIX. Переработка медно-никелевых файнштейнов карбонильным способом 949
а б
Фиг. 358. Башни для получения никеля карбонильным способом
α — башня реакционная;, б — башня декомпозиционная.
QH Щ Щ
Фиг. 359. Схема цепи аппаратов карбонильного способа получения никеля

9§0
Часть пятая. Металлургия никем
Заслуживает внимания осуществление карбонильного метода
получения никеля с использованием высоких давлений. При действии окиси
углерода на медно-никелевый файнштейн при 200 ат в течение 2—3
дней получается смесь жидких карбонилов никеля, железа и кобальта.
При последующем понижении давления фракционной дестилляцией
получаются карбонил никеля и карбонил железа. Кобальтрвый кар-
боннл получается в виде твердой смеси, содержащей 5% окиси
углерода. В остатке содержитсянолусернпстая медь и благородные металлы.
Г .ι а в а- XX
ПЕРЕРАБОТКА МЫШЬЯКОВЫХ НИКЕЛЕВЫХ РУД И ШIIЕИЗ
Извлечение никеля (и кобальта) из мышьяковых руд и шпейз основано
на большем сродстве никеля (и кобальта) к мышьяку по сравнению с
железом. С другой стороны, железо легче окисляется кислородом воздуха,
чем кобальт и никель. Основываясь на этих свойствах металлов, возможно
после окисления железа ошлаковать его при помощи кремнекислоты,
с концентрацией никеля и кобальта в виде сплава ареенидов металлов
или шпейзы. Окислительный обжиг и плавка шпейзы повторяются 2—3
раза до максимально возможного удаления железа в шлак и
концентрации кобальта и никеля в конечной шпейзе.
На практике переработка мышьяковых никелевых руд состоит из трех
последовательных операций:
1) плавки руды на сырую шпейзу;
2) концентрационной плавки на рафинированную шпейзу;
3) извлечения никеля из рафинированной шпейзы.
§ 1. Плавка руды на сырую шпейзу
Руда с высоким содержанием мышьяка перед плавкой подвергается
предварительному обжигу. Обжиг ведется с таким расчетом, чтобы на
Два атома никеля оставалось не менее одного атома мышьяка во
избежание ошлакования никеля при последующей плавке. При наличии
меди в обожженной руде должно оставаться достаточное количество серы
для образования штейна. При отсутствии меди удаление серы при
обжиге должно быть полное. Обожженный материал состоит из
ареенидов, арсенатов, оксидов, сульфидов и сульфатов различных металлов.
Плавка ведется в шахтной печи в восстановительной среде в
присутствии кварца для ошлакования железа. Состав шлака соответствует
моносиликату. Содержание железа в шлаке не должно быть ниже 30%.
При таком составе шлака последний увлекает мало ареенидов никеля и
кобальта. Чтобы ошлакованиѳ никеля было наименьшим, шлаки не должны
быть очень кислыми.
При плавке высшие окислы железа восстанавливаются до закиси
и переходят в силикаты закиси. Арсенаты переходят в арсениды. Часть
окиси никеля реагирует с арсенидом железа, образуя арсенид никеля.
Восстановленный до металла никель растворяется в сплаве ареенидов
(шпейзе). Медь при высоком «е содержании в руде и наличии серы в
достаточном количестве в шихте переводится, в штейн. При невысоком
содержании меди или серы медь частично переходит в шпейзу, частично
в шлак.

Глава XX. Переработка мышьяковых никелевых руд и шпейі 951
§ 2. Концентрационная плавка на рафинированную шпеіізу
При концентрационной плавке преследуется цель перевести
дополнительное количество железа в шлак и тем самым увеличить содержание
никеля (и кобальта) в шпейзе. Для этого сырая шпейза подвергается
окислительному обжигу и повторной плавке в восстановительной среде
в смеси с кварцем. Окислы и арсенаты никеля реагируют с арсенидом
железа с образованием арсенидов никеля и закиси железа.
Операции окислительного обжига и последующей восстановительной
плавки огарка повторяются несколько раз до тех пор, пока содержание
никеля (и кобальта) в шпейзе не станет достаточно высоким.
В табл. 398 приведены примерные анализы шпенз, получаемых при
плавке (в %).
Таблица 308
Материал
Руда
Сырая шпейза ....
I концентрированная
II концентрированная
Анализы пшейзы (%)
хт· 1 !
Ni Co Си
I. 1
5.0 | О.·1 —
20.7
31.9
50.0
1.6
1.9
1.5
Fe
44.3
26.4
S.0
As
21.3
36.3
38.0
S
10.2
Я.1
1.5
§ 3. Извлечение никеля (и кобальта) из рафинированной шпейзы
Рафинированная шпейза обжигается намертво. При обжиге шпейзы
арсенид никеля окисляется с образованием окиси и арсената.
Получаемые окислы никеля восстанавливаются до металла. При прибавлении
углерода арсенат никеля восстанавливается до арсенида. При
продолжающемся обжиге арсенид никеля переводится в окислы. Остаток
мышьяка удаляется при помощи карбоната или нитрата натрия, образующих
легко выщелачиваемые арсенаты натрия.
Восстановление никеля из его окислов происходит при нагревании
в смеси с углем. Кобальт, железо, медь и другие металлы, которые
содержатся в обожженном продукте, при этом также восстанавливаются и
переходят в металлический никель.

ЧАСТЬ ШЕСТАЯ
ОБЩИЕ ВОПРОСЫ

Ι1 .ι α β a J
ПЕРЕРАБОТКА ШЛАКОВ
§ 1. Основные положения
При металлургическом переделе полиметаллических руд ц
концентратов получаются значительные количества отходов производства в виде
шлаков, раймовок и кѳков, в которых содержание цинка, свинца, меди,
золота и серебра достаточно для обеспечения рентабельности их
дальнейшей переработки с целью дополнительного извлечения остаточных
металлов.
Ввиду сложности и разнообразия химического и рационального
состава подобных продуктов переработка их одним каким-либо
стандартным способом затруднительна. К каждому виду отходов производства
необходим индивидуальный подход с учетом их физических и химических
свойств. Тем не менее, в металлургии наметилось определенное
направление по переработке подобных материалов. Используя относительно
высокую упругость паров и летучесть окислов и частично сульфидов
цинка и свинца при высоких температурах, имеется возможность при
определенных условиях ведения процесса отогнать цинк и свинец из
обрабатываемого материала. Летучие возгоны собираются в специальных
пылеуловителях. Полученная пыль представляет собой обогащенный
цинком и свинцом продукт, дальнейшая переработка которого с
извлечением из него металлов значительно облегчается.
Пирометаллургическая переработка полиметаллических отходов
металлургического производства основана на том, что при нагревании их
в смеси с твердым углеродистым топливом протекают следующие реакции
восстановления:
РЬО+С = РЬЧ-СО,
ZnO -г С = Zn + СО,
PbO -Si02 + С = РЬ -f Si02 -j- СО,
2ZnO -Si02 + 2С = 2Zn + Si02 + 2CO,
PbO · Fe203 -f- т С = Pb -j- Fe дО, + ro CO,
ZnO ■ FejOs + m С = Zn + ¥ъхОу -f m CO.
Металлические цинк и свинец в момент своего восстановления дестил-
лируют и снова окисляются за счет кислорода воздуха и углекислоты,
которые имеются в газах. Окись углерода при этом сгѳрает в углекислоту.
Протекает общая реакция
Me + СО -f 02 = МеО - СО.,.

956
Часть шестая. Общие вопросы
Получаемые свободные окислы свинца и цинка уносятся током
газов. Так как процессы протекают в интервале температур от 900
до 1300°, а летучесть свинца и цинка и их окисей при этих
температурах довольно высокая, мы имеем практически полное удаление этих
металлов из перерабатываемого материала в виде летучих возгонов,
главным образом оксидов.
Упругости пара окислов ΖηΟ π РЬО при высоких температурах
приводятся в табл. 399.
Таблица 399
Упругость пара окислов цинка и свинца (мм рт. ст.)
1
Температура, "С soo
ΖηΟ I —
РЬО j O.US
900
1000
0.90 H.7
i 200 1300
—
1.5
1400
3.0
Улавливаемые в мешечных фильтрах и котрелях летучие возгоны
металлов представляют оксидный концентрат.
Для переработки указанным способом полиметаллических
сульфидных руд или коллективных концентратов исходные материалы должны
предварительно подвергаться окислительному обжигу с переводом
сульфидов в кислородные соединения.
гво т soo ш шао пт ішіо woo то гоао то woo °c
Фиг. 360. Диаграмма кривых упругостей паров металлов
Если на гшрометаллургическую переработку поступают продукты,
содержащие некоторое количество сульфидов свинца и цинка, то
последние могут разлагаться твердым углеродом или соединениями железа.
Кроме того, летучесть самих сульфидов способствует извлечению свинца
и цинка из руды в виде возгонов.
На фиг. 360 приведены кривые упругостей паров металлов. На фиг.
361 приведены кривые упругостей паров сульфидов и окислов металлов.
Пары сульфидов могут окисляться в токе отходящих газов до окислов
или сульфатов.
Таким образом, основные реакции сводятся к следующим:
МеО + С = Me + СО,
Ме + 0 = МеО,
СО + 0=С02,
с + о, = со„.

Глава I. Переработка шлаков
957
В зависимости от способа ведения процесса реакции
восстановления и окисления могут более или менее совпадать во времени и
пространстве.
В тепловом отношении в конечном результате протекает
экзотермическая реакция окисления углерода в углекислоту.
Практическое разрешение процесс переработки полиметаллических
отходов нашел в ряде способов различного аппаратурного и технического
оформления.
Во всех способах летучие металлы в виде окислов уносятся
током газов, а пустая порода либо шлакуется и получается в жидком
виде, либо до конца остается в сыпучем виде.
Для того чтобы процесс восстановления и вторичного окисления
свинца и цинка дошел до конца, необходимо:
1) обеспечить тесный контакт между материалом и восстановителем
для получения металлов из их соединений;
2) создать окислительную атмосферу, чтобы обратно перевести
металлы в окислы;
Фиг. 361. Диаграмма кривых упругостей паров сульфидов и
окислов металлов
3) нагреть шихту до требуемой процессом температуры.
Ниже нами будут разобраны следующие способы переработки
окисленных руд и отходов производства: продувка с агломерацией, вельц-
процѳсс, шахтная плавка, продувка жидких шлаков угольной пылью
(фьюмингование).
§ 2. Продувка с агломерацией
Продувка с агломерацией заключается в том, что на решетку, на
которую предварительно насыпается раскаленный уголь, забрасывается
слой шихты в смеси с углем. При продувке воздуха снизу через решетку
цинк восстанавливается, дестиллирует и, тут же, снова окисляясь
кислородом и углекислотой, переходит в окись, которая уносится током
газов. Шихта при этом частично агломерируется, оставаясь все время
пористой и газопроницаемой. По окончании выделения цинка слегка
спекшиеся остатки выгружаются, и решетка засыпается свежей порцией
шихты. Процесс — периодический. Операция длится 7—8 час. Загрузка
состоит из 800—1000 кг шихты и угля в количестве 50—100% веса шихты.
Размеры решетки составляют (2— ЗХІ—1.5) м2. Высота камеры над
решеткой 0.94 м. Высота камеры под решеткой 0.5—0.6 м. Шихта
загружается слоем 150—200 мм.
Недостатком способа является его периодичность и малая
производительность печей.

958
Часть шестая. Ойщие вопросы
§ 3. Велыщроцесс
Стремление сделать процесс непрерывным привело к применению·
печей барабанного типа, расположенных горизонтально с небольшим
уклоном для передвижение материала при вращении барабана. Шихта,
состоящая из смеси продукта, содержащего цинк и свинец, и
угля-восстановителя, измельченных до требуемых размеров, при вращении
перекатывается по стенкам печи, все время находясь в сыпучем состоянии.
При нагреве шихты до соответствующей температуры и хорошем
контакте меікду рудными частицами и углем-восстановителем имеется
возможность полностью восстановить цинк и свинец, которые тут же
снова окисляются π в виде летучих окислов удаляются из печи вместе
с топочными газами. Загрузка и выгрузка производятся непрерывно.
Загрузка шихты производится в головной, верхней, части печи. Здесь
же отводятся газы вместе с летучими возгонами. Шихта, двигаясь вниз,
нагревается, постепенно переходя в зоны все более поднимающихся
температур.
Разгрузка переработанной шихты, пли клинкера, происходит у
нижней части печи. Здесь же располагается пылеугольная или нефтяная
топка. Воздух для окисления поступает с разгрузочного конца печи
и двигается в противоположном движению шихты направлении.
Холодный воздух, омывая по пути выгружаемые из печи накаленные остатки,
нагревается, регенерируя таким образом часть тепла.
Отходящие из печи газы попадают сперва в осадительную камеру.
а затем в котрель или бегхауз.
Таким образом, в отличие от продувки с агломерацией, когда
материал остается неподвижным, а воздух омывает каждую частицу шихты,
при вельцпроцессе материал все время двигается в атмосфере газов.
Нагревание шихты до температуры 1000—1300°, при которой
происходит интенсивное восстановление окислов цинка и свинца твердым
углеродом, заканчивается в передней части печи, на протяжении, примерно.
Ѵз ее длины. Нагрев шихты происходит непосредственно топочными
газами, а также от горячей футеровки печи при непрерывном вращении
последней.
Область печи с температурой 1000—1300° называется зоной возгонки.
Так как возгонка замедляется при спекании шихты, последняя должна
все время оставаться в сыпучем или рыхл-ом состоянии. Последнее
обстоятельство является отличительной особенностью вельцпроцесса.
Извлечение металлов из тугоплавкой, остающейся до конца сухой шихты всегда
выше, чем при переработке вельцеванием легкоплавкого и спекающегося
материала. Иногда для уплотнения шихты и повышения еѳ
тугоплавкости прибавляют известняк или избыток коксовой мелочи.
Другой особенностью вельцпроцесса является практическое
совмещение во времени и пространстве эндотермических реакций
восстановления: МеО + С = Me + СО с экзотермическими реакциями окисления
восстановленных и дестиллируемых металлов: Мѳ + О = МеО.
Одновременно происходит также окисление СО в С02. В конечном счете, в
тепловом отношении мы имеем реакцию окисления углерода С + Оа = С02.
Вельцевание является весьма совершенным процессом, так* как тепло
отходящих газов используется для нагревания шихты в той же печи при
противоточном движении газов и перерабатываемых материалов. Вель-
цеванию можно подвергать не только материалы, содержащие
кислородные соединения цинка и свинца, как окись, ферриты, силикаты или
алюминаты, но также их сульфиды. При наличии в рудѳ сернистого соеди-

Глава I. Переработка гилаков
9йЬ-
нения цинка в шихту прибавляется известь, которая всіаимодейетвует <
сульфидом цинка по реакции: ZnS + СаО = CaS -f ZnO. Разложение
ZnS может также происходить при помощи железа по реакции-
ZnS + Fe = Zn + FeS.
Образование штеііна при наличии сернистого цинка в
перерабатываемом материале указывает на протекание этих реакций. Наличие штейна
отрицательно влияет на процесс вельцевания, способствуя спеканию
шихты. Цинксодержащее сырье поэтому при наличии в нем 12—15% S
необходимо предварительно обжечь.
Поведение остальных, кроме цинка π свинца, металлических примесей
при вельцевании зависит от физико-химических свойств их в
металлическом состоянии и в соединении с кислородом. Мышьяк и сурьма
улетучиваются в виде сульфидов или окислов. Медь, золото и серебро остаются
в клинкере. Наличие свинца в шихте способствует частичному
улетучиванию серебра.
Отходящие из печи газы имеют, примерно, следующий состав: 0—1%02,
О—2% СО и 18—28% С02. Невысокое содержание свободного
кислорода и СО показывает, что процесс вельцевания протекает при
небольшом избытке воздуха со сгоранием углерода до углекислоты, что в
термическом отношении является положительным фактором. Температура
отходящих из печи газов колеблется в пределах 300—600°.
Печь для вельцевания представляет собой железный барабан,
футерованный огнеупорным кирпичом (фиг. 362). Печи делаются длиной от
30 до 45 м. Диаметр печи колеблется от 2.0 до 3.5 м. Наиболее
распространенными являются печи 40 м длины и 2.5 м в диаметре. Отношение
длины печи к ее внутреннему диаметру меняется от 15 до 25. Угол
наклона печи равен 3—5°. Печь футеруется шамотовым кирппчом
.толщиной 200 мм.
Производительность печи зависит от рабочего объема и качества
перерабатываемого сырья, как, например: содержания цинка, влаги, серы и
т. д. Скорость вращения барабана 0.75—1.5 об/мин. Материал в печи
занимает 15—20% объема последней. В среднем можно считать, что на
1 м3 внутреннего объема приходится 1 τ материала в сутки. Средняя
продолжительность пребывания материала в печи составляет 2—Зчаса..
Расход металлургического топлива составляет 35—45% веса шихты,
и зависит от степени плавкости последней: чем более легкоплавка
шихта, тем более топлива-восстановителя необходимо прибавлять к
перерабатываемому материалу. Расход термического топлива составляет
5—10% веса шихты.
Предварительная подготовка сырья состоит в его измельчении до
размеров зерна в 3—10 мм и тщательном смешении с
топливом-восстановителем.
При наличии в перерабатываемом материале более 15% влаги
его необходимо предварительно подсушить. Этим частично устраняется
образование настылей при вельцевании.
Основным недостатком вельцпроцесса является образование настылей.
Ввиду большой длины печи борьба с ними, а также удаление их
представляют значительные трудности. Количество, размеры, форма и
скорость образования настылей зависят от качества шихты, содержания
в ней влаги, серы, цинка, свинца, ее легкоплавкости и т. д.
Настыли по месту своего образования по длине печи делятся на
верхние (у загрузочного конца печи), средние (в зоне возгона) и нижние (у
выгрузочного конца печи).

«ѵ^Ун1
Фиг. 362. Вельц-печь
α—план; б- поперечный разрез
У— дисковый питатель; 2—Сегуны; з~новшевой элеватор; 4 — оборотная пыль; 5 — барабан; б — выпускное отверстие
клинкера; 7 — пылеугольная установка; 4—пылевая камера; 9 —трубчатый холодильник; 10—трубчатый котрель· 11 —
стинчатый котрель; 12 — упаковка окислов
для
пла-

Глава I. Переработка шлаков
961
Причины образования каждой из этих настылей различны. Верхние
настыли образуются вследствие сегрегации шихты при загрузке ее в печь
и движении барабана. Более мелкая часть шихты садится плотно на стенки
печи, а более крупные частицы, в которых содержится значительная
часть кокса, откатываются в сторону. Попадая на горячие стенки печи,
мелкая часть шихты, не содержащая достаточного количества кокса,
размягчается и прилипает к стенкам. Наличие большого количества влаги
в шихте также способствует комкованию руды и образованию верхних
настылей.
Слабая тяга и малая скорость движения газов при недостаточно
высокой температуре в верхнем конце печи у газоотводного отверстия могут
вызывать конденсацию сульфидов, а также окислов металлов и
образование плотной настыли.
Присутствие серы в шихте в виде сульфидов вызывает ряд трудностей
при вельцевании. Сульфиды металлов, главным образом железа,
имеющие сравнительно низкую температуру плавления, в жидком виде
собираются между шихтой и футеровкой. Шихта перестает перекатываться.
Она скользит по слою жидкого штейна, как на смазке.
Одной из причин образования настылей является также наличие
резкой разницы температур между шихтой и футеровкой печи. К горячей
кладке пристает холодная шихта, и наоборот. После своего
возникновения настыль быстро начинает увеличиваться в размере, так как
сужение печи в месте образования настыли обусловливает увеличение
скорости газов, более быстрое сгорание топлива и местный перегрев.
Настыли в средней части печи отличаются высоким содержанием
металлического железа. Присутствие последнего делает настыль особо
плотной и прочной.
Настыли в передней нижней части печи (у выгрузочного конца)
образуются при соприкосновении горячей шихты с охлаждаемой
воздухом футеровкой печи.
Таким образом, настыли возникают либо вследствие недостаточной
тугоплавкости шихты, либо в связи с неравномерным нагревом шихты
и стенок печи.
Удаление образовавшихся настылей производится периодически. Раз
в месяц печь останавливается на 3—4 суток, и настыли удаляются при
помощи ломов или пневматических молотков. Нижние и верхние настыли
необходимо сбивать ежедневно, для чего печь останавливается на
1—2 часа. В настылях прорубается несколько шпуров или щелей.
В сделанные отверстия направляют струю воды, которая вызывает
трещины в настыли. При возобновлении вращения печи растрескавшаяся
настыль обваливается.
Наиболее вредными и трудно удаляемыми являются настыли в средней
части печи, в зоне возгона. Так как в настылях, образующихся в
средней части печи, содержится много металлического железа, они
тугоплавки и прочны. Механическое их удаление связано с затратой
многих усилий и длительной остановкой печи. Менее вредны передние
настыли у разгрузочного конца. Форсированной работой топки эти
настыли расплавляются и в жидком виде удаляются из печи.
Вельцевание является вполне рентабельным способом переработки
бедных содержанием цинка и свинца материалов. Метод этот
универсален и находит применение для ряда продуктов, переработка
которых по стандартным процессам затруднительна.
Аппаратурное оформление вельцпроцесса несложно. Вращающиеся
горизонтальные печи барабанного типа нашли широкое распространение
61 Металлургия тяжелых цветных металлов

962
Часть шестая. Общие вопросы
в ряде других отраслей промышленности. Изготовление и освоение этих
аппаратов не представляют особых трудностей.
Для избежания образования срединных настылей зона наиболее
высоких температур переносится ближе к разгрузочному концу печи.
Достигается это тем, что воздух, подаваемый в печь, предварительно
нагревается до 700—800°.
Нагретая при движении шихта, дойдя до нижнего конца печи,
встречается с нагретым воздухом. Происходит интенсивное сгорание углерода.
Благодаря высокой температуре и окислительной атмосфере
восстановленные цинк л свинец улетучиваются в виде окислов. Так как высокая
температура получается в конце печи, образующиеся шлаки легко
удаляются из печи.
В табл 400, 401 приведены составы продуктов при вельцевании рай-
мовки и кеков цинковых заводов.
Суточный баланс продуктов при вельцевании кеков приведен в табл.
402.
§ 4. Шахтная плавка
При переработке отходов металлургических производств и
окисленных полиметаллических руд способом вельцевания во вращающихся
барабанных печах извлекаются в виде окислов лишь свинец и цинк в форме
оксидной пыли.
Медь и благородные металлы остаются в клинкере после вельцевания.
Для извлечения этих металлов требуется дополнительная переработка
клинкера. С этой целью клинкер прибавляется к шихте отражательных
или шахтных печей медеплавильного производства. Однако значительное
содержание в клинкере мелкого угля вызывает некоторые затруднения
при плавке на штейн. В связи с этим является целесообразным плавку
шлаков или раймовки производить отдельно в шахтной печи с
получением оксидных возгонов цинка и свинца и медного штейна.
При низком столбе плавильных материалов, выборе
соответствующего состава шлака и достаточно высокой температуре процесса
степень извлечения металлов при плавке в шахтной печи
брикетированных или агломерированных продуктов получается в пределах
70-90%.
На заводе Окер (Германия) плавке на возгон подвергаются
свинцовые шлаки, содержащие около 20% цинка и 1% меди. Шлак
измельчается, смешивается· с восстановителем, который берется в количестве
20% веса пицка, и затем брикетируется. В качестве связующего
прибавляется до 4% пека. Брикеты плавятся в шахтной печи сечением 1 м2 в
области фурм. С узких сторон печи устанавливаются фурмы круглого
сечения; с длинных — щелевидные. Воздух, нагретый до 100°, подается
под давлением 250—280 мм вод. ст.
Высота столба плавильных материалов над фурмами равна 1.6 —
1.8 м. Производительность печи составляет 30—40 τ брикетов на
1 м2 сечения в области фурм в сутки при расходе кокса 14—15% веса
Шихты.
В табл. 403 приведены составы исходных и конечных продуктов плавки.
Извлечение цинка в оксидную пыль достигает 85%.
Отходящие газы дожигаются в с температурой 1300 поступают под
паровые котлы. После охлаждения до 100° газы пропускаются через
мешочные фильтры для улавливания пыли.

Глава I. Переработка шлаков
963
Таблица 400
Состав продуктов при вельцевавии раймовкп дестилляцвонвого
завода (%)
1 Компоненты
Zn
Cd
Си
Pb
Со
Fe
CI
S
As
MgO
с
% от общего количества
окислов
Раймовка
8.5
0.003
1.7
0.9
—
13.0
—
4.1
—
—
41.5
Окислы
1-й сорт
62.57
0.4
0.26
7.4
0.0008
0.72
0.27
3.6
0.001
0.5
0.12
—
55
2-й сорт
40.4
0.3
0.6(Т
10.10
0.001
7.0
0.4
3.8
0.001
6.5
0.5
—
45
Таблица 401
Состав продуктов при вельцевании кеков цивкоэлектролитного
завода (%)
Компоненты
Zn . .
Pb . .
Си . .
Cd . .
Fe . .
Ag. .
н,о .
Co . .
AS .
S. . .
CaO .
Кек
22.8
■ 4.7
1.7
0.052
21.4
250 (г/т)
22 (г/т)
37.3
%от общего количества окислов
Окислы
1-й сорт
66.3
4.6
0.2
0:11
1.4
0.003
0.001
2.8
0.62
2-й сорт
41.4
8.4
0.5
0.24
11.2
0.004
0.002
Я.9
1.9
60 1 40
1
Таблица 402
Баланс материалов при вельцевании кеков
Загружено кека в печь, τ
Загружено шихты, τ . . .
Получено окиси, τ . . . .
Получено клинкера, τ . .
Расход на ί τ кека:
Коксика, τ
Электроэнергии, квт-ч . .
Мазута, кг
70
114
23
61
0.
108
58

964
Часть шестая. Общие вопросы
Таблица 403
Состав продуктов плавки свинцовых шлаков в шахтной печи на возгон (%)
Продукты
Исходный шлак . . .
Отвальный шлак . ...
Штейн
Оксидная пыль
Zn
20
3.5
74
Си
1
0.15
8
РЬ
0.7
5
FeO
31
24
55Fe
Si02
la. 5
35
BaO
13.5
21.2
S
6.5
25
Выход
100
70
15
На Константиновском цинкодестилляционном заводе (Донбасс)
проводится плавка окускованной раймовки в шахтной печи с возгоном
окислов цинка и свинца и переводом меди и благородных металлов в
штейн.
Раймовка, получаемая при дестилляции цинка, содержит до 30%
углерода в виде остатков антрацитового штыба. Избыточное содержание
углерода препятствует окускованию раймовки как при агломерации,
так и при брикетировании. Кроме того, избыток мелкого угля в раймовке
в процессе плавки накапливается в нижней части печи, постепенно
загромождает фурмы и является причиной остановки печи.
Для уменьшения содержания угля раймовку подвергают
гравитационному обогащению на столах или смешивают с безуглеродистыми
материалами, как кеки цинкоэлектролитных заводов или полиметаллические
окисленные руды. В табл. 404 приведены составы продуктов при
гравитационном обогащении раймовки.
Таблица 4.04
Состав продуктов обогащения раймовки (%)
Продукты
Раймовка:
исходная . .
обогащенная .
Штыб
Zn
15.5
17.3
5.5
Pb
3.2
3.8
Си
3.1
4.2
С
29
11
73.3
S
3.8
5.5
Fe
23
29. і
SiOo
13.1
16.5
Я „О
11.6

Выход
100
65
35
Извл.
ЦИНК
100
85
9
Содержание углерода при механическом обогащении раймовки
снижается с 29 до 11%. Штыб, содержащий до 75% углерода и 5.5% цинка,
может быть снова использован при дестилляции.
Агломерирование обогащенной раймовки на спекательных машинах
проходит удовлетворительно. Агломерат получается достаточно
прочным. Плавка агломерата с 8—-9% остаточного штыба в шахтной печи не
вызывает особых затруднений. При расходе известкового флюса в
количестве 20% веса агломерата возгоняется до 70 % цинка. Выход шлака
составляет 75% веса агломерата. В шлаке содержится около 6% цинка,
0.1% свинца и 0.5%) меди.
В табл. 405 приведены составы продуктов при плавке
агломерированной обогащенной раймовки.
В получаемой при плавке оксидной пыли содержится 57% цинка и 14%
свинца. '

Глава I. Переработка шлаков
965
Таблица 405
Продукты плавки раймовки в шахтной нечи (%)
Продуіхты
Си
2.12
0.58
24.5
0.78
0.07
Zn
14.44
6.35
5.18
42.50
57.20
Pb
1.11
0.10
0.91
G.03
14.30
Si02
32.5
1.03
2.34
Fe
22.0
38.5
6.7
0.4
S
22.6
4.8
2.8
С
.
—
4.96
0.12
As
—
—
—
2-3
Агломерат . . . .
Шлак
Штейн
Пыль из кулера .
Пыль из бегхауза
Колошниковые газы содержат 7—9% окиси углерода, 10—12%
углекислоты и 1.4—3.0% свободного кислорода.
Выход штейна равняется 10% веса агломерата. В штейн извлекается
82% меди.
В табл. 406 приведено распределение благородных металлов в
продуктах плавки.
Таблица 406
Распределение благородных металлов в продуктах плавки (%)
Переходит
В штейн ....
В шлак ...
В пыль из кулера ....
» » » бегхауза
Аи
85.4
13.5
0.8
0.3
Ag
70.5
23.9
4.6
1.0
Более низкое по сравнению с золотом извлечение в штейн серебра
объясняется улетучиванием последнего благодаря присутствию хлоридов
в раймовке.
Производительность шахтной печи при плавке агломерированной
раймовки составляет 20—25 τ на 1 м2 шихты в сутки при расходе кокса,
равном 20% веса агломерата.
Плавка брикетированной раймовки дает аналогичные результаты.
Допустимый предел содержания углерода в раймовке, направляемой
на брикетирование, зависит от степени ее предварительного измельчения.
В раймовке, дробленой до размеров частиц 3 мм, не должно быть выше
8% углерода. При измельчении до 0.5 мм содержание углерода может
быть равным 10—12%.
Для брикетирования измельченная раймовка смешивается с 10 /0
сухогашеной извести, 1—2% сульфата натрия, смачивается до 8% влаги
и прессуется под давлением 300—400 кг/м2. Временное сопротивление
сжатию после 5—6 дней лежания достигает 20 кг/см2. Вместо сульфата
натрия можно прибавлять 5% серной кислоты.
Брикеты делаются размерами: диаметр 70 мм, высота 60 мм.
Расход флюсов при плавке брикетированной раймовки составляет;
известняка 10—15%, кварца 5—10%.
Плавка ведется на шлак следующего состава: 28—32% кремнекислоты,
6—8% окиси кальция, 30—36% закиси железа.
Извлечение цинка в возгоны составляет 60—65%. Извлечение
благородных металлов и меди в штейн находится на уровне 85—90%.

966
Часть шестая. Общие вопросы
Выход отвального шлака при минимальном расходе флюсов
составляет 55—65% веса брикетов.
Производительность печи при плавке брикетов колеблется в
пределах 15—20 τ в сутки на 1м2 сечения печи в области фурм.
Тонкое измельчение раймовки до брикетирования, более полное
удаление малоактивного штыба в процессе мокрого обогащения и замена его
коксиком и каменным углем при изготовлении брикетов способствуют
повышению извлечения металлов при плавке.г
§ б. Продувка жидких шлаков угольной пылью (фьюмингпроцесс)
Способ состоит в том, что в ванну из расплавленного шлака,
содержащего окислы и сульфиды свинца и цинка, вдувается через фурмы при
помощи сжатого воздуха угольная пыль. Количество воздуха,
вдуваемого вместе с угольной пылью, недостаточно для полного сжигания угля.
Часть последнего сгорает за счет связанного кислорода окислов металлов,
имеющихся в шлаке, по реакции с PbO, ZnO, Cu20, Fe^O^.
Восстановленные металлы в зависимости от упругости паров при установившейся
температуре процесса улетучиваются (цинк и свинец), либо остаются
в металлическом состоянии в виде взвеси в расплавленной массе (медь,
железо). Восстановление окислов и сульфидов свинца и цинка
происходит твердым углеродом, окисью углерода, а также образующимся
металлическим железом.
Высокая температура процесса, активное перемешивание шлака при
вдувании воздуха и тесный контакт между жидкими частицами и
восстановителями: С, СО, Fe, способствуют быстрому восстановлению свинца и
цинка из окислов, ферритов, силикатов, алюминатов и сульфидов.
Улетучившиеся пары металлов в надшлаковой зоне печи окисляются
за счет вторичного воздуха и углекислоты газов. Образовавшиеся окислы
свинца и цинка выносятся током газов из рабочего пространства печи
и осаждаются в специальных пылеуловителях. Одновременно с
восстановлением свинца и цинка и последующим их окислением возможно и
непосредственное улетучивание окисей и сульфидов из расплавов.
Для переработки шлаков по фьюмингпроцессу применяется шахтная
печь ватержакетного типа (фиг. 363). Под печи делается из чугунных
плит шириной 1.22 м. В плитах заделаны 38-мм трубы, по которым
циркулирует вода для охлаждения. Стены печи составляются из трех рядов
кессонов. Нижний ряд кессонов имеет высоту 1.82 м, два верхних ряда
по 0.61 м. Ширина кессона 1.2 м. Кессоны-делаются сварными с
внутренними ребрами для жесткости. Колошник печи закрытого типа также
составлен из кессонов. Для отвода газов служит кессонированный газоход
сечением 2.4Х 9.0 м, охлаждаемый водой. Печи для фьюмингования
делаются до 7.2 м длиной. В колошнике имеются специальные отверстия, через
которые подается воздух для окисления паров металлов и окиси углерода.
Тепло отходящих газов, нагретых до температуры 1100°, используется
под паровыми котлами и экономайзерами. С каждого килограмма
вдуваемого угля получается 7—9 кг пара при 100°.
Заливка жидкого и загрузка твердого шлака производится через
воронку размерами 45.7X53.3 см, расположенную в колошниковой части
лечи. Для выпуска шлака в торцевой стенке у пода печй имеются два
отверстия. Отвальный шлак гранулируется. Пыль собирается в бунке-
1 А. Вольский, В. Ε г у н о в. Сборник научных трудов Гинцвѳтмета, №5,

" " ' ' mo '—"■" -1 ' ' ' "
Фиг. 363. Ватержакет для фьймингования шлаков

*Э
•о
w
»
a
CO
CO
о
00
и^
to
to
ел
f^
to
ел
μ^
ο
о
320 j
I
to
о
о
ьь
*»
2.8
W
да
о
НА
СО
120
О
нЭ
1
X
φ
Ы
Η
да
'.о
о
CD
о
I
1
|
1
1
1
1
со
to
-
VJ
ел
23.5
И
о
•■а
ays
ι
I
I
аэ
и
о
]=і
*л N
с« а
* g
β Ε
α a
<d ω
is в
в
Ь μ
ю 3
СО
печи
после
(ОТЛОВ
после

экономайзера
газов
§ В g> g
«·?*|
Sa S„
»я.
Ese§
§S?3
»· 7
зг
*з 'а »
фил
ующ
канн
"US'
». ι
в
с
*<
Η
5
5
В
В
и
S
Ϊ
о
а
Ξ ё 9
з a n
Й » н
ема
уло-
!ЛЯ
3 η
sll|
Μ§ί
чается
пыли,
т/о утки
ι
Η
авлеч
(5
а
в
я>
β
емперат
«^
*з
о
β
шлака
5
1
►3
ρ
&
S
Η
•β
α>
»
φ
νΐ
со
to
3.0
ел
со
о
ел
to
X
со
ел
со
н^
00
о
к
Λ
►з
ι
Χ
ы
s
я
да

Ватержакет
чд1
а те
о g Я
а Й s
со
en
to
*>
,Дч
VJ
ю
Χ
Η*
Μ·
ο
ο
ο
ο
1 2
rf>
со
і-а»
CTs
ел
ѴЛ
со
ел
*>·
о
to
ю
со
420
Ь2
VI
со
ел
ел
о
со
о
to
О
о
ю
ел
to
to
ел
со
ел
4.2
1
3
оз
S
и
В в t?
ч в s
и ρ н
§ 2
2 п
в в
S
Η
*4
я
Э»
,к
3
й
5
іі
S
ч 5
3 й
?
S3
31
з ?
о '
а»
Э я
й »

расстояние от
пода
печи, мм
S
s
1
π
Λ
s
θ
•ΐ
•β
s
ε
Глубина вавны, см
3
й
я
*3
a
CS
I
в
Продолжительность
одной операции,
мин.
1
1
S
5
?
22я
Йои
КНЗч
Расход топлива,
% к весу шлака
Расход воздуха,
м», мин.
Давление воздуха,
ат
Расход воды, м*/мнн.I
Расход
электроэнергии, квт-ч на ι
1 τ шлака ·
Η
8
в
я
л
<Р
к
Μ
е»
Η
о
§
9
и
м
в
о
>ѳ<
В"
S
а
м
Η
ч
β
в
I
н
и
S
J3
0
nooduo» впЬгдо 'Ѵ™"0і>т чгиоѵь
896

Глава I. Переработка шлаков 969
pax, расположенных под котлами, экономайзерами, газоходами и бег-
хаузом, откуда выгружается автоматически при помощи шнеков.
Вся установка работает под разрежением, которое создается при
помощи эксгаустеров, для предупреждения выделения газов и пыли
в рабочие помещения. Процесс периодический.
Скорость возгонки цинка и свинца при продувке не остается всё время
постоянной. К концу операции скорость процесса замедляется. Так как
количество вдуваемой в шлак угольной пыли остается все время
постоянным, продолжительность процесса и степень извлечения металлов в
каждом отдельном случае определяется стоимостью эксплоатации и расходом
топлива. Содержание свинца в отвальном шлаке после фьюмингования
составляет в среднем 0.03%, цинка —3—3.5%. Содержание последнего
может быть - доведено до 2% при увеличении продолжительности
продувки. Извлечение свинца при фыоминговании составляет 98%, цинка —
88—90%. По мере того как свинец и цинк возгоняются и ванна
обогащается содержанием железа, начинается интенсивное
восстановление последнего. Восстанавливаются также соединения меди.
Восстановленные металлические железо и медь остаются в виде взвеси в
жидком шлаке.
Для фьюмингования применяется уголь, измельченный до 85%
минус 200 мепг. Угольная пыль вдувается в печь через фурмы
специальной конструкции, допускающие одновременную подачу воздуха и
топлива. Состав угля следующий: С—61.3%; С —Η —20.9%; золы —
17.7%. Расход топлива составляет 25% веса шлака.
В табл. 407 приведены технические показатели фьюмингования
шлаков, а в табл. 408 — состав исходных и получаемых в процессе продуктов.
Таблица 408
Состав продуктов при фыоминговании свинцовых шлаков (%)
Продукты
Шлак:
до
фьюмингования
после
фьюмингования
Пыль:
из котлов
» газоходов
» бегхауза
Znj РЬ
16.3
3.5
44.4
57.2
67.7
3.6
0.03
16.6
16.6
9.6
Si02
19.3
9.1
2.2
0.4
Fe
30.6
5.7
.0.6
0.2
CaO
7.4
1.7
0.3
0.2
А120,
5.1
—
Си
0.2
0.19
0.09
0.06
MgO
1.3
—
'-'общ.
2.0
0.7
1.4
0.9
*газ
Cd
As
| !
—
0.5
1/-2
0.3'
— —
0.04
0.07
0.07
0.10
0.17
0.09
Sb
—
0.09
0.09
0.09
Фыомингованиѳ жидких шлаков является крупным
усовершенствованием в металлургии тяжелых цветных металлов, позволяющим
значительно повысить общее извлечение свинца и цинка при плавке на верк-
блей цинковистых материалов. Заслуживает внимания возможность
использования в качестве холодной присадки к жидким, шлакам в
процессе фьюмингования трудно флотируемьіх свинцово-цинковых
окисленных руд.
При значительном содержании меди и драгоценных металлов в
шлаках, поступающих на фьюмингование, является целесообразным увели-

•970
Часть шестая. Общие (/Ьпросы
чить продолжительность продувки для более полного восстановления
меди. При последующем отстаивании часть меди вместе с благородными
металлами может быть получена в виде обогащенного продукта.
Вдувание вместе с угольной пылью хлоридов щелочных и
щелочноземельных металлов способствует улетучиванию также меди, олова и
драгоценных металлов.1 По данным В. Лидова, вдувание в шлак вместе
с угольной пылью в конце процесса некоторого количества пирита
сопровождается образованием медного штейна.
§ 6. Переработка полиметаллических отходов производства
в газогенераторах на жидком шлаке
Способ заключается в том, что в газогенератор вместе с
газифицируемым топливом загружаются полиметаллические отходы производства
цветных металлов: шлаки свинцовоплавильных, медных и оловянных
заводов, кеки и раймовка цинковых заводов. На заводе Вивье (Бельгия)
находится в эксплоатации установка по переработке
полиметаллических отходов генераторным процессом.
Газогенератор, применяемый для этой цели, представляет собой
шахту овального сечения, с площадью сечения в области фурм, равной
6.5 м2. Размеры газогенератора 4.25x1.65 м. На высоте 3 м сечение печи
расширяется по направлению к колошнику. Высота газогенератора,
«читая от фурм до загрузочного отверстия, составляет 5.5 м. Кожух печи
из 30-мм листового железа орошается снаружи водой на высоте 2.5 м от
уровня фурм.
Печь снабжена 11 бронзовыми фурмами: по 5 с длинных сторон и
одна фурма против выпускного отверстия. Фурмы охлаждаются водой.
Газы из печи отводятся через две трубы диаметром 1000 мм. Воздух
подается в газогенератор подогретым до 500°. На подогрев воздуха
расходуется 15—18% генераторного газа.
Шихта состоит из перерабатываемого продукта, флюсов и топлива.
Продуктами газогенератора являются шлак, штейн, оксидная пыль
и генераторный газ. Для очистки газов применяются котрели или мокрые
•скрубберы и тейзены. Оксидная пыль при мокром улавливании
собирается в виде шлама.
Переработка кеков цинкоалектролитных заводов в газогенераторе
на жидком шлаке. Кеки, получаемые с электролитных заводов, содержат
до 35% влаги. После сушки их в барабанах длиной 18 м и диаметром
2.7 м содержание влаги доводится до 6 %. Кеки смешивают до сушки с
оборотной пылью и коксовой мелочью. Для окускования кеков применяется
брикетирование при давлении 400 кг/см2. Брикеты делаются в виде
цилиндриков диаметром 130 мм, высотой 80 мм; вес брикета —1.6 кг.
Загрузка брикетов в газогенератор производится порциями по 1200 кг,
4—5 раз в 1 час.
При переработке кеков стремятся все топливо, количество
которого не должно быть менее 25 % веса шихты, включить в состав брикетов.
Выпуск жидких продуктов периодический.
В табл. 409 приведен материальный баланс и состав продуктов
при переработке кеков в газогенераторе.
Генераторный газ содержит 10—12% С02 и 23—25% СО.
Теплосодержание генераторнрго газа составляет 800 кал/м3. За сутки
1 Д. Чижиков и Г. Френц. Извлечение меди и олова из шпаков с помощью
лоридов кальция и магния. Минцветметзолото.

Глава I. Переработка шлаков
971
Τ аблица 409
Материальный баланс и состав продуктов при переработке веков
цннкоэлектролитных заводов в газогенераторе на жидкой шлаке
Компоненты

Единица

намерения
Загружено
брикетов
кеков

коксовой
мелочи
1000
230
кокса
извест
няка
350
180
Ζη .
S . .
SiO,
FeO.
А120.
MgO
CaO .
BaO.
Pb
Си .
С .
Ag
%
%
%
о/
°/
°/
%
%
О/
°л
°/
г/т
I
20.3
8
5.5
24.3
6.5
0.5
2.7
0.9
3.9
2.1
—
479
—
9.3
2.5
4.0
—
1.0
—
—
—
78 .
—
9.3
2.5
4.9
—
1.0
—
—
—
80
—
52

кислых

флюсов
80
Получено
600

штейна
240
280
64.2
4.3
13.7
0.55
1.6
0.1
28.2
18.4
17.9
0.9
21.7
1.5
0.7
0.1
40
3.9
25.4
—
Fe-50
—
—
—
—
1.5
8.3
1890
63
7.4
2.3
"11.4
0.19
проплавляется в печи: кеков 100 т, шихты (включая кокс) 180 т.
Генераторные газы после осадительной камеры содержат 80—100 г/м3 пыли.
В табл. 410 приведен материальный баланс при переработке
свинцовых шлаков газогенераторным процессом..
Таблица 410
Материальный баланс и состав продуктов при переработке свинцовых
шлаков в газогенераторах на жидком шлаке
Компоненты
Ζη
Pb
Си
Fe .
8(общ.)
Si02
Al2Os
С
Sn
Sb
MgO
CaO
Летучих ...
Ag
Единица
измерения
кг
%
%
%
%
%
%.
%
%
%
%
%
%
%
г/т
Загружено
шлака
1 000
8.6
2.25
0.40
23.'3
—
?.4.0
—
—
—
—
11.5
—
35
кокса
449
вола
—
—
Fe2Os
12.5
—
63
18.5
—
—
1.5
2.8
9.25
Получено
шлака
850
1.5
0.6
0.15
23.0
2.5
33.0
—
—
—
—
—
15
штейна
115
1.5
2.9
5.5
58
24.0
—
—
—
—
—
—
—
270
ныли
148
51.5
16.0
0.05
—
2.4
5.0
4.0
3.5
0.03
—
0.01
—
—
35

972
Часть шестая. Общие вопросы
/' .< а в а II
ТРАНСПОРТИРОВАНИЕ, ХРАНЕНИЕ И ШИХТОВАНИЕ
МАТЕРИАЛОВ НА ЗАВОДАХ ЦВЕТНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ
§ 1. Транспортирование материалов
На заводы цветной металлургии поступает рудное сырье, флюсы
и топливо; вывозится готовый металл, серная кислота и отходы
производства. Значительные грузовые потоки материалов требуют
продуманной организации транспортного и складского хозяйства для обеспечения
нормальной и бесперебойной работы заводских агрегатов.
Исходным сырьем для производства тяжелых цветных металлов в
современной металлургии являются, .преимущественно, сульфидные
концентраты, получаемые в результате флотационного обогащения руд.
Непосредственной металлургической переработке подвергаются лишь медные
и медно-никелевые сульфидные руды, трудно поддающиеся флотации,
при достаточно высоком содержании в них металлов. Прямой переработке
подвергаются также окисленные никелевые и превалирующая часть
медных окисленных и смешанных руд, флотационное обогащение которых
не дает удовлетворительных результатов.
Однако общий тоннаж тяжелых цветных металлов, получаемых
непосредственно из руд, составляет сравнительно небольшую часть
мирового производства. Доминирующая часть мировой добычи тяжелых
цветных металлов: свинца, цинка, меди и никеля, базируется на
концентратах, получаемых при селективной флотации полиметаллических руд.
Флотационные фабрики, выдающие концентраты, как правило,
располагаются в непосредственной близости от разрабатываемого
месторождения. Руда, выданная на поверхность, тут же проходит через цикл
обогащения. Обогатительная фабрика и рудник часто представляют собой
одно производственное целое. Встречается также районное
расположение обогатительных фабрик, на которые направляются руды
нескольких прилегающих месторождений.
Что касается собственно металлургических заводов, то их
географическое размещение не всегда совладает с местоположением рудников и
обогатительных фабрик. Нередко металлургические заводы находятся на
расстоянии десятков и сотен, а иногда и тысяч километров от рудников
и обогатительных фабрик. Транспортирование концентратов поэтому
приобретает большое значение.
Способы погрузки концентратов в вагоны, конструктивные
особенности последних, обеспечивающие минимальные потери мелкоизмель-
ченных материалов при транспортировании, разгрузка и хранение
концентратов имеют большое значение в деле организации металлургических
производств.
Свойство влажных флотационных концентратов слеживаться в
сплошные блоки, смерзание в зимнее время, самовозгорание сульфидных
материалов, ■— все это выдвигает необходимость в принятии ряда мер
технического и организационного порядка для обеспечения нормальных
условий эксплоатации.
Концентраты, получаемые на обогатительных фабриках, после
фильтрации на вакуум-фильтрах содержат 10—15% влаги. При
транспортировании концентратов на далекие расстояния, для уменьшения стоимости

Глава II. Транспортирование, хранение и шихтование материалов 973
перевозок, содержание влаги должно быть минимальным. В летнее время
влаги в концентратах должно оставаться 6—7%, что обеспечивает
невысокие потери на распыление при погрузке и транспортировании. В зимнее
время содержание влаги должно быть снижено до 3—4%, чем
предупреждается смерзание концентратов в сплошные блоки.
Для уменьшения потерь при транспортировании применяются вагоны
специальной конструкции или контейнеры. Последние
представляют собой ящики прямоугольного сечения с коническим днищем.
Заполненный контейнер переносится краном и ставится на платформу.
Вместимость ящика составляет 5 т. Габариты 5-тонного контейнера
следующие:
Сечение верхней части . . 1500x1300 мм
Сечение нижней части ... . 1200x1300 »
Высота 1650 мм
Вес контейнера 575 кг
Контейнер плотно закрывается крышкой.
Если перевозка концентратов производится автомобильным
транспортом, контейнеры делаются на 2.5—3.0 т.
При разгрузке контейнер снимается с платформы и краном
переносится к складу. Перевозка концентратов в контейнерах дает возможность
механизировать погрузочно-разгрузочные процессы, унифицировать на
обогатительных фабриках и металлургических заводах
подъемно-транспортные устройства. Потери концентратов сводятся при этом до
минимума. Сокращаются простои вагонов.
При разгрузке концентратов пневматическим способом содержание
влаги в них не должно превышать 6%. Пневматическим способом
концентраты передаются на расстояние до 40 м в длину и 20 м в высоту. Для
улавливания пыли устанавливаются циклоны и мешочные фильтры.
Если влажность концентратов выше нормы и они получаются в
мерзлом виде, необходимо предусмотреть утепленные ангары для
•оттаивания.
Склады для сырых концентратов наиболее часто делаются в виде
бетонированных траншей с навесом. Над бункерными ямами вдоль склада
прокладываются железнодорожные пути, по которым вкатываются
вагоны с концентратами и другими материалами. При помощи мостового
крана, снабженного грейфером, материалы, вываливаемые из вагонов,
разносятся по складу. Этим же краном производится разгрузка склада.
Если материалы поступают на склад в контейнерах, последние
переносятся краном к месту разгрузки.
Другим .способом выдачи концентратов и сыпучих материалов из
склада является устройство щели с лотком вдоль нижней части
траншеи. При помощи специальной тележки, снабженной скребком и
передвигаемой вдоль щели, материал сваливается на транспортерную ленту
и выносится на поверхность. Системой транспортерных лент материалы
передаются в дробильный, сушильный, шихтосмесительный или
обжиговый цех.
Транспортирование сухих сыпучих пылящих материалов наиболее
целесообразно проводить при помощи вращающихся труб, снабженных
внутри специальными лопастями. Для этой же цели применяют шнеки
и скребковые транспортеры. Для транспортирования горячих продуктов
применяются пластинчатые транспортеры или вибрирующие трубы. Для
транспортирования пылей наиболее часто применяется пневматический
способ, а также специальные герметизированные вагонетки.

974
Часть шестая. Общие вопросы
Жидкие шлаки вывозятся в отвал при помощи ковщеіі, снабженные
поворотным механизмом. Если шлаки гранулируются, их выгружают
из бассейна при помощи грейфера и в вагонах вывозят в отвал.
§ 2. Шихтование материалов
Большое значение для обеспечения нормальной работы
металлургических агрегатов имеют правильное хранение, опробование и
шихтование материалов.
Состав шихты, установленный на основе данных опробования и
анализа материалов, должен строго соблюдаться и быть постоянным в
течение процесса достаточно длительное время. Тщательность шихтовки
материалов имеет существенное значение в цветной металлургии, в
значительной мере определяя производительность плавильных агрегатов.
Как уже отмечалось выше, основным видом сырья для производства
тяжелых цветных металлов являются тонкоизмельченные
флотационные концентраты. При соответствующем измельчении других
ингредиентов шихты: флюсов, оборотных материалов и др., возможно сравнительно*
простыми техническими средствами получать смеси высокой однородности.
Как правило, заводы цветной металлургии имеют хорошо
оборудованные шихтосмесительные отделения, включающие дробильно-измель-
чительную аппаратуру, бункеры для хранения измельченных материалов,
снабженные дозирующими аппаратами, и специальные смесители для
перемешивания шихты.
Концентраты и другие материалы, измельченные до необходимых
размеров частиц, в опробованном виде хранятся в специально для них
выделенных бункерах шихтосмесительного цеха. Через отверстия в
нижней части бункеров при помощи дозирующих аппаратов отдельные
составляющие шихты попадают на транспортерную ленту, на которую материалы
ложатся вперемежку тонкими слоями. Транспортерной лентой материалы
доставляются к приемным бункерам шихтосмесительных аппаратов.
В качестве шихто'смесителя в цветной металлургии хорошо
зарекомендовал себя дезинтегратор, описанный на стр. 115.
Благодаря додрабливанию крупных частиц шихта получается хорошо
перемешанной и однородной по составу.
Сшихтованные таким образом материалы доставляются к приемным
бункерам металлургических агрегатов. На некоторых заводах
устраиваются специальные помещения для хранения сшихтованного материала.
Для этой цели концентраты, измельченные флюсы и оборотные материалы
при помощи автоматических распределителей складываются равномерными
слоями в большие вытянутые в длину кучи, емкостью до 10 000 τ каждая.
По мере необходимости шихта при помощи механического плута,
срезающего кучу по всей ее .высоте, подается на транспортеры, доставляющие
ее к приемным бункерам металлургических агрегатов.
Глава III
ПЫЛЕУЛАВЛИВАНИЕ
Получение цветных металлов из рудного сырья и их рафинирование,
как и все пирометаллургические процессы, протекающие при высоких
температурах с потоком движущихся газов, сопровождаются
образованием значительных количеств пыли и дыма.

Глава III. Пылеулавливание
975
Снекательные машины, шахтные и горновые печи, отражательные
печи для рафинирования и плавки, обжиговые, купеляционные и дестил-
ляционные печи и ряд других аппаратов, применяемых в
пирометаллургии, являются источниками образования пыли, дыма и тумана,
состоящих из ценных металлов и их соединений (пыль 'состоит из частиц с
диаметром больше 0.001 см; дым представляет твердые частицы вещества
диаметром от Ю-3 до Ю-10 см; туман — аэрозоль с жидкими частицами
диаметром 10~5 см).
Пылеулавливание является необходимым производственным звеном
в металлургии, в значительной степени определяющим экономику
производства.
В металлургии различают следующие способы отделения дыма и пыли
от газов:
1) осаждение взвешенных в газах частиц, основанное на действии,
силы тяжести или центробежной силы;
2) фильтрование газов через ткань;
3) электроочистка газов.
§ 1. Осаждение взвешенных частиц, основанное на действии
силы тяжести или центробежной силы
При осаждении пыли, основанном на действии
силы тяжести, газы пропускают через специальные камеры и длип-
ные газоходы.
Благодаря замедленному движению газов взвешенные частицы пыли
и дыма оседают.
Скорость падения для частиц диаметром более 10"-4 см прямо
пропорциональна квадрату радиуса, разности между плотностями частицы
и среды и обратно пропорциональна вязкости среды.
Чем меньше скорость движения газов, тем легче отдельные частицы
при сближении между собой образуют хлопья, которые выпадают из
газового потока.
Охлаждение способствует осаждению пыли, так как объем газов при
этом уменьшается и скорость движения замедляется.
Кроме того, при охлаждении газов пары металлов и их соединений
конденсируются в твердые или жидкие вещества, выпадающие из газовой
среды.
На практике для охлаждения газов устраиваются кулеры
(охладители), состоящие из зигзагообразного трубчатого железного газо*
провода.
Осаждение /взвешенных частиц за счет
центробежной силы осуществляется в циклонах. Последние
представляют собой железные вертикальные цилиндры с коническим
днищем.
Газы тангенциально поступают в верхнюю часть цилиндра с
большой скоростью.
Вследствие центробежной силы взвешенные частицы при вращении"
газа отбрасываются к стенкам, прижимаются к ним и, теряя скорость,
падают вниз, в коническую часть циклона.
Газы, освобожденные от пыли, удаляются из циклона через центрально-
расположенную трубу.
Газы подаются в циклон со скоростью 10—20 м/сек. При размерах
частиц более 0.1 мм степень очистки газа достигает 90%. С уменьшением,
размеров частиц степень очистки газа падает.

■976
Часть шестая. Общие вопросы
Чтобы газ освобождался от взвешенных частиц за один оборот,
циклону для избежания завихрения газа придают вид простой или сложной
улитки. Производительность циклона зависит от диаметра последнего:
чем меньше диаметр циклона, тем полнее протекает отделение твердых
частиц от газа, но соответственно уменьшается производительность
аппарата. Чем мельче частицы, тем меньше должен быть диаметр
циклона.
Для отделения мелкой пыли применяются мультициклоны, состоящие
из ряда небольших циклонов диаметром 15—22 см, устанавливаемых
параллельно в виде батареи.
Вследствие малого диаметра циклона уменьшается длина пути для
частиц пыли и увеличивается центробежная сила.
§ 2. Фильтрование газов через ткань
Этот способ заключается в том, чт о газы, несущие пыль, просасываются
через мешки.
В зависимости от температуры и состава газа применяются мешки
хлопчатобумажные, шерстяные, асбестовые, из стеклянной ваты.
При прохождении через ткань пыль остается на внутренней
поверхности мешков. Периодическим встряхиванием с одновременной
продувкой мешков сжатым воздухом или газом в обратном направлении
пыль, осаждающаяся на внутренней поверхности, отваливается и падает
вниз в бункер. Встряхивание мешков производится автоматически. Чем
чаще встряхивание, тем больше производительность фильтра и тем
полнее происходит отделение пыли от газа.
Герметизация мешочного фильтра (бегхауза) и создание необходимого
разрежения в камерах предотвращает выделение газов в рабочее помещение.
Пропускная способность бегхаузов составляет 2.5—1 м3 газа в 1 мин.
с 1 м2 поверхности фильтрующей ткани.
Мешки делаются диаметром 16—22 см и длиной 2.8—3.5 м.
На практике нашли применение механизированные мешочные фильтры
«бета» и «дракко>.
Вета-фильтр (фиг. 364) представляет собой прямоугольную
железную камеру, разделенную вертикальными перегородками на 12 ячеек, по
шести с каждой длинной стороны. В каждой ячейке находится 8 мешков,
подвешенных на раме.
Мешки имеют 20 см в диаметре и 2.2 м в длину. Для сохранения
постоянной формы на мешки надеваются железные кольца, обернутые
тканью, к которым мешки пришиваются.
Нижняя часть фильтра, имеющая вид бункера, сплошными
поперечными перегородками делится на шесть отделений, включающих по две
смежные ячейки каждая.
Газовый поток поступает в нижнюю, бункерную, часть фильтра,
поднимается вверх, в мешки, проходит через фильтрующую ткань и
затем из верхней части камеры направляется в общий сборник, соединенный
•с эксгаустером, отводящим газы в трубу.
Встряхивание мешков производится механически. Перед
встряхиванием соответствующая ячейка автоматически отключается от сборника
для очищенного газа и соединяется с воздуходувкой, нагнетающей в
обратном направлении воздух или газ.
Так как две смежные ячейки сообщаются между собой в нижней,
бункерной, части, воздух из продуваемой ячейки проходит в
направлении, обратном току газов.

Глава III. Пылеулавливание
977
Встряхивание и продувка мешков производятся через каждые 4 мин.
и продолжаются в течение 7 сек., по время которых происходят
семикратный подъем и падение рамы.
Пыль, накапливающаяся в нижней части бункера, удаляется
с помощью шнека.
Фильтр «дракко» представляет собой железный цилиндр,
в котором подвешены 15—30 мешков. Встряхивание производится
при помощи пневматического механизма. Встряхивание длится
2—10 сек.
Перед встряхиванием фильтр отключается от общей системы. Пыль
собирается в нижней части аппарата.
Фильтры «дракко» включаются параллельно в пылзуловительную
систему, образуя батарею.
Фиг. 364. Бета-фильтр мешочного типа
1 — фильтровальные мешки; 2 — эксгаустер; 3 - выхлопная труба; 4, 5. 11 — система газоходов·
б — встряхивающий механизм; 7 — вадвижка у бункера; в— шнек для пыли; 9 — камера под
мешками; 10 — всасывающая труба; 12— бункер для пыли
Преимущество фильтров «дракко» —· их полная герметичность и
автоматизация управления.
При выходе из строя одного из фильтров он легко отключается &ѵ
общей системы.
Коэффициент полезного действия мешочных фильтров достигает 99%.
Улавливание пыли в мешочных механизированных фильтрах нашло
широкое применение на свинцовоплавильных заводах.
В табл. 411 приведены технические показатели работы мешочных
бета-фильтров.

978 Часть шестач. Общие вопросы,
Таблица 411
Технические показатели работы бета-фильтров
Показатели
Единица
измерения
На свин-
цогом
заводе
На вельц-
печах

Примечание
Количество секций в установи"
Количество камер в секции .. .
Размеры камеры:
высота(активная)
длина .
ширина
Количество мешков в камере
Размеры мешков:
длина
диаметр. .
Фильтрующая поверхность мешка . . . .
Продолжительность службы мешков . . .
Общая фильтрующая поверхность мешков
Количество эксгаустеров в работе ....
Производительность одного эксгаустера .
Общая производительность эксгаустеров .
Количество воздуха для обдува мешков . .
Количество фильтруемых газов
Пропускная способность ткани (в 1 мин.) .
Содержание в газах:
пыли до очистки
пыли после очистки
паров воды
сернистого газа
окиси углерода
Ситовой анализ пыли
шт.
»
мм
»
шт.
мм
»
м2
мес.
м2
шт.
м3/мин.
»
»
»
ма/м2
г/ма
»
»
%(объемн.)
»
меш
Давление газов:
до фильтра . . . .
после фильтра . .
до эксгаустера . .
после эксгаустера
Скорость газов -в газоходах:
до фильтра
после фильтра
Температура газов:
до фильтра . . . .
после фильтра .
Относительная влажность газов в фильтре
мехат
Мощность мотора эксгаустера . .
Мощность мотора встряхивающего
нивма
Период встряхивания мешков в камере
Продолжительность встряхивания . . .
мм вод. ст,
»
»
»
м/сек.
»
°с
»
КВТ
»
мин.
сек.
6
12
2 485
ЮОО
500
2150
200
1.35
10
780
3
415
1245
400
845
1.1
2.5
0.05
40
0.3
0.5
-200
—40
-100
—140
+ 30
10
12
60
40
60
29
1
4
7
4
12
2485
1000
500
2150
200
1.35
10
520
2
415
930
400
430
0.8
30
0.08
70
Следы
І5
—200
—504
-120,
-220 ι
+ 15 Ι
10
16
80
50
60
110
4.5
4
7
±30%
±50%
±40%
±50%
±30%
±30 мм
±20%
±50%
±2 сек.

Глава III. Пъишімівливанис
979
§ 3. Электроочистка газов
Одним из наиболее совершенных способов пылеулавливания, нашед»·
шим широкое применение во многих отраслях промышленности, является1
электрофильтрация, основанная на ионизации газового потока при
прохождении его между двумя проводниками с высокой разностью
потенциалов.
Для усиления ионизации один проводник делается в виде проволоки;
этот проводник, или коронирующий электрод, способствует образованию
короны и электрического ветра. Второй проводник служит осадительным
электродом; он имеет большую поверхность для осаждения пыли и для
предотвращения ионизации возле него.
Осадительный электрод делают в виде трубы круглого или
многоугольного сечения, либо в виде сетчатых пластин (трубчатый, сотовый
и пластинчатый электрофильтры). Осадительный электрод, как
правило, заземляется.
Коронирующий электрод заряжают отрицательно (питание
осуществляется постоянным током), что способствует ускорению движения
ионов, так как отрицательные ионы обладают подвижностью в 1.37 раза
большей, чем положительные.
Для электрофильтрации применяется постоянный ток напряжением
40 000-75 000 в.
Чем выше напряжение тока, тем интенсивнее ионизация и,
следовательно, лучше осуществляется очистка газов.
Вольтаж зависит от расстояния между электродами и градиента
напряжения. Последний зависит от температуры и состава газов. При
повышении температуры пробойное напряжение уменьшается; при наличии·
влаги и сернистого газа — увеличивается. Для недопущения пробоя газа
градиент напряжения принимают равным 4.3—4.5 кв на 1 см
для холодных газов и 3.8—4 кв на 1 см для горячих. Градиент (падение-
напряжения на единицу длины) рассчитывается на кратчайшее расстояние·
между электродами. Напряжение изменяется от 40 до 75 кв при
расстоянии 75—200 мм. Сила тока составляет 0.3—0.5 ма на 1 пог. м
коронирующего провода.
Типы электрофильтров.. По форме электродов
электрофильтры делятся на трубчатые и пластинчатые.
Трубчатые электрофильтры представляют собой серию труб круглого·
или многоугольного сечения, установленных в общей камере. Трубы
(железные или свинцовые) делаются диаметром 150—300—400 мм и
длиной 3—4—5 м.
При фильтрации горячих и кислых газов трубы изготовляются иэ
графита или кислотоупорного сплава.
По оси труб проходят (изолированно) коронирующие провода в виде-
проволоки (железной, стальной, хромо-никелевой, медной или
освинцованной); диаметр проволоки колеблется от 1 до 5 мм. Пластинчатый
электрофильтр представляет собой камеру, в которой вертикально
устанавливаются пластины или «етки. Расстояние между двумя пластинами
составляет 250—300 мм.
Пластины изготовляются из свинца, алюминия, гладкого либо
волнистого железа или из железных сеток. Размеры пластин или сетокг
высота 3 м, ширина 1.7 м. Между пластинами на расстоянии 200—250 мм
друг от друга· подвешены коронирующие провода.
Пластинчатые электрофильтры делятся на вертикальные и
горизонтальные в зависимости от движения газа между- пластинами. В первых

' 9Ь0 Часть шестая. Общие вопросы
талы двигаются сверху вниз параллельно.коронирующим электродам.
В горизонтальных фильтрах газы двигаются последовательно через
несколько отделений, перпендикулярно к коронирующим электродам.
Трубчатый электрофильтр отличается более равномерной силой
электрического поля и лучшим распределением газов, чем
пластинчатый.
При прохождении газов через трубы или между пластинами взвешенные
-частицы іс дают на положительных электродах. Периодическим
встряхиванием, осуществляемым автоматически, осевшая пыль удаляется
•с повс] хнс-си труб или пластин и собирается внизу, в бункерах.
Скорость движения газов и длительность пребывания их в
электрическом поле зависят от свойств пыли. Средняя скорость прохождения
газа через фильтр составляет 0.5—1.5 м/сек, достигая при легкопроводя-
щей пыли 3—5 м/сек. Время пребывания газа в электрическом поле
колеблется от 2 до 15 сек.
Выбор типа электрофильтра и его конструктивные особенности
зависят от количества, влажности и температуры газа, содержания в нем пыли
и физико-химических свойств последней. Различают «холодный» котрель
для очистки газов с температурой до 100° и «горячий» котрель для газов
•с температурой 250—500°.
Большое значение для процесса пылеулавливания имеют физиго-
химические свойства пыли, в частности, ее электропроводность: чем выше
электропроводность пыли, тем лучше она улавливается, тем стабильнее
напряжение между электродами и постояннее относительный расход
энергии, тем толще может быть слой оседающей на электродах пыли.
Пыль, содержащая окислы металлов (ZnO и др.), отличается малой
ялектропроводностью и по своим свойствам приближается к диэлектрику.
При образовании слоя такой пыли на поверхности положительного
электрода возникает обратная корона, и дальнейшее осаждение пыли
прекращается.
Для улучшения процесса пылеулавливания необходимо применять
•более частое и энергичное встряхивание электродов для удаления осевшей
пыли, увеличить время пребывания газов, уменьшив скорость их
движения.
В некоторых случаях, при наличии непроводящего дыма,- требуется
предварительная операция* которая заключается в увлажнении и под-
кйслении газов.
Увлажнение частиц улучшает их проводимость и способность
заряжаться. Частицы, покрытые водяной оболочкой, приобретают больший
заряд, увеличиваются в размерах и полнее осаждаются в котреле.
Газы увлажняются до 40—90% относительной влажности. Чем
меньше электропроводность пыли, тем больше должно быть увлажнение.
Операция увлажнения газов производится при помощи брызгал,
помещенных в верхйей части камеры котреля.
Температура газов в котреле не должна превышать 60—100° для
возможности образования водяной оболочки.
Подкисление газов производится распылением серной кислоты или
введением кислого дыма в газоходы.
Необходимо учесть, что Цри подкислении газов усиливается
коррозия электродов. В этом случае последние должны изготовляться из
кислотоупорного материала.
Трудности и неполнота улавливания пыли в котреле из «основного»
дыма являются причиной широкого применения на современных
свинцовых .заводах· также бегхаузов или мешочных фильтров.

Глава III. Пылеулавливание
98Г
Таблица 412
Основные технические показатели работы электрофильтров (котр?лей)
Показатели
Тип котреля
Количество электрических секций
Количество камер
Единица

измерения
Размеры камеры:
высота (активная)
ширина »
длина »
Живое сечение камер. .
Осадительные олектроды:
количество ....·..
высота
длина
Общая поверхность всех электродов
Коронирующие электроды:
количество . . ·
длина
диаметр
материал
шт.
мм
Для улавливания пыли
Сіишовыч печей
Лластинчатыіі
6x2=12
?400
4Ю0
7 000
Максимальная сила тока высокого напряжения
Суммарная сила тока при р; боте
Сила тока на 1 пог.м электрода
Максимальное напряжение
Рабочее напряжение
Максимальное количество газов при 350° .
Содержание в газах:
S02
паров воды
пыли до фильтра
пыли после фильтра
шт.
мм
>>
шт.
мм
ма
Максимальная температура газов при входе
Средняя' температура газов в камере . . .
Максимальная скорость газов в камере . .
Минимальное пребывание газов в эл. поле
Ситовой анализ пыли
м*/суікя
обтемн.%
г/м2
м/сек
сек.
меш
Давление газов:
1
до камеры . . . .
после камеры . . .
до оксгаустера . .
после эксгаустера
Частота встряхивания олектроцов .
Производительность эксгаустеров
Мощность моторов эксгаустеров .
мм вод. ст.
» » »
I » » »
] » » »
ч»рез Iчас
м3/ч
КВТ
27.8
84
3 600
2 400
725
648
3 400
2.5
Нихром
130
200
0.125
ί0 000
60 000
2 000 000
4.6
40
3-5
0.02
500
350
0.85
8.3
—200
—δ
—18
22
+40
2
70 000
80
Тг-ѵГчатый
4
2<2
3 000
2 600
G000
148
3 000
ί.00
355
1.4!
444
6
Освивд. медь
130
0.12
Э0 0П0
70 000
430 000
4.4
Насыщен.
О.Ь
Следы
32
30
1.3
4.5
—200
—30
—200
—350
+ 2 000
Не ветряк.
18000
110

•9»2
Часть шестая. Общие вопроси
Для очистки кислых газов агломерационных машин предпочитают
котрелп.
Контроль работы электрофильтра состоит в определении количества
газа, его состава и содержания пыли до и после котреля. Определязтся
также влажность, кислотность, температура и давление газа.
■■£/■;·;./•/■Λ/πππνπ,
Фиг. 365. Трубчатый котрель открытого
типа
Фиг. 366. Трубчатый котрель закрытого
типа
Расход энергии составляет 0.05—0.8 квт-ч на 1000 м3 газов, не
считая расхода на эксгаустеры.,.,о Сопротивление прохождению газов в
электрофильтре, в зависимости от конструкции, колеблется от 2
до 8 мм вод. ст.
Электрофильтры представляют непрерывно действующий
автоматически управляемый аппарат.
Коэффициент пылеулавливания в электрофильтрах (котрелях)
достигает 98—99%.
На фаг. 365—370 показаны различные типы котрелей. В табл. 412
яриведены основные показатели работы электрофильтров.

Глава III. Пылеулавливание
Фиг. 367. Пластинчатый котрель
а«№1ПГИ»,№>ци'ЗООСМЛОО<НЖД£>РЦі
«жэзоакяяжояззаджяжг!
Фиг. 368. Ситообразный котрель

984
Часть шестая. Общие вопросы
А
Ч
а,
&
о
к
s
а,
ее
в
я
в
S
Я"
θ

Гл (led TV. Техники безопасности и производстпвеннйн сшшшарин 985
Глава IV
ОСНОВНЫЕ ПРАВИЛА ПО ТЕХНИКЕ БЕЗОПАСНОСТИ
И ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ САНИТАРИИ НА ЗАВОДАХ
ЦВЕТНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ
Производство цветных металлов связано с высокими температурами
процессов, выделением большого количества тепла, вредных газов, пароэ
и запыленностью атмосферы в рабочих помещениях.
Создание необходимых условий для работы обслуживающего
персонала должно итти в направлениях:
1) соблюдения правил, при которых образование и выделение паров,
газов, пыли и тепла в цехах были бы доведены до минимума;
2) максимальной механизации и автоматизации процессов;
3) снабжения рабочих специальной одеждой;
4) устройства приточно-вытяжной вентиляции.
Борьба с ядовитыми парами, газами и запыленностью атмосферы
в цехах должна вестись в направлении максимальной гермьтизации
аппаратуры, путем отсасывания газов при помощи эксгаустеров из
замкнутой системы, устройством в цехах приточно-вытяжной вентиляции с
необходимым кратным обменом воздуха, дегазацией и обезвреживанием газов.
Дробильная аппаратура, шихтосмесители, транспортеры — все
механизмы для передвижения сыпучих, пылящих материалов— могут быть
легко герметизированы и связаны с вентиляционной установкой
вытяжного типа. При незначительном разрежении возможно полностью
ликвидировать выделение пыли или газов в рабочие помещения. Установка
манометров дает возможность следить за исправностью вакуумной
системы.
Сравнительно легко герметизируется транспортирование сыпучих
материалов применением пневматики, а также вращающихся или
вибрирующих труб.
Смачивание материала до содержания влаги, диктуемого процессом,
гакже предотвращает выделение пыли в цеховые помещения.
Необходимо также стремиться к тому, чтобы сыпучие материалы не
падали с большой высоты.
Металлургические агрегаты с прямым нагревом, потребляющие
большое количество воздуха для сжигания топлива, являются по существу
вентиляционными устройствами (отражательные печи, колошник ватер-
жакетных печей, топки и пр.). При соответствующем контроле и
наблюдении за разрежением в печах и газоходах можно избежать выделения
газов и пыли в рабочие помещения. Металлургические агрегаты,
работающие с косвенным нагревом, например котлы, должны снабжаться
стационарными пли передвижными колпаками, соединенными с вытяжными
устройствами для отвода газов и пыли.
Выпуск горячих и жидких продуктов плавки всегда сопровождается
выделением паров и газов; поэтому места выпуска должны снабжаться
колпаками для местного отсоса газов и пыли.
Подобными же вытяжными устройствами должна снабжаться
аппаратура гидрометаллургических цехов, при работе которых возможно
выделение паров и газов.
Необходимо стремиться к тому, чтобы выделение газов и пыли было
о возможности локализовано. Легче удалить газ с определенного места

986
Часть шестая. Общие вопросы
или из агрегата, чем давать ему распространяться по цеху π
вентилировать последний.
Лишь в случае, если не представляется возможным
индивидуализировать удаление газов или пыли от каждого агрегата в отдельности,
например от ванн электролитных цехов, необходимо соответственно
усилить работы приточно-вытяжной вентиляции цеха, чтобы концентрация
паров, газов и пыли в рабочем помещении не превышала допустимых
норм.
При работе в цехах, связанных с выпуском расплавленных продуктов:
шлака, штейна, металла, большое внимание должно быть уделено
предотвращению взрывов при соприкосновении их с водой или влажными
предметами. Подсушка ковшей, изложниц, ложек, отдельных аппаратов,
инструмента перед погружением их в расплавленный продукт обязательна.
Возможность образования лужиц воды или мокрых мест в цехе, где
происходит разлив металла или слив» жидких продуктов плавки, должна быть
устранена. Водопроводная линия и канализация должны быть в
исправности. Крыша над металлургическими цехами не должна протекать.
При грануляции необходимо следить за тем, чтобы на дне
бассейна не накапливался раскаленный продукт во избежание взрыва.
Пары воды, образующиеся при грануляции, должны отсасываться.
Если вместе с газами выделяется большое количество пыли, то газы
необходимо пропускать через фильтрующие аппараты: циклон, бегхауз
или котрель.
При значительном выделении вредных газов на территории завода
необходимо предусматривать установку для их дегазации, или при
помощи высоких труб выбрасывать газы далеко в атмосферу,
предварительно разбавив их воздухом.
Выхлопные трубы вытяжных устройств должны быть в достаточной
мере отдалены от всасывающих труб вентиляторов, окон и дверей цехов.
Чистка аппаратов: печей, баков, чанов, ванн, а также боровов,
газоходов, пылевых камер, бункеров пылеуловителей, должна проводиться
■с принятием особых мер предосторожности, обязательно под
наблюдением лица, ответственного за проведение операции. Для выполнения
указанных работ должна быть подготовлена и проинструктирована
специальная бригада, умеющая работать в противогазах и пользоваться
кислородными приборами. Неквалифицированные рабочие к этой работе
не должны допускаться вовсе.
Особое внимание должно быть обращено на газоходы и аппараты,
в которых возможно образование горючих взрывающихся смесей
(газогенераторы и газоходы от них и ряд др.). Работа у этих аппаратов
должна регламентироваться· особо. Пуск, переключение и остановка
этих агрегатов должны производиться под непосредствеггным
наблюдением начальника цеха. Во время работы указанные выше аппараты
должны быть снабжены контролирующими приборами, отмечающими
давление газа. При падении давления в газогенераторной сети должны
приниматься необходимые срочные меры. Должны быть предусмотрены
автоматические приспособления, устраняющие опасность взрывов при
внезапных остановках или авариях: воздуходувок ватержакетных печей,
вентиляторов газогенераторов и т. д.
Вращающиеся механизмы, транспортеры, отдельные агрегаты, под
земные газоходы, по которым циркулируют горячие газы, моторы и пр.,
должны быть ограждены.
Хождение по сводам печей, газоходов, отстойных горнов, крышкам
бункеров и отдельных аппаратов должно быть категорически воспрещено.

Глава V. Металлургические расчеты
987
Все рабочие места должны быть хорошо освещены. Все темные
закоулки должны быть устранены. Захламленность, цеха не должна
допускаться.
Рабочие металлургических заводов должны снабжаться
специальной одеждой (суконной или резиновой), очками, респираторами, а в
случае необходимости противогазами.
Мытье рук перед принятием пищи обязательно. Также обязателен
теплый душ после работы.
Курить на работе не рекомендуется.
Глава Т"
МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЕ РАСЧЕТЫ
§ 1. Металлургия свинца
а) Расчет шихты шахтной плавки на веркблей. Даны: составы
концентрата и флюсов (табл. 413).
Таблица 413
Составы концентрата и флюсов (в %)
Материал
Концентрат
Железная руда
Кварц
Известняк . .
РЬ
53.3
—
Си
3.7
—
—
—
Zn
12
—
—
—
Fe
5.5
ί7
3
2
S
19.5
—
—
—
Si04
1
2
94
4
АГ208
1.5
—
—
—
Cap
0.5
1
1
45
Требуется определить количество каждого из· заданных флюсов,
необходимых для составления шихты.
Расчет ведется на 100 кг сырого концентрата, так как шихта
составляется до агломерации.
Определение компонентов, идущих в шлак
(расчет на самоплавкость). В процессе плавки получаются веркблей,
штейн и шлак. Для расчета принято, на основании заводских данных,
что в веркблей переходит 95% свинца и 20% меди; в штейн—75% меди.
Состав штейна, учитывая сравнительно большое содержание меди в
концентрате, принят следующий (%):
РЬ
15
Си
20
То.
25
Zn
S
20'
В шлак должны перейти:
1) железо, за вычетом переходящего в штейн, в форме FeO;
2) цинк, за вычетом переходящего в штейн и за вычетам 10% Zn,
улетучивающегося с газами, в форме ZnO;
3) весь кремнезем, глинозем и окись кальция.
Так как баланс по меди является довольно постоянным, а содержание
меди в штейне всегда контролируется анализами, то расчет количества
компонентов, переходящих в штейн, производится по меди.

988
Часть шестая. Общие вопросы
Количество меди, переходящей в штейн:
3.7-0.75 =2.75 кг.
Вес штейна
2.75 -.0.20=13.75 кг.
Количество железа, переходящего в штейн:
13.75-0.35 = 4.8 кг.
Количество железа, перехедящего в шлак:
5.5-4.8 = 0.7 кг.
В пересчете на FeO ото составит
0.7·-= 0.9 кг.
56
Количество цинка, переходящего в штейн:
13.75-0.05 = 0.69 кг.
Количество цинка, улетучивающегося с газами:
12-0.1 = 1.2 кг.
Количество цинка, перехедящего в шлак (по разности):
12 —(1.2+ 0.69) = 10.11 кг.
В пересчете на ZnO это составит
10.11-^4=12.6 кг.
Ьо.4
Принимаем, что в шлак перейдет:
Si02—1 кг,
А1203—0.5 кг,
СаО—0.5 кг.
Чтобы определить, какие флюсы необходимы для плавки, рассчитаем
состав шлака без флюсов (расчет на самоплавкость).
Состав получаемого шлака без флюсов сведен в табл. 414.
Таблица 414
Состав шлака (без флюсов)
Показатели
Кг
Вес. %
Компоненты
FeO J Й02
0.9
5.7
1.0
6.5
СаО
0.5
3.^5
А1А
0.5
3.25
ZnO
12.6
81.3
Всего
15.5
100
1

Глава V. Металлургические расчртм
9Я9
Такой шлак, конечно, не мог бы расплавиться в шахтной печи.
Очевидно, необходимо ввести флюсы, чтобы снизить содержание
тугоплавкой окиси цинка и увеличить содержание окиси железа по сравнению
с кремнеземом.
Расчет флюсов производится согласно правилу, по которому
шлак не должен содержать более 20% суммы ZnO и А120з· Общее
количество шлака должно получиться тогда равным
(0.5 +13.6): 0.2= 70.5 кг.
Сумма главных інлакообразующих компонентов должна составить
75%, а вместе с ZnO и А1203—95%.
Задаемся составом шлака, приведенным ниже.
Предполагаемый состав шлака (%)
FeO Si02 СаО А1г03+£пО Прочие Итого
35 · 27 13 ГО 5 100
Количество FeO в шлаке принятого состава должно быть
70.5-0.35 =24.6 кг.
Количество Si02 соответственно
70.5-0.27 =19.1 кг.
Количество СаО
70.5-0.13 =9.2 кг.
Для составления уравнений обозначим количество железной руды,
кварца и известняка соответственно через Χ, Υ, Ζ (табл. 415).
Таблица 415
Расчет флюсов
Ингредиенты шихты
Концентрат ....
Железная руда . .
Общий
вес, кг
100
X
Υ
ζ
FeO
%
87
3
2
кг
0.9
0.87з-
0.03 у
0.02 ζ
Si02
%
2
94
4
кг
1.0
0.02 а:
0.94 і/
0.04 ζ
СаО
%
1.0
1.0
45.0
кг
0:5
0.01 χ
0.01 у
0.45 ζ
Очевидно, что
0.9 + 0.87Х + О.ОЗУ + 0.02Ζ
1.0 + 0.02Х + 0.94У + 0.04Ζ
0.5 + 0.01 X + 0.01 Υ + 0.45Ζ
Решая эти уравнения, получим
Х=26.1 кг
7=18.1 .
Ζ=18.5 ,
24.6 кг,
19.1 кг,
9.2 кг.

<т
Часть шестая. Общие вопросы.
Производим проверку полученных результатов. Для отого составляем
табл. 416, аналогичную предыдущей.
Таблица 416
Состав шлака при шахтной плавке на веркблэіі
Нш'рРДИ-
ситы
шихты

Концентрат . .
1 Железная
рула .
1 Кварц
1
Известняк . .
Сбщий
вес,
кг
100
2").1
18.1
18.5
Итого в іш
Вес. %. .
FeO
% 1 кг
ι
—
87
3
2
іаке
0.9
22.8
0.5
0.4
24. G
25
SiO,
О'
/о
2
ί'4
4
1С Г
1.0
0.5
16.У
0.7
19.1
27
СаО
О'
/о
—
1
1
45
КР
0.5
0.2
0.2
8.3
9.2
13
ALU,
О'
.0
—
—
'
I.Т
0.5
—
■
0.5
ZnO
%
—
—
"
кг
13.С
—
—
—
13.G
20 Ι
ь
не,
Проч
—
—
—
3.5
5
Всего
шлака.
кг
—
—
—
70.5
100.0
б) Материальный и тепловой балансы шахтной печи. Ния*е приведены
два материальных и тепловых баланса ватержакетной свинцовоплавиль-
ной печи.
В первом балансе недостающие данные дополнены теоретическими
расчетами. Второй баланс основан на практических данных.
1. Материальный и тепловой балансы свинцовоплавизіьной шахтной
печи с закрытым колошником
Баланс составлен для печи следующих размеров:
Сечение в области фурм 1.0665x4.877 — 5.2 мг
Еысота печи от фурм до колошниковой площадки 6096 мм
Суточная пропускная способность 200 τ шихты
Расход кокса (% от веса шихты) !2.5%
Расход воды на охлаждение кессонов 18 м3/час.
Расход воздуха 436 м3/мин.
Выход штейна (% от веса шихты) 12.5%
Состав шихты и продуктов плавки приведен в табл. 417.
Материальный баланс приведен в табл. 418·
Тепловой баланс
Приход тепла
1. Теплота реакции горения части углерода в окись углерода.
Всего углерода в газах содержится 530.3 кг (494.4 кг из кокса +
-t-35.9 кг из известняка). Из них 10/г9 частей, или 182.9 кг, образует
окись углерода, что дает:
182.9-2430=444447 кал.

Глава V. Металлургиче кие расчеты
991
Та(1.і и ц а 417
Состав гаихты и продуктов плавки1
Состав пшхтьі, %
РЬ
Г8.0
Си
1.0
s
4.5
Сиг'тав штеіша, %
РЬ
13.0
Си j 2п
4.0
СО
Fe
47.5
S
22.3
Таблица 417 (окончание)
Состав шлака, %
SiO„
32.3
FeO
36.7
CaO
18.4
А1203
Zn
3.7 I s 3.2
Pb
1.3
s
2.2
Анализ газов, %
C02 j CO
19
10
2. Теплота реакции горения части углерода в углекислоту.
Всего углерода в углекислоте содержится 347.4 кг (530.3—182.9),
из коих 35.9 кг падает на известняк и 311.5 кг на кокс, откуда получаем
311.5.8100 = 2523150 кал.
3. Теплота реакции горения цинка в ZnO
96.8-1305=126 324 кал.
4. Теплота реакции окисления FeO в Fe304
46.0-341 = 15 686 кал.
5. Теплота реакции образования FeS из Fe
174.6-428= 74 722 кал.
6. Теплота шлакообразования.
Вновь образуемого шлака имеем:
2241.8 кг —(1025. 4 кг из 2FeOSi02 + 457.7 кг оборотного шлака)=
=2241.8 кг — 1483.1 кг = 758.7. кг,
что дает
753.7-135=102 425 кал.
7. Тепло, вносимое дутьем:
сухой воздух: 4500.8-0.3055-20=27 320 кал;
1 Расчет сосіавлеи на 5 000 кг шихты.

992
Часть шестая. Общие вопросы
влага (49.0 кг Н20 дадут 60.5 м» паров) : 60.5·0.0343-20 = 415;
всего тепла имеем: 27 320+415 = 27 735 кал.
8. Тепло, вносимое шихтой и коксом:
5 000-0 25 · 20 = 25 000 кал.
5.0-0.074-20= 6 773 »
Всего. . - С>1 773 кал.
Расход тепла
1. На восстановление РЬ из PbS
417.3-98 = 40896 кал.
2. На восстановление РЬ из PbS04
(146.7 кг РЬ из руды + 10.3 кг РЬ из пыли) · 598 = 93 886 кал.
3. На восстановление РЬ из 2РЬО · Si02
838.0-425 = 356 150 кал.
4. На восстановление РЬ из РЬО
138.8 кг РЬ в агломерате + 0.5 кг РЬ из пыли + 174.6 кг РЬ
из оборотного шлака = 313.0 кг;
313.0-245 = 76 905 кал.
5. На восстановление Zn из ZnS
96.8-662 = 64 082 кал.
6. На восстановление FeO из 2FeO-Si02 и на образование Fe304
46.0-154= 7084 кал.
7. На восстановление Fe из 2FeO-Si02 и на образование FeS
174.7-1371 = 239514 кал.
8. На восстановление Fe30,4 из Fe203
84.7 кг Fe304 из пиритных огарков + 29.2 кг Fe304 из окалины = 113.9кг
113.9-97 = 11048 кал.
9* На разложение СаС03
159.0-806 = 128 154 кал.
10. На разложение MgC03
6.7-733=4911 кал.
11. На восстановление Си из Cu2S
6.5-160=1040 кал.

Материальный
баланс свинцовоилавильной шахтной печи
Исходные продукты |
Наименование [
Агломерат
PbS
PbS04
2PbO-si02 ......
РЬО
ZnS . . .
2Fe0-Si02
GaO
MgO
Cu.S ....
Прочие
Пыль
PbS04
PbO . .
(Fe203, Si02, X) . . :
Известняк
СаСОз
MgC03
2FeO-Si02
SiOa ..·.···.·
Пиритные огарки
Fe203
SiO->
i j
(i/0 j і»г веркблсй
100.0
14.9
5.6
27.5
3.9
7.9
33.8
3.2
1.9
1.0
0.3
100.0
88.5
3.2
8.3
100.0
88.0
4.4
0.9
4.2
2.5
100
8.5
1 62.-7
6.9
21.9
3834.0
571.3
214.7
1054.4
149.5І
302.9
1295.9
122.6
72.9
38.3
11.5
17.0
15.1
0.5
1.4
322.0
283.4
14.1
2.9
13.5
8.1
140
11.9
87.8
9.6
30/
!
413.0 Pb + 4.3 S1
146.7 Pb . . . .
838.0 Pb·· ....
138.8 Pb . . . .
65. Cu2 ....
10.3 Pb ....
0.5Pb
с закрытым колошником
Τ а б л и ц а
Получено продуктов, кг
417.3
146.7
838.0
138.8
1
штейн 1 шлак
94.0 PbS+60.0 S5
54.9 ZnS+39.8 S5
j 174.6 Fe+46.0FiO
6-5 У1.0 Cu,.S . . .
10.3
0.5
11.9 FpS . . . .
84-7 FesO, . . .
1
I
ι
154.0;
121.4 SiO-.+
i + 30.2 2PtO-Si023
94.7
220.6
31.0
11.9
62.2 Zn + 42.2 S4
1025.4 xFeO-ySiO-i
122.6 CaO . . .
72.9 MgO . . .
11.5 A'
1.4(Fc203,Si02,A')
159.0 CM . . .
6.7 MgO ....
2.9 2FeO-Si02 .
13.5 Si02 ....
8.1 X
151.6
газы
1
68.0 (S+Ojl
64.8 O, .
10.7 02 .
111.41 96.8 Zn .
1025.4 49.9 02 .
122.6
72.9!
α.8 s . .
11.5
1.4
159.0
6.7
2.9
13.5
8.1
i 9.6 SiO, .... 1 9.6
| 30.
!
4.8 (S+O,
124/4 COa
7.4C02 . .
2.9 02 . .
418
j
1
68.0
64.8
10.7
96.8
49.9
0.8
4.8
124.4
7.4
2.i

! Исходные продукты-
Наименование
Железная окалина
Fea03
Si02
Рафинировочные
шлаки
PbO
Щлак о поротный
рь
Кокс
н2о
Дутье
N,
02
Н,0
в, г.,...{;;
»/«,
100
94.4
4.6
1.0
loo
100.0
100
98
2
100
83.8
1.6
6.3
8.3
100
76.9
23.1
100
кг
за
30.2
1.5
0.3
188
188
467
457.7
9.3
590
494.4
9.4
37.2
49.0
5868»
4476.5
1343.0
49.
ΟΙ 1458.5
Τ а б л н ц а 418 (продолжение)
Получено продуктов, кг
веркб.тей
174.6 РЬ . . . .
3.3 РЬ
174.6
3.3
1736.9
15.7
штейн
29.2 FeaOa . . .
1 Серы в веркблее содержится 0.25 %.
* Си-0.37%.
3 1.3% РЬ в шлаке находятся в виде 2PbO.SiO».
4 3.2% Zn и 2.2% S в шлаке переведены в ZnS.
• 60.0 кг S из PbS связывают в штейне 105.0 кг Fe, что соответствует Н3.5 кг FeO.
39.0 » S » ZnS » » '69.6 » Fe, » χ 89.5 » #eO.
Итого 99.0 "кг S
• На 5000 кг Шихт
Влаги в воздухе
л, прош
содержи
іавляем
тся 10
174.6 кг Fe
эй в 36 мин., расходу
' на { м·, что составл
224.5 кг FeO.
гтся 136.36 = 4896 м· воздуха,
яет в 4896 м· 49.0 кг.
29.2
625.1
59
шлак
1.5 SiO, ....
0.3 1
457.7 шлака . .
6.0 РЬ
49.0 золы . . .
1.5
0.3
457.7
6.0
49.0
2241.8
19.6
газы
1.0 02 . .
13.0 02 .
494.4 С. .
9.4 (Н-С)
37.2 Н20 .
4476.5 N2
1343.0 О·.
49.0 Н20".
1.0
13.4
494.4
9.4
37.2
4476.5
1343.0
49.0
6854.4
59.8

Глава V. Металлургические расчеты
995
12. Тепло, уносимое металлом (t = 800°)
1736.0-25.1 = 43 574 кал.
13. Тепло, уносимое штейном (t = 1200°)
625.1-250=156 525 кал.
14. Тепло, уносимое шлаком (t = 1200°)
2241.8-325 = 728 583 кап.
15. Тепло, уносимое газами (t = 225°)
СО : 182.9 кг С -> 338.7 м3СО -0.309-225= 23.548 кал.
С02: 311.5 кг С-»576.8 м3С02 · 0.420-225= 54.438 кап.
Н2 : 3565-0 м3 Н2 · 0.309 · 225 =247 880 кал.
Н20 : 60.5 м3 Н20-0.374-225 = 5150 кал.
331016 кап.
16. Тепло, уносимое водой, поступающей на охлаждение кессонов
20160-22 = 443 520 кал.
Фиг. 371. Тепловой баланс ватержакета свинцовой плавки
В табл. 419 и на фиг. 371 приведен примерный тепловой баланс
ватержакета свинцовой плавки.
2. Температурный режим и тепловой бадане свинцрвоплавильной шахтной печи
е открытым колошником и боковым отводом газов
Баланс1 составлен для ватержакетной печи сечением 1.22-4.06 м в
области фурм. Балансовые замеры проводились в течение Здней. Втабл.
420 приведен состав шихты за этот период.
Влажность шихты составляла 5%; пропускная способность печи
равнялась 9345 кг шихты в 1 час. Расход кокса —1250 кг/час, или
13.4% веса шихты.
1 Е. Н. Hamilton, Min. a. Met, v. 5.
€3 Металлургия тяжелых цветных металлов

996
Часть шестая. Общие вопросы
Таблица 419
Тепяевой баланс шахтной печи свинцовой плавки
Приход
Реакции
Горение С в СО . . .
Горенпе С в СОг . . .
Горение Zn в ΖηΟ . .
Окисление FeO в
Fe304
Образование FeS . . .
Шлакообразование . .
Тепло, вносимое
дутьем ......
Тепло, вносимое
шихтой и коксом . . .
Итого
444 447
2 523150
126 324
15 686
74 722
102425
27 735
31 773
13.3
75.5
3.8
0.5
2.2
3.0
0.8
0.9
3 346 312
Расход
Реакции
100
9
10
11
12
13
14
15
16
17
Восстановление РЬ из
PbS
Восстановление РЬ из
PbS04
Восстановление РЬ из
2РЬО· Si02 ....
Восстановление РЬ из
РЬО
Восстановление Zn из
ZnS
Восстановление FeO из
2 FeO · Si02 ....
Восстановление Fe из
2 FeO · Si02 ....
Восстановление Fea04
из Fe203
Разложение СаС03 · <
Разложение MgCOs .
Восстановление Си из
Cu2S
Тепло, уносимое
металлом . . . . ^ . .
Тепло, уносимое
штейном
Тепло, уносимое
шлаком
Тепло, уносимое
газами
Тепло, уносимое
водой
Потери на излучение
(по разности) . . .
Итого ....
40 896
93 886
37 2910
76 905
64 082
7 084
239 514
11048
128 154
4 911
1040
43 574
156 525
728 583
330 971
443 520
601439
3 346 Μ 2
1.2
2.8
11.1
2.3
1.9
0.2
7.2
0.3
3.4
0.1
0.1
1.3
4.7
21.8
9.9
13.2
18.5
100
Таблица 420
Состав шихты
Рудная часть
Рудная смесь. . .
Агломерат . . .
Кремн. руда : . .
Итого . . .
%
14.5
44.5
3.5
62.5
Флюсы
Железная руда . .
Железный скрап .
Известняк ....
Итого ...
%
2.9
2.1
23.1
28.1
Оборотные материалы
Аккумуляторные
пластины . . .
И τ о гЪ ...
%
0.5
4.0
4.2
0.7
9.4

Глава. V. Металлургические расчеты
997
Количество воздуха, подаваемого в печь, составляло в среднем
160 м3/мин. при температуре 21°. Потери воздуха принимались равными
5%. Барометрическое давлецие 645 мм рт. ст. Относительная влажность
24%.
Анализ газов, взятых в газоотводной трубе, приведен в табл. 421. Газы
разбавлены за счет засасываемого через колошник воздуха. В той же
таблице приведен анализ газов, взятых ниже уровня шихты.
Таблица 421
Анализ газов (°/0)
Место взятия пробы
В газоотводной трубе
С02
8.1
23.6
СО
0.7
1.6
о2
12.0
0.2
Ν,
79.2
74.6
t, °С
115
218
Температура веркблея у выпускного отверстия составляла 810°;
температура шлака 1150°, штейна и шпейзы 1200°.
Анализы шлака, штейна и шпейзы приведены в табл. 422 и 423.
Таблица 422
МпО
1.71
1.42
1.78
1.64
SiO,
33.9
32.0
34.8
33.6
FeO
32.9
33.3
30.2
32.1
Анализ шлака
ZnO
4.4
4.0
3.8
4.1
CaO
21.1
21.8
23.5
22.1
(%)
MgO
1.74
1.64
1.56
1.65
Примечание
За '1-й день
За 2-й день
За 3-й день
Средний
Таблица 423
Штейн .... <
ПIпейза . . .
Си
7.8
9.8
7.9
4.75
Анализ штейна и
РЬ
11.8
12.0
11.9
4.8
SiO.
0.4
0.3
' 0.35
0.2
Fe
48.4
46.8
47.6
55.6
шпейзы (%)
zn
2.2
1.9
2.1
0.6
s
23.2
24.4
23.8
11.6
CaO
0.5
0.5
0.8
As
1.6
1.4
1.5
19.4
Примечание
За 2-й день
За 3-й день
Средний
Средний
На охлаждение кессонов расходовалось 193 м3 воды в 1 час;
температура поступающей в кессоны воды равнялась 16.9°, отходящей воды
52.8°.
В табл. 424 и .на фиг. 372 приведен материальный, а в табл. 425—
тепловой баланс свинцовой шахтной плавки.

998
Часть шестая. Общие воіросы
Таблица 424
Материальный баланс свинцовой шахтной плавки
Исходные продукты
КоксЛ
Дутье
Засосано воздуха .
Всего. . . .
КГ
9345
1250
8755
3016
22 366
%
41.5
5.6
39-0
13.9
100.0
Получено продуктов
плавки
Шлак
Шпейза
Веркблей
Итого . .
Газы:
С02
СО
N.
о2
Пары Н20
Итого . .
Всего. . . .
кг
5870
484
176
886
91
7507
3758
161
7253
3016
671
14 859
22 366
%
26.22
2.15
0.78
3.96
0.43
33.54
66.46
100.00
Таблица 425
Тепловой баланс свинцовой шахтной плавки
Приход тепла
Расход тепла
%
Горение кокса в С02
» » в СО
Итого.
6 596 800
200 200
97.0
3.0
6 797 000
100.0
Со шлаком . . .
» штейном . .
» шпейзой . .
с металлом . .
» пылью ....
Уносится газами
с С02 . .
» СО . . .
» N2 . . .
» 02 . . .
» Н20 (пар)
С охлаждающей во
дой
На разложение из
вестняка ....
Теплопроводность
Лучеиспускание .
Эндотермические ре
акции (по разно·
сти) ....
Итого . . 6797000
2 008 700
171400
53 800
36 000
1260
136 000
6 200
280 700
111 400
436 500
694 000
906 700
195 400
85 940
1 672 900
29.55
2.52
0.80
0.53
0.02
2.00
0.09
4.13
1.64
6.43
10.20
13.34
2.83
1.26
24.66
100.00

Τ лава. V. Металлургические расчеты
999
§ 2. Металлургия цинка
а) Расчет обжига. Ниже приведены два примерных расчета обжига
цинковых сульфидных концентратов.
Расчет обжига со спеканием сделан для случая, когда сульфидные
концентраты подвергаются предварительному обжигу в механических
печах до содержания 8% общей серы, после чего полуобожженный
порошковидный материал направляется на окончательный обжиг со
спеканием на агломерационных машинах.
Расчет обжига на порошок предусматривает проведение операции
в одну стадию.
ШшкIШХ
ulmtmZMt
М0»ейЗМ%
ПыльдМ%
йчши
ЗЯ.П
Зетат
Iезіі/ха
Фиг. 372. Материальный баланс свинцовой
шахтной плавки
1) Расчет обжига со спеканием. Для расчета взят
цинковый концентрат следующего состава (табл. 425).
Таблица 426
Zn
45.0
РЬ
1.45
Состав цинкового концентрата (°/0)
Си
1.7
Fe
11.75
Cd
0.1
S
30.73
Si02
2.9
Al-A
1.7
CaO
1.3
MgO
0.4
Mn
0.50
Определяем минералогический состав концентрата на основе
следующих положений:
цинк находится в виде ZnS
свинец
медь
кадмий
»
»
»
» »
PbS
CuFeS
CdS
Железо связывает остающееся количество серы в виде FeuSl2; Са,
Mg и Μη находятся в виде карбонатных соединений: СаС03, MgC03,
МпС08.
Минералогический состав цинковых концентратов приведен
в табл. 426.

1000
Часть шестая. Общие вопросы
Таблица 427
Минералогический состав цинкового концентрата (»/0)
Компоненты
ZnS .
PbS .
CuFeS2
CdS .
FeuS12
МпСОз
CaCO,
Ма;СОз
SiO., .
A1203
Всего
Zn
45.0
45.0
Pb
1.45
1.45
Cu Cd
1.7
1.7
0.1
0.1
Fe
1.5
10.25
11.75
S
21.84
0.22
1.7
0.03
6.84
30.65
Si02
2.9
2.9
Al203'caO
1.7
1.3
1.3
MgO
0.4
0.4
MnO CO,
0.8
1.0
0.45
2.27
Всего
66.84
1.67
4.90
0.13
17.09
2.30
0.85
2.90
1.70
100.0
Расчет предварительного обжига. Принимаем, что в предварительно
обожженном концентрате остается 8°/0 общей серы, причем 1% серы
находится в виде Sso, и 7% в виде Ss· Выход полуобожженного продукта
принимаем равным 88% веса сырых концентратов. Вся рульфидная сера
остается связанной с цинком в виде ZnS, а сульфатная сера
распределяется следующим образом: 50% Pb , Ga и Mg переходят в сульфатные
соѳдиаения. Остальное количество сульфатной серы будет связано
с цинком в виде ZnS04.
Предполагаем, что одна половина железа окислится дЬ Fe203, другая
половина —до FeO. Принимаем, кроме того, что все карбонаты при
обжиге диссоциируют нацело и что МпО, полученный от диссоциации МпС03,
окислится до Мп304.
Таблица 428

Компоненты
ZnO
ZnS
ZnS04
PbS04
PbO
CaSOt
CaO
MerSOj
MgO
Fe2Os
FeO
Mn304
SiO,
Cu20
CdO
Al2Os
Всего
%
Zn
32.0
12.5
0.5
—
—
—
—
—
Pb
■
—
0.72
0.73
—^
—
—
1
45.0
51.1
1.45
1.65
Состав
Cu
—
—
—
—
—
1.70
1.95
Cd
—
—
—
—
—
0.10
0.12
полуобожженного
Fe
—
—
—
—
11.75
13.25
SS
6.20
—
—
—
—
SgJcaO
—
0.25
0.11
—
0.37
0.15
—,
6.200.88
,—
0.65
_
—
1.30
7.031.00J1.47
концентрата (°/0)
MgO
—
—
—
—
0.20
—
0.40
0.46
Mn
—
0.50
0.50
0.58
Si02
.—
_
—
2.90
3.30
A1203
r
1.70
1.70
1.95
О
8.0
—
0.50
0.22
0.06
0.56
0.23
2.51
1.70
0.19
0.21
0.02
—
14.20
16.14
Всего
40.0
18.7
1.25
1.05
0.79
1.58
0.65
0.58
8.?8
7.58
0.69
2.90
1.91
0.12
1.70
88.08
100.0
%
45.40
21.22
1.42
1.20
0.90
1.79
0.74
0.66
9.50
8.61
0.78
3.30
2.16
0.14
1.95
100.0

Глава V. Металлургические расчеты
1001
Вторая половина свинца и весь кадмий перейдут в окислы.
Исходя из вышеприведенных положений, получаем химический и
рациональный состав полуобожженного продукта, приведенный в табл. 428.
Принимаем, что концентрация S02 в обжиговых газах равна 6%
(объемных); предварительный обжиг ведется без подтопки.
Материальный баланс предварительного обжига цинковых
концентратов приведен в табл. 429.
Таблица 429
Материальный баланс предварительного обжига цинковых копцентратов
Загружено
кг
100.00
370.12
476.12
Получено
ПолуоГожженныіI концентрат
в) углекислота ....
г) сернистые газы . .
КГ
88.10
288.70
49.50
2.30
47.52
476.12
Расчет обжига со спеканием. Принимаем;
1) серы остается всего0.5°/0, изкоторойО.2% в виде сульфатной, а 0.3%
в виде сульфидной серы. Сульфатная сера связана с СаО в виде CaS04,
.а сульфидная сера остается в виде ZnS;
2) железо .окисляется на 80% до Fe203, 20% железа окисляется до
JFeO, образуя силикаты, цементирующие агломерат;
3) весь свинец находится в агломерате в виде РЬО;
4) MgS04 диссоциирует на MgO и S03;
5) ZnS04 полностью диссоциирует на ZnO и S03.
Химический и рациональный состав агломерата приведен в табл. 430.
Τ я fi π и тт я 430
Состав агломерата (°/0)
Компоненты
ZnS
ZnO
PbO
Cu20
n dO
Fe203
FoO
CaS04
CaO
MgO
Mn304
A1203
SiO,
Всего <
% . - · ·
Zn
0.59
50.51
51.1
50.58
53.72
Pb
1.65
1.65
1.40
1.48
Cu
1.95
1.95
l.{5
2.07
Cd
0.12
0.12
0.10
0.11
Fe
10.60
13.25
13.25
14.10
ss
0.29
0.29
0.29
0.31
SgoJCaOMgO
0.19
0.19
0.19
0.20
0.33
1.14
1.47
1.47
1.55
0.47
0.47
0.47
0.50
Mn
0.59
0.59
0.59
0.62
Si02
З.Э0
3.30
3.52
ΑΙΑ
1.95
1.95
1.95
2.07
О
0.21
0.02
4.54
0.75
0.28
0.19
Всего
0.88
2.16
0.14
15.14
3.40
0.80
1.14
0.47
0.78
1.95
18.7495.07
18.60S4.051
19.75 100
1 С учетом потерь.

1002
Часть шестая. Общие вопросы,
Общие потери металлов при первом и втором обжиге принимаем:
для цинка 1 %, для свинца 15%, для кадмия 20%.
2) Ра счет обжига на порошок. Для расчета взят
концентрат следующего состава (табл. 431):
Состав цинкового концентрата (°/0)
Таблица 431
Zn
45.0
РЬ
6.0
Fe
7.0
S
31.1
Си
1.3
СаО
1.0
Α1,Οϋ
1.4
Si02
6.0
MgO
0.8
BaO
0.15
As
0.10
Sb
0.05
Μη
0.1
Расчет ведем на 100 кг сухого концентрата.
Минералогический состав сырого концентрата приведен в табл. 432.
Таблица 432
Минералогический состав цинкового концентрата (°/0)
Компоненты
ZnS
PbS
CuFeS2
FeS2
Si02
Прочие
Zn
45
45
S
22.15
0.93
1.3
6.72
31.10
Pb
6
6
Fe
1.14
5.86
7.0
Cu
1.3
1.3
Si02
6
6

Прочие
3.6
3.6
Всего
67.15
6.93
3.74
12.58
6.0
3.6
100.0
Таблица 433
Состав обожженного цинкового концентрата (°/0
Компоненты
ZnS .
ZnS04
ZnO. .
PbS04
PbO .
Cu20 .
CaS04
CaO. .
BaS04
MgS04
MgO .
FeO. .
Fe203 .
SiO, .
Прочие
B(
%
56
Γ
0
.
Zn
0.92
2.86
41.22
45.0
50.0
S
0.45
1.41
0.47
0.29
0.03
0.32
2.97
3.3
О
2.82
10.15
0.94
0.24
0.32
0.43
0.04
0.48
0.2
2.7
18.32
20.3
Pb
3.0
3.0
6.0
6.65
Ot
1.30
1.30
1.44
MgO
0.4
0.8
0.88
CaO
0.5
0.5
1.0
1.1
BaO
0.15
0.15
0.16
Fe
0.70
6.3
7.0
7.77
SiO,
6.0
6.0
6.60

Прочие
Д.65
1.65
1.80
Всего
1.37
51.37
4.41
3.24
1.62
1.22
0.50
0.22
1.20
0.40
0.90
9.00
6.00
1.65
90.19
100.0

Глава V. Металлургические расчеты
1003
Теоретический расход кислорода 48.1 кг
» » азота 161.0 »
В сего воздуха 209.1 кг
Задаемся следующим составом огарка на серу:
Всего серы в огарке 3.3%, из них 0.5% Ss и 2.8% Ss03· Принимаем,
что сульфатная сера связывает50%свинца, 50% кальция, 50% магния,
и 100% бария. Остальная сульфатная сера связана с цинком. Всю
сульфидную серу принимаем связанной с цинком.
Железо при обжиге переходит на 90% в Fe203 и 10% в FeO.
Задаемся выходом огарка в 90%.
Рациональный анализ обожженного концентрата приведен
в табл. 433.
Подано-
концентрата
21%
Пояірш
Iозііра
7S%
Фиг. 373. Материальный баланс обжига цинковых
концентратов
В табл. 434 и на фиг. 373 приведен материальный баланс обжига
цинковых концентратов.
Таблица 434
Материальный баланс обжига цинковых концентратов
Загружено
100.0 КГ
380.0 »
480.0 кг
Получено
Огарок
90.19 кг
389.81 »
480.0 кг
Суточный тепловой баланс при производительности печи 30 т/сутки,
влажности концентрата 12% Н20 и температуре отходящих газов 550°
приведен в табл. 435 и фиг. 374.
б) Расчет раймовки. Шихта, загружаемая в реторты дестилляционной
печи, состоит из агломерата, состав которого приведен в табл. 430,
и угля-восстановителя состава, указанного ниже (в %)t

1004
Часть шестая. Общие вопросы
Таблица 435
Теяповой баланс печи для обжига цинковых концентратов
Приход
От горения топлива
От экзотермических
кал .
12 980 000
33 0Q2 560
45 982 560
%
28.3
71.7
100
Расход
С сернистыми газами
С топочными газами
Испарение влаги . .
С обожженным
концентратом ....
Охлаждение вала и
,гребков
Излучение в
атмосферу
кал. %
22 238 000
6 798 100
1 940 400
3 180 000
3 760 000
8 066 060
45 982 560
48.34
14.78
4.19
6.92
8.17
17.60
100
Состав угля-восстановителя (°/„)
С
80
СН4
15.5
N2
р.5
Зола
5
Состав золы: 55% Si02,19.0% А1203, 23:0% Fe203, 3% СаО.
Горение топ-
лиIвШ%,
Зкшерни
чские реакции
71.7%
Ссержщшя/
газани №.3Ί%
СВозIцхон охлажд
гребки 1.17%
Прочие потери 17.611%
Фиг. 374.- Тепловой баланс печи для обжига
цинковых концентратов
Принимаем, что:
1) железо восстанавливается на 50% до металлического состояния
и на 50% до FeO;
2) GaS04 восстанавливается до GaS;
3) общее извлечение цинка при дестилляции равно 95.7%, причем
в виде жидкого цинка извлекается 93.7%, а в цуссьеру —2% всего
металла. Указанное извлечение получается -при условии
дополнительного обогащения полупродуктов (раймовки, глины-замазки, ретортного
и конденсаторного боя) и возвратом концентратов, получаемых при
обогащении, на вторичную деотилляцию (табл. 436): ·

Глава V. Металлургические расчеты
1005
Таблица 438
Распределение цинка по отдельным продуктам плавки
Продукты плавки
» пуссьеру
» конденсаторный бой
» глину-замазкѵ
» ретортный, бой
» раймовну
На улетучивание
Без до
извлечении шінна
из
полупродуктов, %
85.5
2.0
2.5
1.2
0.3
G.5
2.0
100.0
С учетом извлечения цинка
нз полупродуктов, %
І3.7
2.0
0.3 (% извлечения 80)
0-4 (% изслечения G5)
0.3
1.3 (% извлечения 80)
2.0
100.0
4) безвозвратные потери цинка при дестилляции распределяются,
следующим образом:
с раймовкой после ее обработки . . 1-3%
с керамикой » » » ... 1%
на улетучивание и распыление . . 2%
Всего 4.3%
5) восстановленный кадмий распределяется между металлическим
цинком и пуссьерой. В металлический цинк переходит 60% всего кадмия;
10% кадмия конденсируется в пуссьеру; 20% кадмия уносится в
атмосферу; 10 %—остается в раймовке;
Горение
топлиба
S0.
Зкготершч
реакции 8.7Ί
Вносится
шихтоиО.ІI
Comxohufunu
газани
Зндотертч.ре-
■^акцииЖЗП
' ' Уносится-
■раитШоШI
цинконШIА
■іидеисаторн
газа ни 2.76%
lie торта ни 0.13%
■очие
потери SLK %
ретортипиШѴ
Фиг. 375. Тепловой баланс цинкодестилляционной печи
6) распределение свинца при дестилляции: 40% свинца
восстанавливается и конденсируется вместе с металлическим цинком, 60% свинца
остается в раймовке.
В табл. 437 приведен баланс металлов при дестилляции цинка.
Расчетный состав раймовки приведен в табл. 438.

1006
Часть шестая. Общие вопросы
Таблица 437
Баланс металлов при дестипляции цинка
Получено металлов
В Цинке I выгреба . . .
» » II » ...
» » III » ...
В пуссьере I выгреба . .
» » II »
Общее извлечение .
» глине-замазке
» конденсаторном бое . . ·
» ретортном бое
» пылеуловителе ....
Не учтено (по разности) .
Zn

жание,
%
98.62
95.97
95.72
97.10
73.11
72.5
11.99
11.49
25.87
3.26
53.25
—
—

Извлечение
к
общему

количеству,
%
36.14
26.58
11.80
74.52
2-79
0.75
78.06
9.95
1.10
2.87
0.38
0.57
92.93
7.07
100.0
РЬ

жание,
%
1.37
4.03
4.96
2.88
0.74
0.48
9.25
1.23
1.01
1.02
5.10
—

Извлечение
к
общему

количеству,
%
10.60
20.51
5.72
36.83
0.26
0.05
37.14
56.74
1.02
1.06
1.11
0.51
97.58
2.42
100.0
Си

жание,
%
0.031
0.028
0.0295
0.21
0.35
6.09
0.49
0.93
0.60
0.62
—
—

Извлечение
к
общему

количеству,
%
0.21
0.15
t
0.36
0.15
0.'57
1.08
95.08
0.77
0.90
1.33
0.12
98.78
1.22
100.0
Fe

жание,
%
0.07
0.11
0.09
0.088
0.70
0.91
16.37
2.0
—
—

Извлечение
к
общему

количеству,
%
0.18
0.22
0.08
0.48
0.1Э
0.07
0.74
97.12
0.151
98.0
2.0
100.0
в) Материальный и тепловой балансы цинкодестилляционной печи.
В табл. 439 приведен суточный материальный баланс
цинкодестилляционной печи.
В табл. 440 и на фиг. 375 приведен тепловой баланс
цинкодестилляционной печи.
Эуленштейн составил тепловой баланс для цинковой дестилляционной
печи, отапливаемой генераторным газом с генерацией тепла
отходящих топочных газов.х
1 Eulenstein. Metaliurgie, iX, 328, 396, 1912,

Химический и рациональный сослав раймовкн (°I0)
Таблица 438
Компоненты
ZnS
ZnO
Pb
Си
Fe
FeO
CaS
CaO
MgO
Cd
A120
SiO„
Mn3C
С .
9
4
Всего
%. · ·
-
Zn
1.04
2.56
3.60
6.18
Pb
1.11
1.11
1.90
. Си
2.07
2.07
3.56
Cd
0.01
0.01
0.02
Fe
7.05
7.41
14.46
24.86
S
0.52
0.20
0.72
1.24
Ca
0.25
0.25
0.44
CaO
1.26
1.26
2.16
MgO
0.50
0.84
АІ.О,
2.49
2.49
4.27
Si02
4.78
4.78
8.21
О
2.12
0.20
2.32
5.06
Μη
0.62
0.62
1.05
С
23.40
23.40
40.21
Количество
на 100 кг
агломерата
1.56
3.19
1.11
2.07
7.05
9.53
0.45
1.26
0.50
0.01
2.49
4.78
0.82
23.40
58.22
2.67
5.47
1.90
3.56
12.11
16.38
0.77
2.16
0.86
0.02
4.28
8.21
1.40
40.21
ЮО.О

1008
Часть шестая. Общие вопросы
Таблица 439
Суточный материальный баланс цинкодестилляциопной печи
Загружено
материалы
Агломерат . . .
Штыб
Оборотная
раймовка ....
Конденсаторная
пыль
Корки из
конденсаторов . .
Дроссы из
плавильных печей
Конденсаторный
бой
Штыб к
оборотным материа-
Всего загружено
вес,
кг
7 000
4 000
1000
1146
189
300
200
600
14 435
цинка
%
58.5
8.9
58.7
67.1
86.7
63.7
—
вы-
кг ход,
%
4 095
89
672.7
126.8
260.1
127.4
5 371
76.0
1.7
12.5
2.4
4.9
2.5
100.0
IЮлучгни
матерпалы
Сыро'й цинк . ■
Конденсаторная
пыль
Пуссьера . . .
Корки из
конденсаторов . .
Битые реторты
Конденсаторный
бой
Раймовка . . .
Газов (по разности
Получено .
вес,
кг
3 650
1213
242
182
660
200
7 047
1141
14 435
цинка
%
98.3
52.1
76.7
57.2
6.0
52.0
6.5
—
. ВоI-
кг ход,
1 %
3 578
622
183.2
104.1
39.6
104.0
440
300.1
5 371
66.6
11.4
3.6
2.0
0.7
2.0
8.1
5.5
100.0
Таблица 440-
Тешіовой баланс цинкодестилляциопной печи (по Гофману)
Приход тепла
Экзотермические реакции .
Вносится с шихтой
Вносится с ретортами . . .
%
90.94
8.74
0.18
0.14
100.00.
Расход тепла
С отходящими газами . . .
Эндотермические реакции . .
Уносится раймовкой . ·. . .
Уносится цинком
С конденсаторными газами .
Потери на излучение и
теплопроводность (по раз-
%
50.85
10. «6
2.67
0.45
2.76
0.19
32.12
100.00

Глава V. Металлургические расчеты
1009·
Тепловой баланс составлен на 100 кг сырого цинка. В основу
расчета были положены следующие показатели:
извлечение цинка —88%;
расход термического топлива—120% веса руды;
состав угля: 79.6% С, 15.4% золы, 4.45% влаги;
состав генераторного газа (в % объемных):
со2
5.7
0-2
0.2
СО
22.1
СН4
4.2
нг
8.8
N,
59.0
средняя температура генераторного газа —675°;
состав отходящих топочных газов после регенераторов (в % объемных)!
С02
13.8
02
2.3
СО
0.9
N2
83
температура (средняя) отходящих топочных газов 500°;
расход восстановителя —50% веса руды;
содержание цинка в обожженном концентрате 51.8%;
расход реторт: 3 шт. на 1 τ сырого цинка;
температура отходящих конденсаторных газов 500°;
температура раймовки 1000°;
температура загружаемых в печь реторт 800°;
температура сменяемых реторт 1100°;
температура жидкого цинка, выгребаемого из конденсаторов, 520°'»
На основе приведенных выше показателей тепловой баланс печи
установлен в следующем виде (табл. 441). Как видно из приведенного
Таблица 441
Тепловой баланс цинкодестилляционной печи (по Эуленштейну)
Приход тепла
Горение генераторного rasa
Горение
топлива-восстановителя
С ретортами, вставляемыми в
печь
Итого
%
95.65
0.19
4.01
0.15
•100.00
Расход тедла
Отходящие топочные газы .
Эндотермические реакции . .
Реторты,'вынимаемые из печи
Конденсаторный газ ....
Излучение и
теплопроводность (йо разности) ....
%
53.49
2.80
0.48
11.52
0.20
2.?0
28.61
100.00
баланса, непосредственно на эндотермические реакции восстановления
расходуется 11.52% всего количества тепла. Потери на излучение и
теплопроводность составляют 28.61 % всего количества расходуемого тепла.
Это показывает, что цинковая печь в тепловом отношении является
несовершенным металлургическим аппаратом, значительно
уступающим отражательным или шахтным печам.

шо
Часть шестая. Общие вопросы
г) Расчет кека при гидрометаллургии цинка (на 100 кг обожженного
концентрата). На выщелачивание поступает обожженный цинковый
концентрат, состав которого приведен в табл. 442.
Таблица 442
Химический и рациональный состав обеасженного концентрата (%)
Компоненты
ZnS .
ZnS04 .
ZnO. .
PbS04 .
PbO .
Cu20 .
CaSOa
CaO .
BaS04 .
MgS04
'MgO .
FeO .
Fe2Os
Прочие
Всего, кг . . .
%
Ζα
0.92
2.86
41.22
45.00
50.0
S
0.45
1.41
0.47
0.29
0.03
0.32
2.97
3.3
О
2.82
10.15
0.94
0.24
0.32
0.43
0.04
0.48
0.2
2.7
18.32
20.3
Pb
3.0
3.0
6.00
6.65
Си
1.30
MgO CaO BaO
0.4
0.4
1.30 0.8
1.44]0.88
0.5
0.5
1.0
1.1
0.15
0.15
0.16
F Ι Προ-
ie чие
0.70
6.3
7.65
7.0 I 7.65
7.77 8.40
1
Всего,
кг
1.37
7.09
51.37
4.41
3.24
1.62
1.22
0.50
0.22
1.20
0.40
0.90
9.00
7.65
90.19
100. 0
Принимаем извлечение металлов при выщелачивании:
цинка 92°/0
меди 80°/о
железа 15°/0
Из 100 кг обожженного концентрата перейдет в раствор;
цинка 50 · 0.92 = 46.0 кг
меди 1.44-0.80= 1.15 »
железа 7.77-0.15= 1.17 »
В кеках останутся следующие количества металлов:
цинка 50 — 46 =4.0 кг
меди 1.44— 1.15 = 0.29 »
железа 7.77— 1.17 = 6.60 »
Нерастворенный цинк находится в кеках в виде ZnS и ZnO-Fe203;
с ZnS связано —— = 1.02 кг цинка; с Zn0-Fe203 связано 4.0 —1.02 =
= 2.98 кг цинка.
Принимаем, что медь остается в кеках также в виде феррита. Нерас-
творившаяся часть железа находится в виде окиси, а растворившаяся

Глава V. Металлургические расчеты
1011
выпала обратно в осадок в виде гидрата окиси. Кальций, барий и свинец
перешли в нерастворимые сульфаты. Окись магния осталась в кеке
в силикатной первоначальной форме. Отсюда получаем следующий состав
кека (табл. 443).
Таблица 443
Состав кека после выщелачивания (кг)
Компоненты
ZnS
ZnO . .
Fe203 -
Fe(OH)3
CuO . .
PbS04 .
BaS04 .
CaS04 .
MgO .
Прочие
Всего ...
Zn
S
1.020.5
2.98
—
—
—
—
—
—
—
—
4.0
—
—
—
—
1.03
0.03
0.63
—
—
Ο Η 1 Fe
—
0.73
2.82
1.01
0.07
2.06
0.06
1.26
—
—
2.19 8.01
—
—
—
0.07
—
—
—
—
—
—
0.07
—
6.60
1.17
—
—
—
—
—
—
7.77
Cu
—
—
—
0.29
—
—
—
—
—
0.29
Pb
—
—
—
—
6.65
—
—
—
—
6.65
BaOCaOMgO
_
—
—
—
—
—
0.16
—
—
—
0.16
—
—
—
—
—
—
1.10
—
—
1.10
—.
—
—
—
—
—
—
—
0.4
—
0.4

Прочие
__
—
—
—
—
—
—
—
—
8.4
8.4-
Всего
1.52
3*71
9.42
2.25
0.36
9.74
0.25
2.99
0.4
8.4
39.04
Задаемся содержанием влаги в отвальном кеке, равным 35%. Тогда
количество влаги в кеках составит:
39-04-35 „. ОЛ
=21.20 кг.
65
Всего влажных кеков получится: 21.20 + 39.50=60.70 кг.
Принимаем содержание в отвальных кеках 2% Zn в виде ZnS04.
Следовательно, в кеках содержится 1.23 кг цинка в виде сульфата,
что соответствует 3.08 кг ZnS04.
Таким образом, сухих кеков получится: 39.04 + 3.08=42.12 кг.
Состав сухих кеков приведен в табл. 444.
Таблица 444
Состав сухих веков
Компоненты
Твердого, кг ... .
ZnS04, кг
В с е г о кг . . .
%
Zn S
4.0
1.24
5.24
12.44
2.19
0.61
2.8
6.65
О
Η
8.010.07
1.23 —
9.24 0.07
21.96^.24
I
Fe
7.77
7.77
18.27
Си
0.29
Pb
6.65
1
0.29 6.65
0.7215.80
Baojcaoj и*£
0.16
0.16
σ.4ΐ
1.10
1.10
2.61
8.80
8.80
20.90
Всего
39.04
3.08
42.12
100.0
64 Металлургия тяжелых цветных металлов

1012
Часть шестая. Общие вопросы.
Определяем количество сульфатной серы в кеке:
с ZnSO, 0.61
» PbS04 1.03
» BaSO, 0.03
» CaS04 0.63
2.30
Всего .... 2.30 кг или 42 ,2 · 100 = 5.46% сульфатной серы.
Остается цинка в кеке после выщелачивания:
5-24
50
.100=10.50/0.
Принимаем прочие потери цинка равными:
1. При очистке раствора от Си и Cd 0.75%
2. С растварами при выщелачивании 0.50%
3. » » » электролизе 0.50%
4. При переплавке катодов 0.25%
Итого 2.00%
Всего потерь 12. %
Общее извлечение цинка составит 87.5%.
При переработке кеков с 80%-ным извлечением цинка общий выход
металла достигает 96%.
В табл. 445 приведен материальный баланс гидрометаллургического·
способа получения цинка.
Таблица 445
Баланс продуктов в гидрометаллургии цинка (на 100 τ обожженных
концентратов в сутки)
Поступило
Обожженные концентраты . . 100 τ :
Отработанный электролит . 1000 м3
Вода 60 м3
Цинковая пыль 4 т
Получено
Нейтральный раствор . . . 1000 м3
Отвальные кеки 55 τ
Пески кислой ветви .... '8 ь
Медно-кадмяевые кеки ... 5 »
Свинцовые кеки 2 »
Кобальтовые кеки 75 кг
Схема движения материалов цинкоэлектролитного производства
приведена на фиг. 376.
Практическое распределение цинка по отдельным продуктам при
гидрометаллургическом способе получения приведено ниже (в %).
Извлечено в раствор . · Si.6
Осталось в отвальных кеках 10.7
Осталось в песках 2.0
Перешло в кадмиевый кек 2.0
Перешло в свинцовый кек 0.3
Потери (по разности) 3.4
Итого
100. β

Глава V. Металлургические расчеты
СЬірои концентрат
275 т
Вода 500 мз
ОвжиаоВЬш цех
МпОг 3.0 т
Серная кислота
10.0 т.
ВЬіщелаииват. цех
I
Кзк на белЬц-процесс 105т
Электролитный цех
Cu-Cd кок 10.5т
Розн пот. 2п-1.00т
ПлобилЬн. цех
і
Фиг. 376. Схема движения материалов цинноэлектролитного производства
Баланс металла цинкоэлектролитного произ
в о д с τ в а приведен ниже (в %).
от до
В чушковой цинк 70.90 75.5
В кеки (отвальные) 19.29 16.5
В свинцовые и кобальтовые кеки 0.45 —
Потери (безвозвратные) 9.36 8.0
100.00 100.0

3014
Часть шестая. Общие вопросы
Распределение потерь по переделам
приведено ниже (в %).
Обжиг 21.75
Выщелачивание 68.25
Электролиз 3.62
Плавка ,6.38
100.00
В табл. 446 приведено распределение потерь цинка на некоторых
цинковых заводах.
Таблица 446
Распределение потерь цинка на электролитных цинковых заводах (%)
Потери
При обжиге концентратов . . .
При транспортировании ....
С медно-кадмиевыми кеками
При переплавке катодного цинка
Итого.... ■
Завод
Трайл

безвозвратные
0.25
0.12
0.20
0.24
0.70
1.52
в отходы
16
1.80
3.70
21.50
Грейт-Фоллс

безвозвратные в отходы
0.32
0.75
0.9
0.3
1.20
3.47
5.0
4.2
4.6
13.80
§ 3. Металлургия меди
а) Расчет шихты для обжига и плавки. На обжиг поступает шихта,
состоящая из медных концентратов, кварца и известняка. По
минералогическому составу концентрат характеризуется присутствием пирита,
халькопирита и сфалерита.
В табл. 447 приведены составы ингредиентов шихты.
Таблица 447
Состав ингредиентов шихты медной плавки
Минералы
Халькопирит . . .
Сфалерит
Пирит
Породообразующие
Известняк ....
Итого ...
Вес,
кг
37.40
1.95
56.50
4.15
X
Υ
100 +
+Χ+Υ
Содержание составных частей, кг
Си
13.0
13.0
Fe
11.4
26.15
37.55
S
13.9
0.65
30.35
44.9
Zn
1.30
1.30
Si02
3.15
0.SX
3.15+
+ 0.8X
CaO(MgO)
0.5
0.01X
0.5У
0.5 +
+0.01X+
+0.5У
A1,03
0.5
0.03X
0.5 +
+ 0.03X
Fe208
0.15X
0.15X

Глава V. Металлургические расчеты 1015
Расчет ведется на 100 кг сухого концентрата, к которым прибавляется
X кг кварца и У кг известняка.
Принимаем степень десульфуризации при обжиге равной 70%. Пирит
разлагается при обжиге на 90%; халькопирит на 50%. Таким образом,
при диссоциации пирита удалится серы: 30.35 χθ.5χθ.9 =13.6 кг. Нераз-
ложенного пирита остается 5.65 кг. При диссоциации халькопирита
удалится серы: 13.θχθ.25χθ.5=1.62 кг. Неразложенного халькопирита
остается 18.7 кг. Всего удалится серы от диссоциации высших сульфидов
15.22 кг. Серы при обжиге концентратов при общей
десульфуризации в 70% удаляется : 44χθ.7=30.8 кг.
На окисление приходится: 30.8 —15.22 = 15.58 кг серы.
Принимаем, что при обжиге окисляется преимущественно сульфид железа по
двум реакциям:
2FeS + 3SOa = Fe203 4- 2S02,
3FeS+ S02 = Fe304 + 3S02.
Полагаем, что по каждой из двух приведенных реакций окисляется
но 7.79 кг серы.
По первой реакции окислится, таким образом, 23.4 кг FeS с
образованием 21.3 кг Fe203.
По второй реакции окислится столько же FeS с образованием 20.6 кг
Fe304.
В табл. 448 приведен рациональный состав огарка (в кг).
Таблица 448
Рациональный
Минералы Вес
Сульфид железа .
Халькопирит . .
Халькозин . . .
Пирит
Сфалерит ....
Магнетит . . .
Гематит ....
Породообравующ.
Кварц
Известняк . . .
3.35
18.7
8.13
5.65
1.<5
18.80
19.50
4.15
Χ
0.5F
Си
6.5
6.5
Итого . . ! 80.23+ 13.0
<+X+0.5Y\
<
Fe
2.13
5.7
2.62
13.50
13.60
37.55
состав огарка (κι
S
1.23
6.5
1.63
3.03
0.65
13.04
Zn
1.30
SiO,
3.15
0.8X
')
CaO
0.5
0.01X
0.5У
A1.0,
0.5
0.03X
I 1
1.30 3.15+ 0.5+ 0.5 +
+0.82" +0.01X+ +0.03X
| +0.5У
02
5.30
5.90
11.20
В плавку поступает 80.23 + Χ + 0.5 У кг огарка и А кг
конвертерного шлака.
При отражательной плавке от диссоциации оставшегося пирита
выделится 1.51 кг серы; от диссоциации халькопирита—1.62 кг серы.
По реакции взаимодействия между окисью и сульфидом железа
окислится 1.35 кг серы; по реакции между магнитной окисью и сульфидом
железа —0.86 кг серы. Всего при отражательной плавке окислится
5.34 кг серы. Степень десульфуризации при отражательной плавке
составит 5.34:13.04=40%. В штейн перейдет 13.04—5.34=7.70 кг серы.

1016
Часть шестая. Общие вопросы
По реакциям между окислами и сернистым железом образуется
40.7 кг закиси железа (31.7 кг Fe). Из концентрата в штейн перейдет
37.55—31.7=5.85 кг железа, что соответствует 8.65 кг FeS. Это
количество железа при последующем конвертировании полностью переходит
в шлак. При содержании в конвертерном шлаке 54% железа на 100 кг
концентрата приходится 5.85:54.100=10.7 кг шлака от бессемерования
штейна. В табл. 449 приведен состав конвертерного шлака.
Τ а б л"и ц а 449

Компоненты
кг
%
Si02
2.14
20
FeO
6.0
50
Состав конвертерного
Fe304
11
FeS
0.67
6.3
Cu2S
0.32
3.0
шлака
ZnO
0.10
1.0
А1203
0.18
1.7
CaO
0.10
1.0
Fe203
1.18
Медь в шлаке принимаем в форме запутавшегося штейна. Отсюда
состав штейна может быть определен без учета потерь меди в шлаке
(табл. 450).
Таблица 450
Состав штейна
Компоненты
FeS
ZnS
Переходит из
огарка:
кг
16.25
8.65
1.95
конверс.
шлака,
кг
0-32
0.67
+Cu„S+FeS-l-ZnS= 95 . .
+CusS+FeSfZnS=100% . .
Всего,
кг
16-57
9.32
1.95
27.84
100.00
Содержание отдельных
элементов, кг
Си
13.24
I
13.24
48.00
Fe
6.25
6.25
22.50
S Zn
3.33
3.07
0.65
7.05
25.3
1.30
1.30
4.2
Выбираем шлак состава (%)
SiOa
38
Fe
48
CaD(MgO)
4
На 100 кг сухого концентрата в шлак переходит:
Кремнекислоты: 3.15 + 0.8Х + 2.14= 5.29 + 0.8Х
Закиси железа: 40.7+6-0=46.7
Окиси кальция: 0.5+0.01 X + 0.1+ 0.5 Г = 0.6 + 0.01 X + 0.5 К.
Составляем два уравнения:
5.29 +0.8Λ·
46.7
38
48 '
0.6 + 0.01^+0.5 Υ 4
46.7 48
^=39.5 кг
Υ= 5.8 кг

Глава V. Металлургические расчеты
1017
Действительный состав шлака получается следующий (табл. 451):
Таблица 451
Состав шлака
Компоненты
Si02
FeO
CaO(MgO)
Сумма SiOj, 4- FeO + CaO . . . .
Сумма всех составляющих . . .
кг
36.89
46.70
3.90
87.49
97.00
%
38.0
48.0
4.0
90.0
100.0
Содержание меди в шлаке принимаем равным 0.35°/q-
На 100 кг сухого концентрата переходит в шлак: 97/(0.35 = 0.34 кг
меди. Считая механические потери равными 1%, получаем извлечение
меди в штейн: (13—0.34) ι 13.100,-1 = 96.4%.
Вес исходной шихты: 100 + X + Υ = 100+39.5 + 5.8 = 145.3 кг.
Вес огарка: 80.23 + X + 0.5Г = 80.23 + 39.5 + 2.9=122.63 кг.
Выход огарка (% веса шихты1*:.1
122.63:145.3-100 = 84%.
б) Материальный и тепловой баланс печи по обжигу медных
концентратов. Печь десятиподовая с верхним подсушивающим подом.
Концентрат содержит 16.8% влаги.
Суточная производительность печи:
загружена концентрата -. . . . 114.7 τ
получено огарка 106.1 »
выгорело серы 28.7 »
В пересчете на 1000 кг сухого концентрата:
получено огарка г 925.6 кг
выгорело серы 249.9 »
испарилось влаги 201.9 »
окислилось пирита 468.0 »
получено сернистого ангидрида 194.9 м»
всего получено газов 2332.0 »
израсходовано воздуха· на охлаждение 1960.0 »
Состав газов (в объемных процентах):
S02-7.5%; O2-9.0%; N2-83.5%.
Уд. вес газа 1.39 кг/м3; средняя температура отходящих газов 340°
теплоемкость газов 0.328 кал/м3 °С.
Температура огарка 650°; теплоемкость огарка 0.153 кал/кг °С.
Расход воздуха на охлаждение гребков 4.2 м3/сек.
1 В. Смирнов. Отражательная плавка, 1941.

1018
Ча:тъ ше-тая. Общие вопросы
Температура наружного воздуха 20°. Температура нагретого воздуха
при выходе из центрального вала 170°.
При составлении теплового баланса учитывалось только горение
пирита, причем было допущено, что одна половина сгоревшего пирита
окислилась до окиси железа, другая до магнетита.
Таблиц а 452
Тепловой баланс печи по обжигу медных концентратов
Приход тепла:
1) Окисление пирита по реакции:
iFeS,+1102 — 2Fe.03+8SO. . .
2) Окисление пирита по реакции:
3FeS„J-802 — Fe304+6S02
Всего
Расход тепла:
1) С сернистыми газами
2) С парами воды (включая испарение)
3) С воздухом для охлаждения гребков ....
4) С огарком . .
5) На теплопроводность, излучение (по разности) .
Всего
Калорий
тыс.
398.8
379.2
778.0
260.1
143.4
92.7
92.5
189.3
778.0
%
51.0
49.0
100.0
33.5
17.5
11.9
11.9
25.2
Ю0.0-
[прение пирита
С сернистыми
газани Ш%
Спарена Мы 17.!%
Closdtfxtm Зля
охлаждение гребкеі ff.S%
Прочие V ьогарШIІП
потери IS.1%
Фиг. 377. Тепловой баланс печи для
обжига медных концентратов
В табл. 452 и на фиг. 377
показан тепловой баланс печи при
обжиге медных концентратов.
Из баланса видно, что
значительное количество тепла теряется на
испарение влаги. Можно приближенно
принять, что на каждый процент
влаги в концентрате расходуется один
процент тепла из всего баланса. Чем
меньше влаги в концентрате, тем
благоприятнее тепловой режим печи.
Использование нагретого воздуха для
горения также может явиться
источником экономии тепла. Около
четверти тепла теряется на
теплопроводность и излучение. Для
экономии тепла целесообразно тщательно
отеплить печь, покрыв ее
снаружи слоем изоляционного
материала.
В некоторых случаях возмож-

Глава V. Металлургические расчеты 1019
но вести обжиг без дополнительного подогрева даже в случае
небольшого количества серы в обжигаемой шихте, содержащей значительное
количество флюсов и оборотных материалов.
Элементы расчета печи для обжига медных
концентратов. При расчете печи для обжига медных концентратов
могут быть приняты следующие исходные данные, установленные
экспериментально:
1) удельная производительность подсушивающего пода при нагреве
шихты до 150° принимается до 300 кг на 1 м2 в сутки;
2) удельная производительность подов, иа которых шихта
нагревается с 150 до 425° (температура воспламенения), принимается до 3500 кг
шихты на 1 м2 в сутки:
3) удельная производительность печи на 1 м2 площади внутренних подов,
на которых осуществляется обжиг, принимается в 700 кг шихты в сутки;
4) с 1 м2 площади пода за сутки удаляется в среднем 140 кг серы:
5) избыток воздуха против теоретического принимается 2—3-кратный:
6) температура отходящих обжиговых газов 400°; содержание S02 в газах
5% (объемных);
7) скорость движения газов устанавливается: в отверстиях подов
1.2—2.0 м/сек.; в газоотводе 6 м/сек.; в общем газосборнике 5—8 м/сек.
в) Материальный и тепловой балансы отражательной плавки.
Медеплавильный завод перерабатывает концентраты и флюсы, состав которых
приведен в табл. 453.
Таблица 453
Состав ингредиентов шихты отражательное плавки {%)
Материал
Концентраты ....
Кварц
Известняк
Си
12
—
—
Fe
35
—
—
R
43
—
—
Zn
0.5
—
—
Si02
5.0
SO
5
CaO
0.6
4
50
A1303
3.0
—
—

Прочие
0.9
G
45
Всего
100
100
100
Концентраты подвергаются предварительному обжигу. Степень де-
сульфуризации при обжиге составляет 75%.
Плавка ведется на шлак следующего состава (%):
*Ч02 CaO FeO Всего
36 4 50 90
Десульфуризация при плавке составляет 22%. Штейн получается
с содержанием 35.5% меди.
Отопление печи производится угольной пылью следующего состава
{%)'■
С Η S N О W А Всего
65.45 3.99 0.61 1.07 5.6 7.0 16.28 100
Теплотворная способность угольной пыли равна 6654 кал/кг. Расход
угля принят в 16% веса твердой шихты. Избыток воздуха для сжигания
угля составляет 10% теоретически необходимого. Из всего количества
золы 65% переходит в шлак; 35% уносится из печи.

1020
Часть шестая. Общы-в вопросы
з
со
3
в
а
ю
■Η
со
! I 1 I I I I і I I I I I 1
<o
со
<N
*н
CO
О
О
гч
со
"2
8
со
СО
ч*
СО
Гч
«S4
Гч
О
Гч
О
о
(Ν
СО
<Р
о
II
Mill
Q ю w
чн о о
1Л tO Ю О ri
о о о о о
I I
о
о
О О <N <D ^О О чЗ»
к* ю СО \Л О О «Н
о σι о о *vf со чн
О ч# О О СО О
о
со
ОО
•гН
О
сч
σϊ
см
σ>
со
о
І.О
СЧ
о
со
«3·
о
со
чЧ
О
О
*ч
о
I I 1
σ> *# о
«еЧ СО О
1 1 1 1 1 I I I I 1 1 1 1 1
12.46
44.69
11.21
0.66
3.57
32.18
3.52
53.29
131.19
11.75
0.72
0.17
2.92
4.18
ι ι ι ι ι ι ι ι ι ι ι ι ι ι
II
Ж
со
00
о
ч«
CSV
I 1 I I I I I
CO
о
11,1111
гч ч*
UO О
СП О
•сН О
со
гч
тн
СМ
к*
СМ
Гч
О
О
о
чн
гч
о
о
СО
Гч
•сЧ
сч
OS
,еч
ι ι ι ι ι ι ι ι ι ι ι ι ι ι
со Оѵ О СО О \Л CN ёЛ " О
чЧсОчЧ^СЧООЮОЭ СЧ
о σ> о о о ·* © сч 1 I I I I о
СО О СО гч О О ** О 00
««Ч^ООСОЧ ■ Гч
иёооаюмо I I I I I со
*Н СО ·*4 <Ν
©ОООГчСОООО 00
. © Гч ІП СО СО О Ю φ
2юоосоі>сОф I I I I |cc
CO. чч. "*
и '■'*'' S
• — « О о
о

Глава V. Металлургические расчеты
1021
В табл. 454 и на фиг. 378 приведен материальный баланс плавки.
Температура огарка, загружаемого в печь, принята равной 400°. Температура
ЁлакПП
ΟΤΙ.
Газы)і/.3%
Фиг. 378. Материальный баланс отражательной
плавки медных концентратов
конвертерного шлака, заливаемого в печь, принята 1120°. Температура
отходящих газов —1200°. Теплосодержание отвального шлака при 1200°
принято 300 кал/кг. Теплосодержание штейна принято 225 кал/кг.
Горение
топлиіа
ЮТ,
Чяоситс*
штештіМ%
шлФпЮ.ИХ
цгошйи
аыпію М%
Зкзотернич.-^
реакции £77%
Фиг. 379. Тепловой баланс отражательной печи
медной плавки
В табл. 455, 456 и на фиг. 379 приведены тепловые балансы
отражательной печи.
Баланс тепла ватержакета пиритной плавки.
В табл. 457 и на фиг. 380 приведен тепловой баланс ватержакета
пиритной плавки.
На 1 кг шихты приходится 654 кал., в том числе 68 кал. за счет
горения углерода кокса.
Баланс меди при пиритной плавке (в %к исход
ному количеству). Переходит:
і штейн
82—86
В шлак
8—14
В пыль
2—4
Угар
0.3—3.0

1022
Часть -шестая. Общие вопро-ы
пирита
Инасится штеитпIЗХ
шмоНм336%
кокса №%
~* Прочие патера И%
Фиг. 38(1. Тепловой баланс пиритной плавки
Тепловые балансы отражательных печей для медной плавки
А. Пылеугольное топливо
Принято:
1. Состав продуктов плавки (в °Д)
Продукт
Концентраты
Си
12.0
35.0
Fe
35.0
S
43.0
Si02
5.0
36.0
CaO
0.6
4.0
А1203
3.0
Zn
0.5
FeO
50.0
2. Температура огарка, загружаемого в печь 400°
3. » жидкого конвертерного шлака 1120°
4. » отходящих газов 1200°
5. Теплосодержание шлака при 1200° 300 кал/кг
6. » штейна при 1200° 225 »
Ί. Расход пылеугольного топлива от веса шихты 16%
В. Нефтяное топливо
Принято:
1. Состав продуктов плавки (в %)
Продукт
Шихта
Si02
16.0
39.5
А120,
5.0
11.8
FeO
32.0
38.2
30.0
CaO
2.98
4.5
Си
19.0
0.5
40.0
S
16.5
25.0
2. Расход жидкого топлива от веса шихты 11%
3. Размеры печи 36.5x6.5 м
4. Производительность 476 τ твердой шихты в
сутки+124 τ
конвертерного шлака

Глава V. Металлургические расчеты
1023
Τ а б л н ц а 455
Тепловой баланс отражательной печи с пылеугольныч отоплением
Приход тепла
1. Тепло горения угольной
2. Тепло, вносимое огарком .
3. » конвертерного
шлака
4. Тепло шлакообразования
5. » вносимое угольной
пылью и воздухом ....
Итого (135 000 кал)
%
82.97
6.52
4.30
5.77
0.44
100.0
Расход тепла
1. Тепло, уносимое штейном
3. » » шлаком .
3. » эндотермических
4. Тепло, уносимое газами .
5. Прочие потери (по
разности)
Итого (135 С0О кал)
« !
I
5.65
10 93
3.93
44.27
25.22
100.0
Таблица 456
Тепловой баланс отражательной печн с нефтяным отоплением
Приход тепла
1
2
3
4
5
6
Тепло горения нефти
» вносимое огарком . . .
» » конвертерным
шлаком . . .
» окисления серы ....
» шлакообразования . .
» штейнообразования . .
Итого
О.'
/о
81.4
1.6
5.7
8.3
2.3
0.7
100.0
1
2|
3
4
5
6
Расход іеила
Тепло, уносимое штейном
» » шлаком. .
» генерируемое котлами
Эндотермические реакции
Тепло, уносимое газами
Потери тепла на излучение
1
%
9.1
14.1
28.2
0.5
20.6
27.5
100.0
Таблиц а 457
Распределение тепла при пиритной плавке
Расход тепла
в%
Уносится газами
Уносится штейном
» шлаком
На диссоциацию сульфидов . .
» » карбонатов
Испарение влаги ·.
Сублимация серы
Нагрев воды в кессонах . . . .
Другие потери (по разности)
Итого
16.2
1.3
33.6
27.2
3.4
1.9
2.6
12.0
1.8
100.0

1024
Часть шестая. Общие вопросы
4. Металлургия никеля
В табл. 458 приведен материальный баланс ватержакетной плавки
окисленных никелевых руд.
Τ а б л и ц а 458
Материальный оаланс шахтной плавки окисленных никелевых руд
Загружено
Руды
Оборотов кобальтного цеха . . .
Гипса
Пиритного колчедана
Кокса отсеянного
Доменного угля
Итого
%
38.6
10.6
5.7
2.2
23.9
0.3
17.7
1.0
100.0
Получено
%
3.6
56.8
39,6
100.0
Содержание никеля в шлаке .... 0.07%
Средний проплав шихты на 1 м2
сечения в области фурм 26.5 τ

список основной литературы
Аветисян X. К. Металлургия меди. 1943.
Баймаков Ю. В. Электролиз в металлургии. 1939.
Барабошкин С. Н. Бессемерование медных штейнов. 1936.
Вендеборн Г. Спекание и обжиг методом просасывания. 1937.
Вольский А. Н. Теория металлургических процессов. 1935.
Вольский А. Н. Основы теории металлургических плавок. 1943.
Гаев А. И., Есин О. А. Электролиз цинка. 1937.
Герасимов Я. И., Крестовников А. И. Химическая термодинамика в
цветной металлургии. 1934.
Гофман Н. Металлургия свинца (перевод). 1936.
Гофман Η. Металлургия меди (перевод). 1936
Д и е в Н. П., К ρ о н б е ρ г Д. А. Огневое рафинирование меди. 1941.
Дроздов В. В. Гидроэлектрометаллургия цветных металлов. 1938.
Егоров Н., ЭнгельгардтВ. Электрометаллургия водных растворов. 1937.
Касаткин А. Г. Основные процессы и аппараты химической технологии. 1935.
Лихачев А. С., Τ ρ о к с к а я 3. И. Материалы по статистике и экономика
цветных металлов. 1938.
Лоскутов Φ. Μ. Металлургия цинка. 1945.
Μ а й е ρ К. Плавка цинка с точки зрения химии и термодинамики (перевод). 1933.
Мостович В. Я. Сборник трудов. 1936.
Мостович В. Я., Анисимов СМ. Металлургия свинца. 1940.
Мостович В. Я., Новиков Д. Г. Пирометаллургия меди. 1944.
Павлов М. И. Металлургия чугуна. 1935—1947.
Рэльстон О. Гидрометаллургия и электролиз цинка (перевод). 1935.
Смирнов В. И. Окислительный обжиг медных руд и концентратов. 1938.
Смирнов В. И. Отражательная плавка. 1941.
Смирнов В. И. Шахтная плавка медных и никелевых руд. 1939.
У ρ азов Г. Г. Металлургия никеля. 1935.
Федотьев П. П. Электролиз в металлургии. 1933.
X а н с е н М. Структура бинарных сплавов (перевод). 1941.
Цейдлер А. А. Металлургия никеля. 1938.
Чижиков Д. М. Металлургия белых металлов. 1932.
Чижиков Д. М. Хлорный метод переработки полиметаллических рѵд и
концентратов. 1936.
Чижиков Д. М. Металлургия цинка. 1938.
Чижиков Д. М. Рафинирование свинца. 1938.
Чижиков Д. М. Металлургия свинца. 1944.
Чернобров С. М. Электролитическое рафинирование никеля (диссертация).
1944.
Ш а х о в Г. А. Металлургия (Общий курс). 1941.
Ш е н к Г. Физико-химия металлургических процессов. 1935.
Шнеерсон Б. Л., Электрическая очистка газов. 1933.
Ватержакетная плавка (Материалы Уральской конференции по освоению мощностей
ватержакетных печей). 1935.
Главнейшие медные, свинцовые и цинковые месгорождения СССР (Сборник статей).
1931.
Гннцветмет. Обэор физико-химических и теоретических работ по цветной металлургии
за период 1930—1934 гг. 1937.
Гннцветмет. Сборник научных трудов, JN· 5. 1941.

1026
Список основной литерату!>ы
Минеральные ресурсы СССР. Выпуск 1. Медь, цинк, свинец. 1937.
Металлургия меди. Сборник статей, переведенных из Transactions, Л» 106, 1933.
1937.
Минцветметзолото. Юбилейный сборник научных трудов, № 9. 1940.
Металлургическая обработка руд во взвешенном состоянии. 1936.
Металлургия свинца. Сборник статей. Перевод из Fransactions, № 121, 1936.
Металлургия цинка. Сборник статей. Перевод из Transactions, № 121, 1936, 1941.
Медно-цинковая проблема Урала. Труды Уральской конференции. 1935.
Полиметаллы. Труды IV Всесоюзной геологической конференции по цветным
металлам. 1932.
Сборник научно-исследовательских работ Карабашского медеплавильного завода.
1935.
Barth О. Die Metallverfluchtigungsverfahren. 1935.
Billiter J. Die neueren Fortschritte der technischen Elektrolyse. 1930.
Η of man H. General Metallurgy. 1913.
Η ο f m a n Η. Metallugry of Zinc and Cadmium. 1922.
Η e η t ζ e E. Sintern, Schmelzen und Verblasen sulfidischer Erze und Huttenprodukte.
1929.
J a n e с k e E.' Kurzgefasstes Handbuch aller Legierungen. 1937.
Liddell D. Handbook of nonferrous Metallurgy. 1945.
L i e b i g R. Zink und Cadmium. 1913.
ProstE. Metallurgie des metaux autres que le fer. 1924
Prost E. (complements). 1931.
Τ a f e 1 V. Lehrbuch der Metallhuttenkunde, T. I, II. 1930.

ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
Абштрих
мышьяковистый 247, 253
сурьмянистый 247, 252, 253
Абцуг оловянный 246, 252
Агитатор 542, 576
механический 564, 579
пневматический 541, 571, 838
Агитационное выщелачивание медных руд
837-839
Агитация 541
Агломерат
свинцовый 112, 158
цинковый 456
Агломерационные машины 8, 398—400
Агломерация
боттома 932, 933
окислительных никелевых руд 867 ел.
Агломерирующий обжиг сульфидных
продуктов 86 ел., 97—101, 114, 115
Аллонж 440
Альфа-нитрозо-бета-нафтол (для
осаждения кобальта) 531
Аммиачное выщелачивание меди 853
Анодная ячейка 938
Анодный процесс 595, 799, 800, 938
Аноды 328, 601—604, 808, 809, 846—848,
942
Анолит 938, 943
Аппарат для фильтрации расплавленных
продуктов 267
Аппарат для хлорного рафинирования
свинца 302
Аппарат для щелочного рафинирования
свинца 259
Аэролифт 561, 821, 835
Баланс материалов вельцевания 963
Баланс материальный
гидрометаллургии цинка 1012
ватер-жакетной плавки окисленных
никелевых руд 1024
ватержакетной свинцовой плавки 991
992, 998
обжига медных концентратов 1017
обжига цинковых концентратов 1003
предварительного 1001
отражательной медной плавки 1020,
1021
цинкодестилляционного процесса 1008
Баланс металла цинкоэлектролитного
производства 1013
Баланс металлов дестилляции цинка 1006
Баланс свинца при горновой плавке 232
Баланс тепловой
ватержакета пиритной плавки 1023
ватержакета свинцовой плавки 996
конвертера 768
многоподовой печи для обжига
медных концентратов 1018
цинковых концентратов 1004
отражательной печи медной плавки
699, 1022, 1023
цинкодестилляционной печи 1005,
1008, 1009
Баланс цинка при дестилляционном
процессе 1005
Барботирование 779
Башни реакционные 947—949
Бегхауз 9, 958, 976
Белый штейн 932
Бельтинг 942
Бессемерование
штейнов 8, 756, 774
медных топов 931, 932
медных штейнов 756, 757, 767, 768,
771—773
с вдуванием концентратов 774
медно-никелевых штейнов 922—924
медно-свинцовых штейнов 774
никелевых роштейнов 892—895
штейнов, непрерывное 775
Бета-фильтр 976—978
Борона для перемещения электродов 814
Боттом 921, 924, 926, 932
Брикетирование 283, 480, 729, 866, 867,
965
Буфферные добавки 940
Вакуум-ресивер 553
Ванна электролиза
меди 806—808, 811, 813, 814, 846, 847
никеля 941
свинца 329, 332
цинка 599 ел., 651
Ватержакет
для плавки
никелевой 874—876, 891
пиритной 726
разделительной 927
свинцовой 143—157, 169—175
для фыомингования шлаков 966
Веркблей 132, 176, 177, 227, 234
Вельцевание 476, 583, 626, 958 ел., 963
Вельцокислы 583
Выгреб цинка 463
Выдув печи 169
65 Металлургия тяжелых цветных металлов

1028
Предметный указатель
Выплавка цветных металлов, статистика
75—77
Выщелачивание
агитационное 836 ел.
боттома 932, 934, 936
кислое 570
меди 824 ел., 852 ел.
кучевое 831
перколяционное 831
цинка 513 ел., 630
непрерывное 565
периодическое 563
Вязкость
суспензий 534
шлаков 200, 201
щелочных плавов 248
Газовый режим
ватержакета никелевой плавки 887
печи для обжига никелевого файн-
штейна 900, 901
Газогенератор для плавки на возгон 970
Газопроницаемость 99—101
никелевой руды 869
Газы ватержакета
никелевой плавки 885—888
пиритной плавки 735
свинцовой плавки 217, 997
Газы конвертерные 766, 767
Газы медерафинировочных печей 792
Газы отражательных печей медной плавки
700
Гарниссаж 143, 768
Гартблей 322
Гидрат никеля черный 944
Гидролиз 521, 525, 528, 529, 564, 841,
843, 844, 943
Гидр ометаллургия
меди 824 ел.
окисленных никелевых руд 909
свинца 336 ел.
цинка 349—501, 508 ел.
Глазурование реторт 435
Горловина 758, 770
Горн
внутренний 143, 149, 150
передний 157, 738, 739, 915
Горн плавильный для свинца 225
Горновая плавка 220 ел.1, 231
Горючее-восстановитель 453
Градиент напряжения 979
Грануляция
жидкой серы 737
никеля 903
шлака 690, 889
Гребки 372
Декомпозер 947
Деполяризация 940
Дестилляция 10, 288, 289, 351, 401 ел., 413
Десульфуривация
при обжиге медных концентратов 647,
651
при отражательной медной плавке
666—668
при пиритной плавке 724
Дефлегматор 505
Диафрагма 938, 942
Динамика душевого потребления цветных
металлов 75
Динамика производства
меди 70 ел.
никеля 74
свинца 64
цинка 68
Динамика цен на металлы 79
Диссоциация сульфатов 88, 89, 357
Диффузор 543
Дразнение 297, 779
Дробилка молотковая 864
Дросс
висмутистый 309, 310, 314, 315.
хлоридный 302
цинковистый 290, 298—301
Друк-фильтры 558, 559
Дутье 161, 732, 764, 878
Жолоб спускной 151
Загрузка печей 164, 691, 692, 701
Задувка ватержакета 162, 736
Заплечики 145
Зейгерование 239
Зумпф 835, 836
Известь-пушонка 729
Изложница для отливки
меди 793, 794
свинца 333, 335
Испаритель 854
Карбонильный способ 946
Карборунд 10, 501
Катодная ячейка 938
Катодная медь 851
Катодный никель 941
Катодный процесс 585, 800, 940
Катодные рубашки 819, 820
Катоды 328, 329, 605—607, 809, 811,
848, 849, 942
Католит 938, 941
Кек.
кобальтовый 531
медно-кадмиевый 529, 580, 627
цинковый отвальный 624, 1011
Кессон 8, 143, 151, 875
Классификатор
конусный 545
реечный 543, 571
чашечный 545
Клинкер 476, 958, 962
Коагуляция кремнекислоты 532
Ковши 690, 763, 796, 928
Кокс 160, 161, 428, 731, 877, 891
Коксование брикетов 480
Коллоиды б электроливе 589, 819
Колонна тарельчатая 10
Колоша 888, 889
Колошник 143, 154, 155, $75
Коммутация тока 607, 810—813
Конвертер 8, 758, 761, 768, 893, 894, 932
Конденсаторы 436, 4.82

Предметный указатель
1029
Конденсация паров цинка 414 ел.
Контакты при электролизе 608, 811, 812
Контейнер 973
Концентраты
медные 643, 644
свинцовые 83, 85
селективные 9
цинковые 349—351, 363, 999, 1000,
1002
обожженные 393, 1002
полуобожженные 393, 1000
Концентрация водородных ионов 519
Коррозия
меди 24
никеля 25
свинца 21
Кокиль для отливки анодов 328
Котлы
агломерационные 101, 103
для непрерывного обессеребрения
свинца 822, 823
для обессеребрения свинца,
периодического действия 280—282
для обесцинкования свинца,
периодического действия 298, 299
ликвационные 132, 284
уравнительные 474
Котрель (см. электрофильтр) 9, 980
Кристаллизация сульфата меди 821
Кулер 975
Купелирование свинца 297, 290 ел., 293, 294
Купель 294
Лётка 151, 795
Лещадь 150, 789, 790
Ликвация 236, 496—498
Ложное днище 831
Магнетит 723, 765
Магнифрит 790
«Маневр» 461
Марматит 360
Матт (см. белый штейн) 645
Машины разливочные
барабанные 334
карусельные 333
ленточные 334
Медные заводы 60, 61
Медь
ОСТ 777
потребление 30
черная 755, 797,. 798
черновая 645, 755, 766, 932
Металл Дорё 297, 331
Металл черновой 10
Мешалка
лопастная 542
пропеллерная 282, 542, 543
Миксер 790
Миксервагон 793
Минералы
медные 37
никелевые 38
свинцовые 35
цинковые 36
Монель-металл 936, 937
Монда способ 921
Монтежю 560
Мульда 793
Мультипль 812
Мультициклон 976
Напильник конвертера 770
Насосы 561
Настыли 148
в вельцпечи 959—961
в обжиговых печах 383
в отражательной печи медной плавкл
706
в шахтной печи
пиритной плавки 745
свинцовой плавки 165 ел.
горновые 166
колошниковые 168
стенные 167
фурменные 167
Никелевые заводы 61, 62
Никелевый порошок активированный 943
Никель
потребление 31
черновой 904, 933, 937
Обезвисмучивание 307
Обезмеживание
веркблея 234 ел.
растворов 842
Обезхлорирование растворов 840, 844, 845
Обезцинкование свинца 324
Обессеребрение веркблея 284· ел., 822 ел.,
824
Обжиг
агломерирующий см. обжиг
агломерирующий
боттома 932, 933
медно-никелевых сульфидных
концентратов 911 ел.
медных сульфидных концентратов 1015
никелевого файнштейна 898 ел.
окислительный 8
предварительный 115
реторт 433, 434, 435
цинковых сульфидных крнцентратов
355, 356, 363 ел., 378 ел., 629
во взвешенном состоянии 365,
384—386,
двухстадийный 394, 395
«на мертво» 364
на порошок 363
сульфатизирующий 364
Обжиг агломерирующий
двойной 114
концентратов
медных 647
свинцовых 97 ел.
цинковых 340, 394, 399
одностадийный 397
сульфидных медно-никелевых руд 912,
913
Обжиговые многоподовые печи 390—392
Огарок 652
Окислительное рафинирование
меди 776, 778 ел., 793, 796, 797
свинца 242 ел., 316 ел., 325
Окись меди черная 852, 854

J030
Предметный указатель
Орфорда способ 92
Очистка растворов 578, 580, 581, 631,
841, 842
Ошиновка электролитных ванн 607, 811
Паллета 104, 109, 110
Паркессирование 267
Пассивация анода 940
Паттинсонирование 267
Пачук 541, 945
Пена цинковая, серебристая 285, 286,
288, 323, 324
Пенобетон 737
Перколяторы 831. 852, 853
размеры 833
Перколяция 541, 831, 837, 932
непрерывная
восходящая 835
нисходящая 835, 836
состав растворов 837
состав твердых продуктов 836
периодическая - 833
баланс воды 834
показатели 833
состав растворов 834
Печи
барабанная для вельцевания 959
барабанная сушильная — см. печь
сушильная
ватержакетная 7
профиль кварцевого фильтра 738
вращающаяся барабанная для плавки
цинка 621, 622
вращающаяся ретортная 288
дестилляционная 9
для непрерывного обессеребрения
свинца 322, 323
для непрерывного рафинирования
св'инца 318
для переработки , шликеров,
показатели 242
для плавки медных концентратов во
взвешенном состоянии 714
для обжига реторт 434
для обжига цинковых концентратов во
взвешенном состоянии 386, 389
зажигательная 117, 118
зейгеровочная 21 ρ
коксовальная для цинковых брикетов
481
купеляционная 293—296
обжиговая 8, 369, 370, 650, 901,
911, 912
Веджа 371—373
Герресгофа 374, 375
Гипроцветмета 374
многоподовая, показатели 382
одноподовая 899—901, 946
Орда 374
Спирле 376, 377
трубчатая 90}Mf,
отражательная 7
для медной плавки 653, 683—689,
706 ел.
для медно-никелевой плавки 917
для непрерывной
восстановительной плавки 320
Отражательная
для плавки цинка 623
ликвациогіная для цинка 497
отопление 695 ел.
рафинировочная для меди 788—
790
рафинировочная для свинца 248—%
251, 298, 317—320, 324
рафинировочная вращающаяся
790, 791
ретортная 9
вращающаяся для дестилляции
288—290
для восстановления никеля 902
сушильная барабанная 369, 864, 865
цинко-дестилляционная 441 ел.
шахтная 7, 123, 143
электрическая
для восстановления закиси
никеля 902, 903
для дестилляции цинка 488—494
для плавки медно-никелевых руд
919
для плавки медньіх концентратов
710—712
индукционная для плавки цинка
632
Пирометаллургия 7
цинка 349, 401 ел.
Питатель тарельчатый 117
Плав цинковый 305
Плавка
восстановительная
медная 753—755, 797
никелевая 933—937
свинцовая 126 ел.
газогенераторная 970, 971
медных концентратов во взвешенном
состоянии 713 ел.
пиритная 716 ел.
уральская 745—747
полупиритная 747—751
разделительная 924, 927, 930
сократительная 751, 752, 951
шахтная 86, 716, 888 ел., 917, 962,
987
Плавы 258—262
Плитки метлахские 942
Поляризация катодная при электролизе
никеля 940
Потенциалы электродные 326
Пресс
брикетный 867
гидравлический для конденсаторов 440
для отжимки цинковой пены 283
ретортный 437
Пресс-балло 431, 440
Пульпа 532, 534, 545, 547, 566
Пульпосос 559
Пуссьера 290, 422, 474, 529
Пушка для загрузки флюсов в конвертер
762
Пылеулавливание 975 ел.
Пыль
горновой плавки свинца 227—229
конвертерная 766, 895, 896
конденсаторная 420, 475

Предметный указатель
IОЗI
Пыль
никелевой шахтной плавки 888, 891
обжиговых печей 383—385
•свинцовой шахтной плавки 218, 219
Разливочная машина 335, 336
карусельная 796
ленточная 771
Раймовка 456, 475, 964, 1007
Расслаивание электролита 813
Растворимость
газов в меди 24
окислов металлов в щелочных
растворах 265, 305
серы в дихлорэтане 343
сульфидов металлов в шлаках 213,
214
хлоридов металлов в воде 338, 339
Расчеты
кека для гидрометаллургии цинка
1010
обжига 1002
со спеканием 999
обжиговой печи 1019
предварительного обжига цинковых
концентратов 1000
раймовки 1003
шихты плавки
меди 1014
свинца 987
шлака
меди 1014
свинца 988
Рафинирование
металлов 10
окислительное
меди 776, 778 ел., 796, 797
свинца 242 ел., 316 ел., 325
свинца щелочное 251 ел.
цинка 495 ел.
электролитическое 10
меди 799 ел.
никеля 937 ел.
свинца 326 ел.
Реакционная плавка свинца (см. горновая
плавка)
Редестилляция цинка 498
Ректификационная колонна 501
Ректификация 10
цинка 499
Репульпация 532, 558
Реторта
грушевидная 288
карборундовая 11, 479
керамиковая 428 ел.
Ретортная масса 429
Рондели 902
Роштейн 884
никелевый 884, 892
Руды
никелевая
окисленная 38
сульфидная 38
медная
окисленная 37
сульфидная 37
медно-никелевая 909, 910
свинцовая
окисленная 33, 85
сульфидная 32
цинковая
окисленная 33
сульфидная 36
Рудная база производства
меди 46—53
никеля 53—56
свинца 39—44, 46
цинка 39—46
Сверхнапряжение
водорода 586, 587, 9Ί0
кислорода 596
Свинец
ОСТ 232
потребление 27
серебристый 289, 290
Свинцовые заводы 57, 58
Своды отражательных печей 705
Сгустители, показатели 573, 576
Сгуститель
Гентера 549
Дорра 546
Серебро
бликовое 2%, 297
рафинированное 297
Система мультипль 812
Система серий 813
Сифон 150, 502
Сифонная коробка 319
Склады 366, 973
Скрап анодный 809, 942
Скруббер 970
Смеситель-дезинтегратор 116, 700
Смеситель-увлажнитель 117
Смеситель шихты 459
Спекательная машина
круглая 104, 105
ленточная 104—112, 122—125, 870
Сплав Доре 823
Сплавы
меди 29
никеля 31
свинца 26
цинка 28
Сульфатизация 344
Суспензия 534
Сушильная камера 434, 435
Сушка
брикетов 729
никелевой окисленной руды 864, 866
реторт 434, 435
цинковых концентратов 368
Сыпь 162, 163
Схема
агломерации
окисленных никелевых руд 869
свинцовых сульфидных
концентратов 121
включения тока 812, 813
гидрометаллургии меди 646, 826, 825
гидроэлектрометаллургии медно-ни-
келевых файнштейнов 934, 935
горновой плавки свинца 230

1032
Πредметный указатель
движения материалов цинко-электро-
литного производства 1013
карбонильного способа получения
никеля 948
непрерывной дестилляции цинка 483
непрерывного рафинирования свинца
321
обезмеживания 237
обессеребрения свинца 287
окислительного рафинирования
свинца 249
переработки окисленных никелевых
руд 897
переработки цинковой пены 291
пиритной плавки медно-колчеданных
руд 718
пирометаллургии
меди 645
никеля 860, 861
свинца 85
цинка 352
плавки агломерата на веркблей 127
получения никеля И8 файнштейна 905
разделения медно-никелевого
файнштейна (см. Орфорда способ) 928
рафинирования веркблея 235
хлорного способа переработки
свинцовых концентратов 341
цинковых концентратов 639
щелочного рафинирования свинца 265,
266, 306
электролиза
никеля 939
свинца 327
цепи аппаратов
гидроэлектрометаллургии цинка
353
дестилляции цинка 472
карбонильного способа получения
никеля 949
медно-серной плавки 728
пирометаллургии
меди 645
никеля 860, 861
свинца 85
цинка 352
ректификации цинка 505
ретортного производства 433
цинко-электр®литного
производства 512
Ткань фильтровальная 549, 550
Топ 921, 924, 926, 931
Топка инвертная 454
Транспортирование
концентратов 366
пневматическое 973
Транспортеры 973
Трапспаут 151
Трейбофен 293, 294
Трубы транспортерные 973
Тяги режим 698
Упругость диссоциации
карбоната свинца 90
окиси меди 649, 656
окиси свинца 135, 137
окиси серебра 94
окиси цинка 298
окислов металлов 129, 130, 245
пирита 90, 659
пятиокиси сурьмы 93
селитры 254
сернистого железа 659
сернистой меди 648
сульфида свинца 88
сульфидов металлов 664
сульфата меди 649, 650
сульфата серебра 94
хлористого свинца 337
Упругость пара
меди 24
металлов 956
никеля 25
окислов металлов 245, 957
окиси свинца 133, 956
окиси цинка 956
свинца 21, 288
серебра 288
сернистого свинца 88
сульфидов металлов 957
трехокиси мышьяка 92
трехокиси сурьмы 92
трехсернистой сурьмы 92
хлористого свинца 203, 326
хлористого цинка 302
цинка 22, 288, 417
Файнштейн
медно-никелевый 922, 923
никелевый 892, 894, 895
обожженный 901
Феррит цинка 359
Ферроникель 873, 874, 884, 889, 890, 907
Фильтрация пульп 537
Фильтр
вакуумный
барабанный 553, 556, 577
Гентера 549
дисковый 556, 557
ленточный 557
рамный 551—553
для расплавов 267
Дракко 977
кварцевый 738.
мешечный 976
Фильтр-нутч 551
Фильтр-пресс рамный 559
Флегма 501, 502
Флотация 8, 910
Флюс 158, 159, 729, 730, 763, 764, 767
Форсунка
для жидкого топлива 693, 696
для натурального газа 693, 698
для пылеугольного топлива <693, 696
Фурма 143, 152, 762, 875
Фурменное число 154
Фурменный клапан 153
Футеровка 8, 329, 330
Фьюмингование 966, 970
Хибинетта способ 921
Хлоридный способ гидрометаллургии меди
845, 855

Πредметный указатель
1033
Хлорное рафинирование свинца 301 ел.
Хлорный способ
извлечения свинца из концентратов
336 ел.
извлечения цинка из концентратов
640 ел.
переработки окисленных никелевых
РУД 901
Дементация 528, 530, 578, 579, 842, 843, 943
Циклон 9, 864, 975, 976
Цилиндр буферный 547
Цинк
катодный 621
ОСТ 507
потребление 28
сырой 474
электролитный 10, 623
Цинковая пена 285, 323
"Цинковые заводы 58, 59
Цинковый агломерат 1001
Цинковый концентрат (см. концентрат
цинковый)
обожженный 1010
Циркуляция .электролита 330, 813
Чаша агломерационная 103
Черная медь 755, 797, 798
Черновая медь 645, 755, 766, 932
Черновой никель 904, 933, 937
Чистка фурм 769—770
Шамот 428
Шахтные печи (см. ватержакет)
Шахтная плавка
медно-никелевых руд 913 ел.
окисленных никелевых руд 887
пиритная 721, 722
раймовки на возгон 965
свинцовых руд 170 ел.
Шихта 116
медной плавки 651, 699, 710, 728,
-741, 746, 1014, 1019
никелевой плавки 879, 888
свинцовой плавки 996
цинковой плавки 455, 459
Шихтование 700
IПихтосмеситель 459, 460
Шлак 196 ел.
восстановительной плавки
никеля 904-
рафинировочных шлаков 978
грануляция 889
интервал переохлаждения 199
конверторный
медно-никелевый 923, 432
медный 765, 766, 932, 1016
никелевый 895, 896
медно-никелевый
отражательной плавки 917
шахтной плавки 914, 915
медный
отражательной плавки '678—683,
704, 1017
пиритной плавки 733, 746
никелевый
рафинировочный 797
шахтной плавки 884, 885, 891
разделительной плавки 929
свинцовой плавки 214, 216, 990, 997
серый, горновой плавки 227, 228
сократительной плавки 753
способы переработки 956 ел.
структура 199
ферритный 774
Шлам анодный
медный 799, 821—823
блуждающий 802, 821
никелевый 938, 940
свинцовый 330, 331
цинковый, марганцовистый 613
Шламы 534
Шликер 236—238, 241
Шпейза ИЗ, 132, 190, 195, 950, 951, 997
Шпур 151, 506, 689, 917
Штейн 8, 132, 767, 889
медно-никелевый 622, 920, 927
медно-свинцовый 112, 184, 188
медный 668
белый 644, 675, 764, 765, 932
(см. матт)
отражательной плавки 675—677,
713\ 762, 1016
пиритной плавки 733, 747
сократительной плавки 752
никелевый 880
Шумовка 300, 301
Щелочное рафинирование свинца 259, 260,
304
Электрод
биполярный 812
коронирующий 979
Электролиз 10
меди 799 ел.
показатели 817
никеля 937 ел.
показатели 944
свинца 326 ел.
сульфида свинца 345, 346
хлористого свинца 340
Электролит
медный 804, 806, 820, 848, 850, 852, 934
никелевый 9S4, 945
свинцовый 326
цинковый 597, 610
Электролитическое осаждение
меди 844, 845, 851, 936
цинка 584
Электроплавка
медно-никелевых руд 918—920
окисленных никелевых руд 906, 907
Электротермия 11
цинка 485—487
Электрофильтр (см. котрель)
пластинчатый 979, 983
сотовый 979
трубчатый 979, 982
цилиндрический 984
Электрофильтрация 979 ел.
показатели 981

УКАЗАТЕЛЬ ДИАГРАММ СОСТОЯНИЯ РАЗЛИЧНЫХ СИСТЕМ
Системы из двух элементов Zn — Mg 313, 314 (фиг. 148)
Zn — Ni 273, 275 (фиг. 122)
Ag — As 194, 195 (фиг. 78). Zn — Sb 276, 277 (фиг. 125)
Ag — Ві 292, 293 (фиг. 136) Zn — Sn 273, 276 (фиг. 124)
Au —Ag 272, 274 (фиг. 120)
5U ^-s „1 о Ж1";*7 ^ ,,,\ Системы ив трех элементов.
Bi — Са 308, 309 (фиг. 144) r
Сі —Mg 312 (фиг. 147) Х„_0 — С 136
Со — As 192 (фиг. 74) \| _ я _ η qq q4
Co-S 921 (фиг. 352) АІ-О-С 137
Cu-Ag 271, 273 (фиг. 117) As - S - О 91 93
Cu-As 192. 193, 783, 784 (фиг. 76) ni - Aff-Au 97'
Си - Ш ill· Ш (?"■ S Си _ 4 - S 673 "(фиг. 275)
И = Й 780', Ж ((Ффи, S g Ζ Ц ~\^Гі£ (фГ 77) * "0>
Си - Fe 779, 780, 785, 787 (фиг. 318, 325) ££ _ ™_ q^1 655 (Фиг 260а 26061
Cu-Ni 780, 781, 782 (фиг. 320) £и Ь JU 65,655 №иг 260а. 260б)
Си-О 656, 786, 787 (фиг. 262) Й - А^ - S673 /Фиг 276)
?и - I\Гί*** itlT· 49) F - С - О 13 1(4Ф0ИГ(фиг6)31)
гП " fА(Ф£к ^Ѵ ч9<м Fe - S - О 90 ел., 658 ел.
rU ~~ f «ц4, ж (Ltr 4м1 Me - С - О 127, ІЗО, 140 (фиг. .32)
rU""|e l£' III {,ΪΖ Ifu Ni-Co-As 191 (фиг. 72)
Си - Sn 783 784 (фиг 321) Ni _ Fe _ S 880, 881 (фиг. 344)
Fu — Zn 782, 783 (фиг. 116) рь — До-— О 293
Ιβ ~ N· ««0 {tm (*ll ЧШ Pb - a| - S 673 (фиг. 277)
I6 ~~ n15 Л!3 ,ІФ ,Rft6) Pb - Cu - S 185 (фиг. 61)
I" ~~ 2 III' illn fe ] Pb - Fe - S 186 (фиг. 63)
Ne — S 658 (фиг. 263) Ph _ О — Г 144 ічч
Ni-As 191 (фиг. 73) Pb - S - О 87 ел 221 (фиг. 96)
Pi = S 880-, 882 (фиг. 345) Ц - Sb - О 317 (фиг 149)
Pb-As 176, 178, 192 (фиг. 51, 54, 75) ££ - Zn - Ag 269, 270
Pb-AU 178 (фиг. 53) Sb ~ О Г 147
Pb —Bi 182 (фиг. 59) g? ~ rV "; Q„
Pb — Ca 308 (фиг. 143) bt) — b — υ и, 93
Pb —Cd 182 (фиг. 60)
Pb Co 182 (фиг. 56) Системы из четырех элементов-
Pb —Cu 176 (фиг. 49) *
Pb —Fe 182 (фиг. 58) Ni _ Cu _ Fe _ g 920
Pb —Mg 310, 311, 312 (фиг. 146)
Pb — Ni 182 (фиг. 57)
Pb — Sb 176 (фиг. 52) Системы и» двух окислов
Pb—Sn 176 (фиг. 50)
Zb —Zii 178, 269 (фиг. 55) А1203 — Si02 207, 209 (фиг. 87У
Zn —Ай 268, 269 (фиг. 112) ВаО — Si02 206, 207 (фиг. 85)
Zn — As 276, 277 (фиг. 126) СаО — АI203 208, 210 (фиг. 89)
Zn—Au 270, 271 (фиг. 115) СаО — Fe203 209, 211 (фиг. М)
Zn — Bi 276, 278 (фиг. 127) СаО — Si02 203, 204 (фиг. 82)
Zn — Са 310, 311 (фиг. 145) СиО — СигО 656
Zn — Cd 278„ 279 (фиг. 126) CuO — Fe203 663
Zn — Co 273, 276 (фиг. 123) Cu20 — Fe203 663
Zn —Cu 271, 272 (фиг. 116) FeO — A1203 208, 209 (фиг. 88Ѵ
Zn —Fe 272, 273, 275 (фиг. 121) FeO — SiO2'202 (фиг. 81)

Указатель диаграмм состояния различных систем
1035-
Fe203 (Fe304) — Si02 209, 210
MgO — A1203 208, 210 (фиг. 90)
MgO — Fe203 209
MgO — Si02 206 (фиг. 84)
MnO — Si02 205, 206
PbO — Cu20 292
PbO — Fe203 91 (фиг. 11)
PbO — PbO.Si02 96 (фиг. 12)
PbO —Sb203 317 (фиг. 150)
ZnO —A1203 212
ZnO —Fe203 212, 359, 363
ZnO—Si02 212 (фиг. 93)
Сиетемы из трех окислов
СаО — FeO — Si02 204, 205 (фиг. 83)
СаО — Fe203 — Si02 210, 211 (фиг. 92)
MgO — FeO — Si02 918 (фиг. 349)
Системы из двух сульфидов
CuaS — AgaS 673 (фиг. 278)
Cu2S — FeS 670 (фиг. 269)
Cu2S — frajS 925 (фиг. 353)
FeS —Ag2S 673 (фшѵ 279)
FeS — Ni3S2 880 (фиг. 344)
Ni2S — CUjS 921 (фиг. 351)
Ni3S2 —Cu2S 920 (фиг. 350)
Ni'»S — Na2S 925
Ni,S2 —Na2S 925 (фиг. 353)
PbS —Ag2S 673 (фиг. 280)
PbS —Cu2S 185 (фиг. 62)
PbS —FeS 186 (фиг. 64)
PbS — ZnS 186 (фиг. 66)
ZnS — Ag2S 671 (фиг. 282)
ZnS — Cu2S 672 (фиг. 274)
ZnS — FeS 672 (фиг. 273)
Системы из трех сульфидов
Cu2S — Ni,S2 — Na2S 925 (фиг. 353)
FeS — Cu2S — PbS 186 (фиг. 65)
Системы из металла и окисла
Ni — NiO 902
Fe — Fe203 660
Fe — FeaO* 660
Cu - CuO 656
Системы из металла и сульфида
Ag — Ag2S 671 (фиг. 281)
Си — CujS 671, 785 (фиг. 270)
Си — FeS 662, 672 (фиг. 272)
Ni — Ni3S2 880· (фиг. 344)
РЬ — Cu2S 186 (фиг. 68)
Pb — FeS 186 (фиг. 67)
РЬ — PbS 187 (фиг. 69)
Системы из металла и сульфидов
Ni — Fe — NisS2 — FeS 880, 883 (фиг. 344)
Pb — PbS — CujS 187
Pb — PbS — FeS 187
Pb — FeS — Cu2S — PbS 187 (фиг. 70}
Системы из сульфида и окисла
CaS — CaSiOs 213 (фиг. 213)
Cu2S — CuO(CuaO) 656
CujS — CuO.Fe203 664, 665
Cu2S — Fe203 664
Cu2S — Fe304 664
FeS — FeO 662 (фиг. 266)
FeS — FeO 212, 213 (фиг. 94)
FeS — Fe203 661
FeS — CuO-Fe203 664, 665
FeS — Fe804 661 (фиг. 265)
FeS —NiO 871
ZnS — ZnO 213
Системы разные
PbO—PbS04 222, 223 (фиг. 97)
NaOH — NaCl — NaN03 257, 258 (фиг. 106)-
NaOH — NaCl — Na2C03 256, 257 (фиг. 105)
Na20 —As203 —Н20 263 (фиг. 10») =
PbCl2 —PbO' 337
PbCl, —PbS 337

ОГЛАВЛЕНИЕ
Стр.
Предисловие 3
От автора .5
Введение ?
Часть первая
ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Глав* /. История возникновения и развития производства тяжелых цветных
металлов 15
§ 1. Свинец 15
§ 2. Цинк Π
§ 3. Медь 18
§ 4. Никель 19
Тлаеа. II. Физико-химические свойства тяжелых цветных металлов 20
і 1. Физические и химические свойства свинца 20
а) Физические свойства свинца 20
б) Химические свойства свинца 21
§ 2. Физические и химические свойства цинка 22
а) Физические свойства цинка 22
б) Химические свойства цинка 23
§ 3. Физические и химические свойства меди 23
а) Физические свойства меди 23
б) Химические свойства меди 24
§ 4. Физические и химические свойства никеля 25
а) Физические свойства никеля - . 25
б) Химические свойства никеля 25
Глава III. Применение тяжелых цветных металлов 26
§ 1. Применение свинца 26
§ 2. Применение цинка 27
§ 3. Применение меди 29
§ 4. Применение никеля 30
Слава IV. Промышленные минералы и руды тяжелых цветных металлов . . 32
§ 1. .Свинцовые минералы и руды 32
а) Свинцовые минералы · 32
б) Свинцовые руды 32
§ 2. Цинковые минералы и руды 33
а) Цинковые минералы 33
б) Цинковые руды 33
5 3. Медные минералы и руды 36
я) Медные минералы 36
б) Медные руды 36

Оглавление
1037
Cm p.
§ 4. Никелевые минералы и руды 37
а) Никелевые минералы 37
б) Никелевые руды 38
Глава V. Рудная база промышленности тяжелых цветных металлов 39
§ і. Запасы и расположение месторождений полиметаллических евинцово-
цинковых руд 39
а) Рудная база свинцовой и цинковой промышленности СССР 39
б) Рудная база свинцовой" и цинковой промышленности зарубежных
стран 44
§ 2. Запасы и расположение месторождений медных руд 46
а) Рудная база медной промышленности СССР 46
б) Рудная база медной промышленности зарубежных стран 52
§ 3. Запасы и расположение месторождений никелевых руд 53
а) Рудная база никелевой промышленности СССР 53
б) Рудная база никелевой промышленности зарубежных стран .... 56
Глава VI. Размещение промышленности тяжелых цветных металлов 56
§ 1. Размещение свинцовых заводов . . . 57
а) Размещение свинцовых заводов в СССР 57
б) Размещение свинцовых заводов в зарубежных странах 57
| 2. Размещение цинковых заводов 58
а) Размещение цинковых заводов в СССР 58
б) Размещение цинковых заводов в зарубежных странах 59
§ 3. Размещение медных эаводов 60
а) Размещение медных заводов в СССР 60
б) Размещение медных заводов в зарубежных странах 61
§ 4. Размещение никелевых заводов 61
а) Размещение никелевых ваводов в СССР 61
б) Размещение никелевых заводов в зарубежных странах 62
Глава VII. Динамика производства и потребления тяжелых цветных металлов . 63
§ 1. Динамика производства и потребления свинца 63
§ 2. Динамика производства и потребления цинка 68
§ 3. Динамика производства и потребления меди 71
§ 4. Динамика производства и потребления никеля 74
§ 5. Динамика душевого потребления цветных металлов 76
Часть вторая
МЕТАЛЛУРГИЯ СВИНЦА
Раздел А. Основные принципы производства свинца 83
Глава I. Способы получения свинца 83
§ 1. Подготовка полиметаллических руд 83
§ 2. Состав свинцовых концентратов 83
§ 3. Основные методы получения свинца 84
§ 4. Принципиальные схемы металлургии свинца 86
Раздел Б. Агломерирующий обжиг свинцовых сульфидных концентратов 87
Глава II. Химизм процесса обжига 87
§ 1. Физико-химические основы процесса агломерирующего обжига ... 87
ξ 2. Поведение соединений свинца в процессе агломерирующего обжига . 88
§3. Поведение соединений металлов, сопутствующих скинцу . 90
§ 4. Роль кремнезема в процессе агломерирующего обжига 95

1038 Оглавление
Cmpr
Глава HI. Технология процесса агломерирующего обжига 97
§ 1. Термические условия процесса 97
§ 2. Скорость агломерации 99
§ 3. Обеспечение газопроницаемости шихты 99
Глава IV. Аппараты для обжига со спеканием ЮГ
§ 1. Аппараты периодического действия 102"
а) Агломерационные котлы 102
С) Вращающаяся спекательная чаша ЮЗ
§ 2. Аппараты непрерывного действия 10+
а) Круглая спекательная машина 104
б) Ленточная спекательная машина 104
Глава V. Практика агломерирующего обжига 112
§ 1. Основные требования, предъявляемые к агломерату 112
§ 2. Двойной обжиг сульфидных концентратов 114
§ 3. Одинарный обжиг сульфидных концентратов 115
§ 4. Приготовление шихты 11&
§ 5. Питание агломерационной машины 117
§ 6. Зажигание шихты 11Т
§ 7. Горение сульфидов 118
§ ч. Пылеобразование в процессе агломерации 118
§ 9. Контроль обжига со спеканием 319·
§ 10. Пути интенсификации агломерирующего обжига и утилизация
сернистых газов 120
§ 11. Технико-экономические показатели агломерирующего обжига .... 122
а) Основные характеристики ленточных машин 122
б) Практические данные о работе агломерационных машин 123
Раздел В. Восстановительная плавка в шахтных печах 126
Глава VI. Основы восстановительной плавки 126
§ 1. Сущность восстановительной плавки свинца 126
§ 2. Теория восстановления металлов из их окислов 127
§ 3. Изменения шихты при прохождении ею различных температурных
зон шахтной иечи 131
Глава VII. Поведение отдельных соединений металлов в процессе шахтной
восстановительной плавки 133
§ 1. Соединения свинца 133
§ 2. Соединения серебра 136
§ 3. Соединения мышьяка 137
§ 4. Соединения сурьмы 137
| 5. Соединения железа 138
а) Восстановление окислов железа окисью углерода 138
б) Восстановление окислов железа твердым углеродом 139
в) Действие железа и его соединений на соединения свинца .... 140
§ 6. Соединения кальция 141
§ 7. Соединения бария 142
Глава VIII. Шахтные печи (ватержакеты) 143
§ I. Конструктивные особенности шахтных печей типа ватержакетов . . . 143
§ 2. Конструкция горна ]49
§ 3. Кессоны 151

Оглавление
1039
Стр.
§ 4. Фурмы 152
§ 5. Устройство колошника 154
§ 6. Передний горн ]57
Глава IX. Материалы, поступающие в печь, и условия ее нормальной работы . . 158
§ 1. Шихта 158
а) Агломерат . . . : 158
б) Флюсы 158
в) Добавочные и оборотные материалы 159
§ 2. Топливо 160
§ 3. Дутье 161
Тлава X. Практика работы на шахтной печи 162
§ 1. Задув печи 162
§ 2. Работа с высокой и низкой сыпью 162
§ 3. Обслуживание печи 163
§ 4. Образование печных настылей и меры борьбы с ними 165
§ 5. Выдув и ремонт печи 169
§ 6. Основные-размерыватержакетных печей и технико-экономические
показатели работы 169
Раздел Г. Продукты шахтной свинцовой плавки 176
Глава XI. Веркблей 176
Тлава XII. Штейн и шпейза свинцовой плавки 184
§ 1. Штейны свинцовой плавки 184
§ 2. Строение медно-свинцовых штейнов 185
§ 3. Растворимость свинца в штейне 186
§ 4. Состав штейна свинцовой плавки 188
§ 5. Шпейзы свинцовой плавки 190
Глава XIII. Шлаки металлургических плавок 196
§ 1. Общие сведения 196
§ 2. Механизм процесса шлакообразования 1У7
§ 3. Физико-химические свойства шлака 199
а) Температуры образования и плавления 199
б) Структура шлака 199
в) Цвет шлака 200
г) Вязкость шлаков 200
§ 4. Влияние различных компонентов на свойства шлака 202
а) Закись железа как шлакообразующий компонент 202
б) Окись кальция как шлакообразующий компонент 203
в) Замещение закиси железа окисью кальция и закисью марганца . . . 204
г) Замещение окиси кальций окисью магния и окисью бария . . . 206
д) Глинозем как шлакообразующий компонент 206
е) Окись железа как шлакообразующий компонент 208
ж) Окись цинка как шлакообразующий компонент 210
з) Сера в шлаках 213
? 5. Состав шлаков свинцовой плавки 214
Глава XIV. Газы и пыль шахтной свинцовой плавки 217

]040 Оглавление
Стр.
Раздел Д. Горновая плавка свинца 220
Глава XV. Процесс свинцовой плавки в горне 220
§ 1. Химизм процесса 220
§ 2. Влияние отдельных соединений металлов на плавку в горне 224
§ 3. Аппаратурное оформление горновой плавки 224
§ 4. Практика горновой плавки ' 227
§ 5. Продукты горновой плавки 227
§ 6. Технико-экономические показатели 229·
Раздел Е. Рафинирование свинца · 234
Глава XVI. Удаление меди 234
§ 1. Обезмеживание ликвацией 23&
§ 2. Обезмеживание зейгерованием 239
§ 3. Обезмеживание при помощи серы 240
§ 4. Пути рационализации процесса обезмеживания веркблея 240
§ 5. Переработка шликеров 241
ГлаваXVII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы окислительным рафинированием 242
§ 1. Механизм процесса ■> 242
§ 2. Химизм процесса 243
§ 3. Печи для рафинирования 248.
§ 4. Практика окислительного рафинирования 251
§ 5. Переработка отходов окислительного рафинирования 252:
Глава XVIII. Удаление олова, мышьяка и сурьмы щелочным рафинированием . 254
§ 1. Сущность процесса 254
§ 2. Взаимодействие металлов с реагентами 255
§ 3. Выбор состава реагента 256>
§ 4. Вязкость щелочных плавов 258
§ 5. Аппаратура и практика щелочного рафинирования 259
а) Аппарат для щелочного рафинирования свинца 259
б) Технические показатели щелочного рафинирования 260
§ 6. Переработка плавов 262
§7. Пути рационализации щелочного способа рафинирования веркблея . . 267
Глава XIX. Извлечение серебра при помощи цинка 267
§ 1. Физико-химия процесса паркесирования 268
§ 2. Аппаратура, применяемая при, обессеребрении 280
§ 3. Практика процесса обессеребрения 284
§ 4. Переработка пены. Удаление цинка 288
§ч5'. Купелирование серебристого свинца 290
а) Сущность процесса 290
б). Поведение примесей 292
в) Купеляционные печи и способы работы 293.
г) Доводка бликового серебра 2£6·
Глава XX. Удаление цинка 297
§ 1. Окислительное рафинирование 297
а) Сущность процесса окисления воздухом 297'
б) Аппаратура и способ работы 298
в) Окисление цинка парами воды 299
г) Окисление цинка углекислотой 301

Оглавление 104Й
Стр.
§ 2. Хлорное рафинирование 301
а) Сущность процесса 301
б) Аппаратура и способ работы 302
в) Переработка хлоридов 303
§ 3. Щелочное рафинирование 304
а) Сущность процесса 304
б) Аппаратура и способ работы 304
в) Переработка цинковистого плава 305-
Глава XXI. Удаление висмута 307
§ 1. Извлечение висмута при помощи кальция '. 307
а) Сущность процесса 307
б) Практика процесса 309
в) Поведение примесей · . . . 310
§ 2. Извлечение висмута при помощи магния 310
§ 3. Извлечение висмута совместным действием кальция и магния 313>
§ 4. Переработка висмутистых дроссов 315
§ 5. Приготовление РЬ—Са-сплава 315
§ 6. Рафинирование свинца от кальция и магния 315
Г-щва XXII. Непрерывное рафинирование и обессеребрение свинца 316
§ 1. Непрерывное окислительное рафинирование .' 316
а) Сущность процесса 315
б) Практика непрерывного рафинирования 317
§ 2. Непрерывное обессеребрение '. 322
§ 3. Непрерывное обесцинкование 324
§ 4. Преимущества непрерывного рафинирования свинца ....·.... 324
Глава XXIII. Электролитическое рафинирование свинца 326
§ 1. Сущность процесса 326
§ 2. Электролит 326
§ 3. Аноды 328
§ 4. Катоды 328
§ 5. Ванна 329
§ 6. Процесс электролиза ' 330
§ 7. Анодный шлам 330
§ 8. Электролитическое рафинирование веркблея 332
Глава XXIV. Разлив свинца 333
Раздел Ж. Гидроэпектрометаплургия свинца 336
Глава XXV. Хлорный метод извлечения свинца из сульфидных концентратов 336
§ 1. Химизм хлоридного способа получения свинца 336
а) Физико-химические свойства хлористого свинца 336·
б) Образование хлористого свинца 337
в) Растворимость хлоридов металлов 337
г) Очистка растворов хлористого свинца 339
д) Осаждение свинца из растворов 340·
§ 2. Экспериментальная проверка хлорного способа получения свинца (по
методу автора) ■ 340
§ 3. Прямое выщелачивание свинца растворами хлоридов щелочных или
щелочноземельных металлов 343-
а) Переработка сульфидных продуктов 343
б) Гидрометаллургическая переработка свинцовых кеков цинко-электро-
литных заводов хлоридным способом 344

Ю42
Оглавление
Стр.
§ 4. Электролитическое выделение свинца из его сульфида в
расплавленных средах 345
Часть третья
МЕТАЛЛУРГИЯ ЦИНКА
Раздел А. Основные принципы производства цинка 349
Глава I. Способы получения цинка 349
§ 1. Состав и свойства цинковых концентратов 349
§ 2. Основные методы получения цинка 349
§ 3. Принципиальные схемы металлургии цинка 351
Раздел Б. Обжиг сульфидных цинковых концентратов 355
Глава II. Химизм процесса обжига 355
§ 1. Окисление сульфида цинка 355
§ 2. Образование сульфата цинка при обжиге 356
а) Реакция сульфатообразования 356
б) Диссоциация сульфата цинка 357
в) Роль катализаторов в процессе сульфатообразования 358
г) Влияние крупности зерна на образование сульфата цинка 358
§ 3. Образование феррита цинка в процессе обжига 359
Глава III. Обжиг цинковых концентратов с получением порошковидного огарка 363
§ 1. Общие сведения 363
§ 2. Организация обжигового процесса 365
§ 3. Сушка флотационных концентратов 368
§ 4. Печи для обжига концентратов 369
а) Печь Веджа 370
б) Печь Гересгофа 374
в) Печь Гипроцветмета 374
г) Печь Орда · 374
д) Печь Спирле · . 376
ξ 5. Практика обжига концентратов на порошок 378
а) Перегребание и перемешивание концентрата 378
б) Технологический режим многоподовых печей для обжига цинковых
концентратов Ш
в) Поведение свинца при обжиге цинковых концентратов 382
τ) Образование подовых настылей 3S3
д) Образование комков 383
е) Пылеобразование при обжиге в печах 383
і 6. Пути интенсификации обжига концентратов 384
а) Обжиг во взвешенном состоянии 384
б) Обжиг с селитрой 389
в) Применение воздуха, обогащенного кислородом 389
г) Действие паров воды и серной кислоты на обжиг цинковых
концентратов 390
§ 7. Основные размеры и технические показатели работы многоподовых
печей : 390
Глава IV. Агломерирующий обжиг сульфидных цинковых концентратов . . . 394
§ 1. Способы агломерирующего обжига цинковых концентратов 394
а) Способ Ригга 394
б) Способ завода Оверпелы· 395

Оглавление ] (Щ
Стр.
в) Способ Цувель-Монтані 395
г) Способ Вией-Монтань 396
д) Способ Робсона 397
е) Агломерирующий обжиг с отгоном свинца и кадмии 397
§ 2. Аппаратурное оформление и практика агломерирующего обжига
сульфидных цинковых концентратов 398
§ 3. Основные размеры и технические показатели работы
агломерационных машин по спеканию цинковых концентратов 400
Раздел В. Пирометаллургнчесвий способ получения цинка 401
Глава V. Восстановление и дестилляцин цинка 401
§ 1. Общие сведения 401
§ 2. Термохимия процесса восстановления окиси цинка 402
§ 3. Поведение соединений цинка в процессе восстановления и дестилляцин 404
а) Восстановление окиси цинка 404
б) Восстановление феррита цинка 406
в) восстановление силикатов цинка 407
г) Восстановление сульфида цинка 408
д) Поведение сульфата цинка при дестилляцин 410
§ 4. Поведение соединений кадмия при дестилляцин цинка 411
§ 5. Поведение при дестилляцин соединений сопутствующих металлов . . 412
а) Поведение соединений металлов, сопутствующих цинку в
концентратах 412
б) Влияние золы горючего восстановителя 412
§ 6. Влияние температуры на скорость процесса дестилляцин цинка .... 413
Глава VI. Конденсация паров цинка 414
J 1. Теория конденсации 415
§ 2. Технологический режим конденсации 417
§ 3. Образование конденсаторной пыли 420
% 4. Образование цинковой пуссьеры 422
Глава VII. Реторты. Конденсаторы. Аллонжи 423
§ 1. Реторты для дестилляцин цинка. Общие сведения 423
§ 2. Характеристика реторт 425
§ 3. Сырье для изготовления реторт . . . · 426
| 4. Приготовление ретортной массы 429
| 5. Прессование ретррт 430
§ 6. Сушка и глазурование реторт 434
§ 7. Обжщ· реторт 435
§ 8. Конденсаторы и их изготовление 436
§ 9. Аллонжи 440
Глава VIII. Цинкодестилляционные печи 441
§ 1. Общие сведения 441
| 2. Конструкция и классификация дестилляцнонных печей 443
§ 3. Печи с поперечным движением газов 445
а) Печь Биркенганг 445
б) Печь Дорр-Делятра 447
в) Печь Сименса 449
г) Печь Невресер-Сименс ^49
д) Печь на жидком топливе 450
66 Металлургия тяжелых цветных металлов

]0І4 Оглавление
Стр.
§ 4. Печи с продольным движением газов 450
а) Печь Хегелера 450
б) Печь, отапливаемая натуральным газом 451
в) Печь Оверпельта 453
г) Печь Танье 453
д) Печь Чижикова на жидком топливе 454
Глава IX. Практика работы при дестилляции цинка 455
§ 1. Шихта и ее приготовление 455
а) Физические свойства и газопроницаемость шихты 455
б) Химические свойства шихты и раймовки 456
в) Горючее-восстановитель : 457
г) Приготовление шихты 459
§ 2. Обслуживание дестилляционных печей 460
а) Загрузка и выгрузка реторт 460
б) Маневр * 461
в) Выгреб цинка 463
§ 3. Механизация загрузки и выгруэки реторт 464
а) Аппарат Дорр-Делятра для механической загрузки реторт 464
б) Аппарат Зегера для загрузки реторт 465
в) Загрузочный аппарат Спенсера 466
г) Система механической эагрузки, предложенная Тедом 466
д) Аппараты для механической выгрузки реторт 467
§ 4. Защитные устройства у печей 467
§ 5. Технические показатели процесса дестилляции 473
Глава X. Продукты, получаемые при дестилляции цинка, и способы их
переработки 473
§ 1. Сырой цинк 474
§ 2. Цинковая пуссьера 474
§ 3. Конденсаторная пыль 475
§ 4. Раймовка 475
§ 5. Ретортный бой 476
§ 6. Конденсаторный бой 476
Глава XI. Непрерывная дестилляции цинка 477
§ 1. Способы непрерывной дестилляции 477
§ 2. Дестилляция цинка в вертикальных ретортах 478
а) Вертикальная карборундовая реторта завода Пальмертон и способ
работы 479
б) Вертикальная керамиковая реторта Ройтцгейма и Реми 483
в) Вертикальная вращающаяся реторта 484
§ 3. Электротермический способ получения цинка 485
а) Особенности процесса 485
б) Электротермия цинка с получением жидких шлаков и конструкция
электропечей » 487
в) Электротермия цинка без расплавления шихты 490
г) Разложение цинковой обманки железом в электропечи 493
§ 4. Шахтная плавка цинка на кислородном дутье 494
Глава XII. Рафинирование цинка 495
§ 1. Состав сырого цинка 495

Оглавление ]045
Стр.
§ 2. Рафинирование цинка ликвацией 4:6
а) Сущность процесса 4<6
б) Практика рафинирования ликвацией 4!·7
§ 3. Редистилляция цинка 4<„8
а) Непрерывная редистилляция цинка в ректификационных
колоннах 499
б) Редистилляция цинка в электрической вакуумной печи 506
Раздел Г. Гидроэлектрометаллургический способ получения цинка . . . 508
Глава XIII. История развития и схема гидрозлектрометаллургии цинка . . . 508
§ 1. Краткий очерк возникновения и развития гидроэлектрометаллургии .
цинка 508
§ 2. Принципиальная технологическая схема гидроілектрометаллургии
цинка по сульфатному способу 510
Глава XIV. Выщелачивание цинка из обожженного концентрата растворами
серной кислоты 513
§ 1. Сущность процесса 513
§ 2. Поведение отдельных компонентов при выщелачивании цинка из
обожженных концентратов 514
а) Соединения цинка 514
б) Соединения железа 516
в) Соединения меди 517
г) Соединения прочих металлов 517
д) Поведение кремнезема и глинозема 518
Глава XV. Очистка раствора сульфата цинка 519
§ 1. Значение концентрации водородных ионов (рН) в процессе очистки
раствора сульфата цинка 519
§ 2. Гидролитическое осаждение примесей 521
а) Осаждение железа 521
б) Окисление сульфата закиси железа 522
в) Осаждение мышьяка и сурьмы 525
г) Осаждение никеля 527
§ 3. Осаждение металлических примесей цементацией 528
§ 4. Удаление кобальта из раствора 529
а) Осаждение кобальта гидролизом 529
б) Цементация кобальта цинковой пылью в присутствии меди и
мышьяка 530
в) Очистка растворов от кобальта цинковой пылью в присутствии
теллура 530
г) Удаление кобальта альфа-нитрозо-бета-нафтолом 5'Л
§ 5. Коагуляция кремнекислоты 532
§ 6. Удаление хлора 533
§ 7. Очистка раствора от алюминия, магния, калия, натрия 533
Глава XVI. Отделение жидкого от твердого 534
§ 1. Основные положения ^34
§ 2. Отстаивание пульп 53^
§ 3. Фильтрация пульп 53;

]&46 Оглавление
Стр.
Глава XVII. Аппаратура, применяемая в гидрометаллургии цинка 540
§ 1. Агитаторы 540
а) Пневматические агитаторы 541
б) Механические агитаторы .-..·.- 542
Л 1. Классификаторы 543
а) Конусный классификатор 543
б) Реечный классификатор 544
в) Чашечный классификатор 545
'% 3. Сгустители 546
а) Сгуститель Дорра 546
б) Сгуститель Гентера 549
•jj.4. Фильтры 550
а) Классификация фильтров 550
б) Фильтровальная ткань 550
§ 5. Вакуум-фильтры _ 550
а) Вакуум-фильтры периодического действия 551
б) Вакуум-фильтры непрерывного действия 553
§ 6. Друк-фильтры 558
а) Друк-нутч "." 558
б) Трубчатый друк-фильтр 558
в) Барабанный друк-фильтр 558
г) Фильтрпрессы 559
§ 7. Передача пульп и растворов 560
§ 8. Материалы для изготовления аппаратуры в гидрометаллургии цинка . 5R1
Глава XVIII. Практика гидрометаллургии цинка 562
§ 1. Способы выщелачивания цинка 552
| 2. Периодическое выщелачивание 563
а) Сущность процесса , 563
б) Практика периодического выщелачивания 563
в) Нейтрализация раствора и гидролитическое осаждение примесей . . 565
§ 3. Непрерывное выщелачивание 565
а) Нейтральное выщелачивание и гидролитическое осаждение
применен 566
б) Кислое выщелачивание 570
Глава XIX. Практика очистки раствора сульфата цинка 578
§ 1. Очистка от меди и кадмия 578
§ 2. Очистка раствора сульфата цинка от кобальта и хлора 580
а) Удаление кобальта 580
б) Удаление хлора 581
Раздел Д. Электролитическое осаждение цинка из растворов 584
Глава XX. Электролиз цинковых растворов 584
§ 1. Катодный процесс 584
ξ 2. Факторы, влияющие на величину сверхнапряжения водорода на
катоде 587
а) Влияние характера поверхности катода 587
б) Влияние коллоидов на сверхнапряженке водорода и качество
катодного осадка цинка 589
в) Влияние плотности тока на сверхнапряжение водорода на катоде . . 59U

Оглавление 3 047
Стр.
§ 3. Влияние металлических примесей на процесс электролиза и качество
катодного осадка цинка 591
а) Влияние железа 592
б) Влияние сурьмы и мышьяка 593
в) Влияние кобальта и никеля 594
г) Влияние меди, кадмия и свинца 594
д) Влияние германия 595
е) Влияние алюминия, магния, натрия и калия 595
§ 4. Анодный процесс 595
а) Сверхнапряжение кислорода на аноде 596·
б) Влияние марганца на анодный процесс . . . '. 596
в) Влияние галоидов 597
§ 5. Электролит 597
а) Влияние кислотности на коэффициент полезного действия тока . . 597
б) Влияние температуры на разъедание катодного осадка 598
Глава XXI. Аппаратурное оформление процесса электролиза 599
§ 1. Электролитная ванна 599
§ 2. Аноды 601
J 3. Катоды 605
§ 4. Коммутация тока 607
а) Ошиновна ванн 607
б) Контакты 60S
Глава XXII. Практика элентролива 608
§ 1. Технологический режим электролиза . . . ". 608
§ 2. Питание ванн и циркуляция электролита 609
§ 3. Охлаждение электролиту 609
§ 4. Выемка катодов из ванн и снятие осадка цичка 611
§ 5. Защита от кислых брызг 612
§ 6. Очистка и ремонт электролитной ванны 613
§ 7. Контроль процесса электролиза 613
| 8. Технические показатели процесса электролиза 614
а) К. п. д. тока 615
б) Напряжение , 615
в) Коэффициент использования электроэнергии 617
Глава XXIII. Продукты, получаемые при гидроэлектрометаллургии цинка,
и способы их дальнейшей переработки 621
§ 1. Переплавка катодного цинка 621
§ 2. Переработка отвальных кеков 624
§ 3. Переработка медно-кадмиевых кеков t 627
Раздел Е. Способы интенсификации гидроэлектрометаллургии цинка . . 628
Глава XXIV. Варианты схем гидроэлектрометаллургии цинка 628
§ 1. Основные направления ■ 628
§ 2. Способ завода Магдебург 629
§ 3. Способ Тэнтона 632
§ 4. Способ Маковецкого 634
§ 5. Способ Кульбо 639
§ 6. Способ Чюкикова (хлорный метод) 640

1048
Оглавление
Часть четвертая
МЕТАЛЛУРГИЯ МЕДИ
Стр.
Раздел А. Основные принципы производства меди 643
Глава I. Способы получения меди 643
§ 1. Состав медных руд и концентратов 643
§ 2. Основные методы получения меди 644
§ 3. Принципиальные схемы металлургии меди 645
Раздел Б. 05жиг медных сульфидных концентратов 647
Глава II. Теория и практика обжига медных сульфидных концентратов .... 647
§ 1. Общие сведения 647
§ 2. Химизм окисления медных сульфидных концентратов 647
§ 3. Печи для обжига медных концентратов и практика работы 650
Раздел В. Плавка медьсодержащих материалов на штейн в отражательных
печах 653
Глава III. Теоретические основы плавки медных концентратов в отражательной
печи 654
§ 1. Поведение соединений меди в процессе отражательной плавки (система
Си—S—О) 654
а) Поведение сульфидов меди при нагревании 655
б) Поведение окислов меди при нагревании 656
в) Поведение сульфатов меди при нагревании 656
г) Взаимодействие между сульфидами и окислами меди при нагревании 656
§ 2. Поведение соединений железа в процессе отражательной плавки
(система Fe—S—О) 658
а) Поведение сульфидов железа при нагревании 658
б) Поведение окислов железа при нагревании 659
в) Взаимодействие между металлическим железом и окислами железа . 660
г) Вваимодействие между сульфидами и окислами железа 661
§ 3. Взаимодействия металлов, сульфидов и окислов меди и железа .... 662
а) Взаимодействие между металлической медью и сернистым железом . 662
б) Вваимодействие между окислами меди и железа. Образование
ферритов меди 663
в) Взаимодействие между сульфидами и окислами железа и меди . . . 663
§ 4. Химизм образования штейна и шлака в процессе отражательной плавки 665
§ 5. Плавление шихты и отстаивание жидких продуктов 666
§ 6. Десульфуризация при плавке медных концентратов в отражательной
печи 666
Глава IV. Медные штейны < 668
§ 1. Общее понятие о штейнах 668
§ 2. Строение медных штейнов 669
§ 3. Влияние сульфида цинка на свойства штейнов 672
§ 4. Растворимость серебра и эолота в штейнах 673
а) Растворимость серебра 673
б) Растворимость золота 675
§ 5. Медные штейны отражательной плавки 675
Глава V. Шлаки отражательной плавки на медный штейн 678
§ 1. Состав медных шлаков 678
а) Окислы железа в шлаках отражательной плавки 678

Оглавление 1049
Стр.
б) Кремнекислота в шлаках отражательной плавки 678
в) Окислы кальция и магния в шлаках отражательной плавки .... 680
г) Цинк в шлаках отражательной плавки 680
д) Глинозем в шлаках отражательной плавки 680
е) Закись марганца в шлаках отражательной плавки 681
§ 2. Медь и драгоценные металлы в шлаках отражательной плавки .... 681
а) Медь в шлаках отражательной плавки 681
б) Драгоценные металлы в шлаках 68°.
Глава VI. Отражательные печи для плавки медных руд и концентратов .... 683
§ 1. Конструктивные элементы отражательных печей для плавки медных
концентратов 684
§ 2. Отвод газов 690
§ 3. Загрузочные устройства 692
§ 4. Отопительная система . . . . '. 692
Глава VII. Тепловой режим отражательной печи 694
§ 1. Теплотехнические основы плавки 694
§ 2. Отопление отражательных печей для плавки медных концентратов пы-
леугольным топливолі 695
§ 3. Отопление печи жидким топливом и натуральным газом 696
§ 4. Режим тяги .' 698
§ 5. Использование тепла отходящих газов 699
§ 6. Баланс тепла отражательной печи 699
Глава VIII. Практика отражательной плавки медных концентратов 699
§ 1. Подготовка шихты .' 699
§ 2. Загрузка шихты 701
§ 3. Заливка и обезмеживание конвертерного шлака 702
§ 4. Выпуск штейна 703
§ 5. Выпуск шлака 704
§ 6. Пылеобразование при оіражательной плавке 704
§ 7. Служба кирпичной кладки отражательной печи 704
§ 8. Неполадки в работе отражательной печи и меры по их устранению . . 705
§ 9. Производительность отражательной печи и технико-экономические
показатели 706
§ 10. Пути интенсификации плавки медных концентратов 708
а) Плавка медных концентратов в электропечах 708
б) Плавка медных концентратов во взвешенном состоянии 713
Раздел Г. Плавка медно-колчеданных руд на медный штейн и шлак
в шахтных печах 716
Глава IX. Теоретические основы пиритной плавки медно-колчеданных руд
на штейн и элементарную серу 718
§ 1. Технологическая схема 718
§ 2. Химизм процесса пиритной плавки 719
§ 3. Образование магнетита в процессе пиритной плавки 723
§ 4. Термохимия пиритной плавки 723
§ 5. Десульфуризация при пиритной плавке 724
Глава X. Аппаратурное оформление шахтной плавки медно-колчеданных руд 726
§ 1. Ватержакет 726
§ 2. Цепь аппаратов секции медно-серного эавода 727
Глава XI. Исходные материалы пиритной плавки 728
§ 1. Руда 72θ

] 050 Оглавление
Стр.
§ 2. Флюсы 729
§ 3. Кокс '31
§ 4. Дутье ' 732
Глава XII. Продукты шахтной пиритной плавки 733
§ 1. Штейны пиритной плавки 733
§ 2. Шлаки пиритной плавки 733
§ 3. Гэ8ы пиритной плавки медно-колчеданных руд 735
Г шва XIII. Практика пиритной плавки медно-колчеданных руд в печах
с герметизированной загрузкой 736
§ 1. Задувка печи 736
§ 2. Ход процесса пиритной плавки с получением элементарной серы . . 736
§ 3. Профиль шахтной печи при пириіной плавке 737
§ 4. Отделение штейна от шлака и режим переднего горна 738
§ 5. Пылеобразование при шахтной пиритной плавке 739
§ 6. Очистка серы от мышьяка 740
§ 7. Технико-экономические показатели пиритной плавки 741
Глава XIV. Уральский способ шахтной пиритной плавки в печах с открытой
загрузкой 744
§ 1. Особенности пиритной плавки на уральских заводах 744
§ 2. Образование настылей и способы их удаления 745
§ 3. Технико-экономические показатели пиритной плавки
медно-колчеданных руд на уральских заводах 745
Глава XV. Разновидности шахтной плавки медных руд (полупиритная,
сократительная, восстановительная плавка) 747
§ 1. Полупиритная плавка 747
§ 2. Сократительная (концентрационная) плавка штейнов 751
§ 3. Восстановительная плавка медьсодержащих материалов 753
Раздел Д. Переработка штейнов 756
Глава XVI. Бессемерование штейнов 756·
§ 1. Сущность процесса 756
§ 2. Конвертеры 758
а) Вертикальный конвертер . . '. 758
6} Горизонтальный конвертер 758
в) Детали конвертеров 760
§ 3. Исходные материалы 762
а) Штейны 762
б) Флюсы 763
в) Холодные присадки 764
г) Дутье 764
§ 4. Продукты бессемерования 764
а) Белый штейн. , . 764
б) Конвертерные шлаки 765
в) Черновая медь 766
г) Конвертерная, пылі 766
д) Конвертерные тазы 766
§ 5. Практика бессемерования 767
а) Заливка штейна 767
б) Загрузка кварца 767
в) Обслуживание конвертера 767
г) Регулирование теплового режима конвертера 768

Оглавление J051
Стр.
д) Разъедание кладки и магнетитовый гарниесаж 768
е) Чистка фурм и горловины 770
ж) Отвод газов 770
з) Слив меди из конвертера 770
и) Ремонт конвертера 771
к) Производительность конвертера 771
л) Практика бессемерования медно-евинцовых штейнов 774
м) Технические показатели по бессемерованию медных штейнов .... 774
§ р. Пути интенсификации процесса бессемерования штейнов 774
Раздел Е. Рафинирование меди 776·
Жлава XVII. Окислительное рафинирование меди 776·
§ 1. Состав черновой меди (конвертерной) 776
§ 2. Сущность окислительного рафинирования меди 778
§ 3. Поведение примесей при окислительном рафинировании мрди .... 779
§ 4. Печи для рафинирования меди и способы отопления 788
а) Конструктивные элементы рафинировочных печей 788
б) Отопление печей 791
§ 5. Практика окислительного рафинирования меди 792
§ 6. Шлаки от рафинирования меди и их переработка 797
§ 7. Способы возможной интенсификации процесса окислительного
рафинирования меди 798
Глава. XVIII. Электролитическое рафинирование меди 799
§. 1. Сущность процесса электролиза 799
а) Анодный процесс 799
б) Кадодный процесс 800
§ 2. Поведение примесей при электролитическом рафинировании меди . . . 801
§ 3. Электролит 804
§ 4. Аппаратурное оформление медеэлектролитного процесса 806·
а) Электролитные ванны 806
б) Аноды 808
в) Катоды 809
г) Коммутация тока ?10
д) Способы включения ванны и электродов 812
§ 5. Практика электролитического рафинирования меди 813
а) Питание ванны и циркуляция электролита 813
б) Загрузка и выгрузка электродов 814
в) Ремонт электролитной ванны 814
г) Контроль электролиза 814
§ fi. Технологические и технико-экономические . показатели
электролиза R15
а) Напряжение 815
б) Плотность тока 815
в) Температура электролита 816
г) Коэффициент полезного действия тока ' 816
д) Коэффициент использования энергии 816
§ 7. Качество катодного осадка меди 818
§ 8. Приготовление катодных листов (рубашек) 819
§ 9. Очистка и регенерация электролита 820
§ 10. Переработка анодного шлама 821

Д052 Оглавление
Стр.
Раздел Ж. Гидроэлектрометаллургия меди 824
Глава XIX. Выщелачивание меди из руд 824
§ 1. Общие сведения 824
а) Развитие гидрометаллургии меди 824
б) Состав руд и выбор растворителя 825
в) Технологическая схема гидроэлектрометаллургии меди по
сернокислотному методу 826
§ 2. Химизм растворения медных минералов 826
а) Реакции медных минералов с серной кислотой 826
б) Реакции медных минералов с сульфатом окиси железа 828
в) Растворение примесей при выщелачивании руды 829
§ 3. Подготовка руды 829
а) Измельчение руды 829
б) Классификация руды 830
в) Загрузка и выгрузка руды 830
§ 4. Выщелачивание меди ■. 830
а) Выщелачивание меди из руды в кучах 831
б) Выщелачивание меди из руды перколяцией 831
в) Выщелачивание меди агитацией 836
Глава XX. Очистка растворов сульфата меди 840
§ 1. Удаление хлора и восстановление сульфата окиси железа до сульфата
закиси при помощи цементной меди 840
§ 2. Гидролитическое осаждение примесей железа, алюминия, мышьяка
из сульфатных растворов в присутствии известняка 841
§ 3. Обезмеживание растворов , 842
а) Цементация меди из растворов при помощи желеэа . 842
б) Осаждение меди из растворов при помощи известняка 843
в) Осаждение меди ив растворов в виде однохлористой меди 844
Глава XXI. Электролитическое осаждение меди из сернокислых растворов . . 844
§ 1. Основные реакции и поведение примесей 844
а) Основные реакции 844
б) Поведение примесей при электролизе 844
§ 2. Аппаратурное оформление процесса электролиза 846
а) Электролитные ванны 846
б) Аноды 846
в) Катоды 848
§ 3. Практика электролиза 848
а) Состав растворов 848
б) Температура 850
в) Напряжение 850
г) Плотность тока 850
д) К. ц. д. тока на катоде 850
е) К. п. д. тока на аноде 850
ж) Борьба с короткими замыканиями 850
Глава XXII. Аммиачный и хлоридный способ гидрометаллургии меди .... 852
§ 1. Аммиачный способ извлечения меди из руд 852
а) Выщелачивание меди аммиачным раствором 852
б) Получение меди из аммиачного раствора 854
§ 2. Хлоридный способ переработки медных руд и медноколчеданных
огарков 854

Оглавление 1053
Часть пятая
МЕТАЛЛУРГИЯ НИКЕЛЯ
Стр.
Глава I. Способы получения никеля 859
Раздел. А. Переработка окисленных никелевых руд 862
Глава II. Подготовка окисленной никелевой руды к плавке на штейн 862
§ 1. Способы предварительной обработки окисленных никелевых руд . . . 862
а) Плавка сырой руды 863
б) Плавка брикетированной руды 863
в) Плавка агломерированной руды 863
§ 2. Сушка окисленной никелевой руды 864
§ 3. Брикетирование окисленных никелевых, руд 866
§ 4. Агломерация окисленных никелевых руд 867
Глава III. Химизм процесса восстановительной сульфидизирующей плавки
окисленных никелевых руд 870
§ 1; Восстановление никеля из окислов углеродом и окисью углерода . . . 870
§ 2. Сульфидизация никеля в процессе плавки 871
а) Взаимодействие металлического никеля с сульфидом железа .... 871
б) Взаимодействие закиси и силиката никеля с сульфидами железа или
кальция при расплавлении 871
в) Взаимодействие силиката никеля с сульфатом кальция 872
г) Взаимодействие между металлическим никелем и его окислами с
элементарной серой или сероводородом 873
§ 3. Поведение карбоната и сульфата никеля 873
§ 4. Образование ферро-никеяя при плавке окисленных -никелевых руд на
штейн 8?3
Глава IV. Ватержакеты для плавки окисленных никелевых руд 874
а) Внутренний горн 874
б) Кессоны 875
в) Фурмы '. ■ 875
г) Колошник 875
Глава V. Исходные материалы при шахтной рлавке окисленных никелевых руд 876
§ 1. Влияние физических свойств ингредиентов шихты на скорость плавления 877
§ 2. Сульфидизаторы при плавке окисленных никелевых руд 877
§ 3. Кокс 877
§ 4. Дутье 878
Глава VI. Продукты шахтной плавки окисленных никелевых руд 880
§ 1. Штейны плавки окисленных никелевых руд 880
§ 2. Шлаки шахтной плавки окисленных никелевых руд 884
§3. Газы и пыль при плавке окисленных никелевых руд в шахтной печи . . 885
Глава VII. Практика ватержакетной плавки окисленных никелевых руд . . . 838
§ 1. Обслуживание печи 888
а) Подача материалов ка колошник 8S8
б) Загрузка шихты 888
в) Выпуск шлака 889
г) Выпуск штейна 889
§ 2. Образование ферро-никелевых настылей и меры борьбы с ними . . . 889

J 054 Оглавление
Стр.
§ 3. Производительность печи и расход кокса 890
§ 4. Потери никеля в шлаках и унос пыли при шахтной плавке окисленных
РУД 891
а) Потери никеля в отвальных шлаках 891
б) Унос пыли при шахтной плавке окисленных никелевых руд . . . 891
Глава VIII. Бессемерование никелевого роштейна до файнштейна 892
5 1. Особенности бессемеровского нередела никелевых роштейнов до
файнштейна · 892
§ 2. Практика бессемерования никелевых штейнов 893
§ 3. Укос пыли при конвертировании никелевых роштейнов 895
Глава IX. Переработка никелевого файнштейна на металл 898
§ 1. Окислительный обжиг никелевого файнштейна 898
а) Механизм окислительного обжига никелевого файнштейна 898
б) Аппаратурное оформление и практика обжига никелевого файнштейна £99
§ 2. Восстановление закиси никеля 901
а) Восстановление никеля в ретортных печах 901
б) Восстановление никеля в электропечах 902
Глава X. Варианты способов извлечения никеля ив окисленных руд 906
§ 1. Плавка окисленных руд на ферро-никель в электропечах 906
§ 2. Восстановление и сульфидизация окисленных никелевых руд во
вращающихся барабанных печах 907
а) Восстановление никелевых руд во вращающейся печи 907
б) Сульфидизация окисленных никелевых руд во вращающихся
барабанных печах 90S
§ 3. Гидрометаллургия окисленных никелевых руд 908
Раздел Б. Переработка медно-никелевых сульфидных руд 909
Глава XI. Состав медно-никелевых сульфидных руд и способы их переработки 909
§ 1. Состав медно-никелевых руд 909
ξ 2. Способы переработки сульфидных медно-никелевых руд 909
Глаеа XIΪ. Окислительный обжиг медно-никелевых сульфидных руд и
концентратов 911
§ 1. Химизм обжига медно-никелевых руд и концентратов "9И
§ 2. Окислительный обжиг медно-никелевых сульфидных концентратов·
во многоподовых печах с механическим перегреванием 911
§ 3. Агломерирующий обжиг медно-никелевых руд и концентратов . . . 912
Глава XIII. Плавка медно-никелевых руд и концентратов 913
§ 1. Плавка медно-никелевой кусковой руды и агломерата в шахтной печи 913
§ 2. Плавка медно-никелевых руд и концентратов в отражательных печах . 917
§ 2. Плавка медно-никелевых руд и концентратов в электрических печах , 918
Глава XIV. Медно-никелевые штейны .....' 920
Глава XV. Бессемерование медно-никелевых штейнов 922
Глава XVI. Разделительная плавка медно-никелевых файнштейнов при помощи
сернистого натрия 924
§ 1. Теоретические основы процесса 924
§ 2. Практика разделительной плавки медно-никелевых файнштейнов
(способ Орфорда) '.....■ 927

Озлаеаен ие 105,5
Стр.
§ 3. Переработка продуктов разделительной плавки 931
а) Переработка медного топа 931
б) Получение никеля из боттома 932
Глава XVII. Переработка медно-никелевых файнштейнов гидргэлеьтрометал-
лургическим способом 934
Глава XVIII. Электролитическое рафинирование никеля 937
§ 1. Особенности электролиза никеля 937
§ 2. Анодный процесс ■ 938
§ 3. Катодный процесс , 940
§ Ί. Практика электролиза 941
§ 5. Очистка отработанного электролита (анолита) от примесей 943
Тлава XIX. Переработка медно-никелевых файнштейнов и боттомов
карбонильным способом .· 946
Глава XX. Переработка мышьяковых никелевых руд и шпейэ 950
§ 1. Плавка руды на сырую шпейзу 950
§ 2. Концентрационная плавка на рафинированную шпейзу 951
§ 3. Извлечение пикеля (и кобальта) из рафинированной шпейзы 951
Часть шестая
ОБЩИЕ ВОПРОСЫ
Глава I. Переработка шлаков 955
§ 1. Основные положения 955
§ 2. Продувка с агломерацией 957
§ я. Вельцпроцесс 958
§ 4. Шахтная плавка 962
§ 5. Продувка жидких шлаков угольной пылью (фьюмингпроцесс) .... 966
§ 6. Переработка полиметаллических отходов производства в газогенераторах
на жидком шлаке 970
Тлава II. Транспортирование, хранение н шихтование материалов на заводах
цветной металлургии 972
§ 1. Транспортирование материалов 972
§ 2. Шихтование материалов 974
Тлава III. Пылеулавливание 974
§1. Осаждение взвешенных частиц, основанное на действии силы тяжести
или центробежной силы 975
§ 2. Фильтрование гаэов через ткань t 976
§ 3. Электроочистка газов 979
Глава IV. Основные правила по технике безопасности и производственной
санитарии на заводах цветной металлургии 985
Глава V. Металлургические расчеты : 987
§ 1. Металлургия свинца 987
а) Расчет шихты шахтной плавки на веркблей 987
б) Материальный и тепловой балансы шахтной печи 990
| 2. Металлургия цинка 999
а) Расчет обжига 999

]056
Оглавление
Стр.
б) Расчет раймовки 1003
в) Материальный и тепловой балансы цинкодестилляционной печи . . 1006
г) Расчет кека при гидрометаллургии цинка 1010
§ 3. Металлургия меди 1014
а) Расчет шихты для обжига и плавки 1014
б) Материальный и тепловой балансы печи по обжигу медных
концентратов 1017
в) Материальный и тепловой балансы отражательной плавки ..... Ю1&
§ 4. Металлургия никеля 1024
Список основной литературы 1025
Предметный указатель 1027
Указатель диаграмм состояний различных систем 1034

Печатается по постановлению
Редакционно-издательского совета
Академии Наук СССР
*
Редактор издательства М. П. Евдокимов
Технические редакторы:
Н. П. Аузан и В. Я. Диков
Переплет художника А. А. Люминарского
*
РИСО АН СССР Μ 2449. А—10566. Тип. заказ
№ 291. Подл, к печ. 26/ХI 1947 г. Формат бум.
70ХЮ8I/„. Печ. л. 66'/,. Уч.-издат. л, 88,75
Тираж 3000.
Цена в переплете 74 руб.
5-я тип. Издательства Академии Наук СССР.
Москва, Шубинский пер., д. 10

ОПЕЧАТКИ
Стр.
19
84 .
84
134
211
220
220
220
28ft
304
374
405
556
559
577
577
583
735
798
919
1026
1034
1034
1034
1034
1034
1034
Строка
13 сн.
20 св.
25 св.
16 св.
2 сн.
27 сн.
26 сн.
17 сн.
13 с и.
16—17 св.
28 св.
12 с«.
22 сн.
1 сн
15 сн.
17 си.
28 си.
2—3 св.
2 си.
26-27 си.
7 π 8 св.
9 св.
25 св.
26 си.
23 сь.
10 сн.
1 с и.
Напечатано
(Казахстан)
концентратов
1.0
составлять
кремнекислой
-52540
—97380
—172000
и
переводит его в
через скрытую часть
при перемешивании
3.45.10 -
как
каном
S,
'..7
с леду
объясняется окисленными
соединениями меди реакциями между
черноноіі
электроде рж ател ь
Fransactions
Сі
Fu
! Ne
Pi
ι Zl>
I "
Должно быть
Казахстан
концентратов (%)
21.0
должна быть более
кремнекислотой
—76500
- 97500
—1818llfl
Ζ и
переходит в
через открытую часть
при перемешивании
3.45.10—'
кек
краном
Ssn8
! 4·°
следует
, объясняется реакциями между
і кислородными соединениями
меди и
і черной
! электрододержатель
! Transactions
і
1 Са
ί Си
! Fe
Ni
Pb
Zn
Чижиков. Металлургия тяжелых цвотных металлов