Получение цинка в шахтных печах
|
Чтобы получать цинк аналогично другим тяжелым цветным металлам в больших печах типа шахтных или отражательных, необходимо освоить процесс конденсации цинка из большего объема газов, разбавленных продуктами сжигания топлива, т. е. в условиях плавки, проводимой не муфельным, а прямым обогревом шихты. Во всех описанных выше процессах пары цинка конденсируются из газов, почти не содержащих друокиси углерода. Для этого углерод сжигают только до окиси углерода, что вызывает большой его расход и связано с низким коэффициентом использования тепла. Цинковая шахтная печь может работать с высоким коэффициентом использования тепла только в том случае, если углерод сжигается достаточно полно и образующиеся в печи газы содержат значительное количество двуокиси углерода. Восстановление окиси цинка окисью углерода — реакция обратимая: ZnO + CO ⇔ Zn + CO2. Эта реакция эндотермична и константа ее растет с температурой. Газ, содержащий 5,9% Zn; 11,3% CO2 и 18,3% CO, не изменяется (цинк не окисляется двуокисью углерода) при температуре больше 1000 °С. При 1010 К = 0,059*0,113/0,183 = 0,037. При восстановлении одного моля окиси цинка температура газа понижается на 80 °С. При получении в газе 5,9 % Zn понижение его температуры составит 5,9*80 = 470 °С и первоначальная температура газа должна быть 1010 + 470 = 1480 °С. Процесс необходимо вести таким образом, чтобы восстановление цинка не сопровождалось восстановлением железа. При несоблюдении этого условия горн печи быстро зарастает тугоплавким железом и печь останавливается (такой случай произошел при опытной шахтной плавке цинковых концентратов, которая проводилась в Бельгии). Расчет показывает, что если газ содержит 5,9% Zn; 11,3% CO2 и 18,3% CO, то около 40% окиси цинка восстанавливается в шахте и 50 % в зоне фурм и, следовательно, газ, покидающий зону фурм, должен содержать 3,5% Zn; 10,7% CO2 и 18,5% CO. При этом отношение CO2:CO = 0,57, а для восстановления железа из вюстита оно должно быть равно 0,31 и газ такого состава не будет восстанавливать железо. Исследователи, изучавшие этот процесс, стремясь создать благоприятные условия конденсации, пытались вести плавку с большим избытком углерода, чтобы получить газы, не содержащие CO2. Во всех случаях они получали железные настыли, приводившие к быстрой остановке печи. Фирмой ИС (Империал Смелтинг, Англия), разрабатывавшей процесс шахтной плавки около 20 лет, были предприняты поиски условий конденсации цинка из парогазовой смеси, содержащей более 10 % CO2 и около 4—5 % Zn. Схема процесса шахтной плавки цинковых концентратов сводится к следующему (рис. 59).  Свинцово-цинковую шихту подвергают обжигу с агломерацией. Агломерат в смеси с коксом плавят в шахтной печи. Получающиеся при этом свинец и шлак выпускают для разделения в передний отстойник, а газ направляют в конденсатор, орошаемый свинцом. Цинк при конденсации растворяется в свинце. При охлаждении его в ликвационной ванне цинк отделяется, а свинец возвращается в конденсатор. Газы после конденсатора очищают от пыли и сжигают. Тепло от сжигания газов используют для подогрева подаваемого в печь воздуха и кокса. Агломерация Для шахтной плавки, газы которой подвергают конденсации, агломерат должен отличаться особой прочностью, не истираться при движении через печь и не содержать мелочи, выносимой газовым потоком, так как пыль заметно снижает выход жидкого цинка. Различные попытки получить необходимого качества агломерат из цинковых концентратов не принесли успеха. В шихту агломерации вводили повышенное количество углерода. Спекание несколько улучшилось, но интенсивное горение колосников исключило нормальное ведение процесса. Агломерацию начали вести с дутьем снизу. При этом исключили горение колосников, но качество агломерата не улучшилось. После этого в шихту начали вводить свинцовые концентраты и другие свинецесодержащие материалы. При этом удалось получить агломерат необходимого качества. Состав шихты, применяемой, например, на заводе Эйвонмаут, приведен в табл. 29.  Оборотный агломерат, флюсы, свинцово-цинковые продукты (цинковые дрсссы, пусьера, свинцово-цинковые кеки, свинцовые возгоны вельцпечи, шламы сернокислотного производства, пески и пр.) хранят в бункерах с дозаторами, а цинковые концентраты — на складе. Дозированные флюсы и оборот или свинцово-цинковые продукты и концентрат поочередно подают на сборный транспортер, имеющий весы и механический пробоотборник. Материалы проходят дезинтегратор и далее наклонным транспортером подаются в бункера аглоцеха, в которых хранится перемешанная и опробованная смесь флюсов и оборотов, смесь металлосодержащих оборотов и концентрат. Эти компоненты из бункеров дозаторами выдаются на сборную ленту, с которой элеватором передаются к барабанному смесителю, установленному над машиной. Получаемый агломерат содержит 35—40% Zn; 15—20% Pb; 7—8% SiO2; 9—10% CaO и менее 1 % S. Производительность машин 250—300 т агломерата в сутки, при выжиге около 1 т S на 1 активной поверхности в 24 ч. Агломерат для шахтных печей после охлаждения подвергают грохочению на виброгрохотах с сеткой 16 и 5 мм. Класс плюс 16 мм поступает в плавку, а класс минус 16 плюс 5 мм после дробления в конусной дробилке направляют в оборот совместно с классом минус 5 мм. Класс минус 1 мм составляет 14%, минус 1,5 мм 45% и минус 6 плюс 1,5 мм 21 %. В связи с высокой прочностью агломерата выход класса 16—25 мм не превышает нескольких процентов и размер кусков основной его массы 60—90 мм. В аглоцехе имеется общий пульт КИП, с помощью которого ведется контроль процесса. Автоматически замеряется и регулируется влажность шихты, ведется счет паллетам, замеряются температура и разрежение по камерам и другие показатели. Шахтная плавка Шахтные печи для плавки свинцово-цинкового агломерата строят прямоугольной формы, кессонированными. Верхняя часть шахты выложена из шамотного кирпича в стальном кожухе. У первых печей, построенных на заводе в Эвонмауте, имелся один ряд фурм. В последующем для увеличения площади сечения печи их стали строить с двумя рядами фурм и двухъярусными—узкими в нижней части и широкими в верхней, как показано на рис. 60. Фурмы вводят в печь на глубину около 200 мм и охлаждают водой.  Двухрядное расположение фурм позволяет при сравнительно небольшом давлении дутья обеспечить равномерное его распределение по всему сечению печи, так как через фурмы нижнего ряда воздух подается в центральную часть печи, а через фурмы верхнего ряда — в периферические части печи. Такая равномерность очень важна при описываемом процессе, так как снижает вынос пыли и обеспечивает полное взаимодействие между газами и шихтой. Фурмы присоединены к общему коллектору горячего воздуха, имеющего температуру 550—650 °С и подаваемого под давлением 250—270 мм рт. ст. Давление дутья регулируется автоматически таким образом, что количество газов, образующихся в процессе плавки, поддерживается постоянным, а давление изменяется в зависимости от сопротивления столба шихты. Колошник печей закрытый. Шихту загружают периодически через два двойных колокольных затвора, расположенных по продольной оси печи и управляемых пневматическим механизмом. В первоначальном варианте процесса агломерат и раскаленный кокс подавали на колошник скиповым подъемником и ссыпали в воронку, из которой они поочередно подавались в один из двух затворов. В печах последней конструкции кокс и агломерат загружают в цилиндрический кюбель с конусным затвором снизу. Кюбель расположен над загрузочной воронкой печи и разгружается при откидывании конусного затвора. В период заполнения кюбеля он вращается для предотвращения смещения в расположении кокса и агломерата. В условиях шахтной печи, предназначенной для отгонки цинка, прочность агломерата и пористость загружаемой в печь шихты имеют большее значение, чем при ретортном процессе. Требования к прочности агломерата связаны не с какими-либо особыми условиями в печи, вызывающими измельчение и дробление агломерата, они диктуются необходимостью обеспечить определенный гранулометрический состав шихты. Перед загрузкой материала в запасные бункера отсеивают класс минус 16 мм. Наличие крупных кусков плюс 100 мм также нежелательно, так как слишком большие куски агломерата затрудняют удаление цинка. Оптимален размер кусков от 60 до 90 мм. Агломерат, по крупности аналогичный коксу, образует шихту с незначительной склонностью к сегрегации, и в этом случае у всех фурм плавится шихта с постоянным средним соотношением агломерата к коксу. Содержание класса менее 6 мм составляет меньше 5%. Чем более пориста шихта и чем равномернее распределяются газы по сечению печи, тем эффективнее сжигается кокс и меньше его расход. Грубая и тонкая пыль в металлургических газах, поступающих в конденсатор, нарушает нормальный режим его работы и приводит к повышенным потерям цинка и свинца с дроссами. В этом отношении особое значение приобретают физические свойства шихты и движение ее в шахте печи. Следует обеспечивать постепенное опускание шихты и поддерживать достаточно высокую сыпь относительно холодной шихты, которая служит фильтрующим слоем и способствует конденсации испарившихся при плавке сульфидов свинца. При подогреве агломерата до 800 °С не удавалось выдержать жесткие требования к содержанию в газах, поступающих на конденсацию, свинца и серы, качество агломерата заметно ухудшалось, осложнялись также условия работы. В связи с этим от подогрева агломерата отказались и его загружают холодным, сохранив только прокалку кокса. При этом охладился верх печи и удаляемые газы. Так как охлаждение газов недопустимо из-за возможного окисления цинка, в верхнюю часть печи вдувают горячий воздух в количестве около 12% от общего его расхода. При этом несколько повышается содержание CO2 в газах и на столько же понижается количество сконденсированного в металл цинка, однако при этом удается сохранить температуру газов на требуемом уровне и предотвратить окисление значительного количества цинковых паров. Так, на заводе в Свонси газ перед подачей воздуха в верхней части печи при температуре 770 °С содержит 8,6% Zn и 10,3% CO2. После подачи воздуха газ покидает печь при температуре 1000 °С и содержит при этом 8,1% Zn и 12,8% CO2. Обычно шлак содержит 6—7% Zn и потери цинка в шлаке составляют 6—8%. С увеличением расхода кокса содержание цинка в шлаке уменьшается, но при этом снижается и производительность печи. Выбор режима определяется, как правило, экономическими соображениями. При значительном расходе углерода содержание FeO в шлаке снижается, что приводит к образованию железистого сплава. При шлаках, содержащих 2% Zn и менее, появляются заметные затруднения при плавке. Для хорошего извлечения цинка из шлака без восстановления железа необходимо, чтобы конечные стадии восстановления проводились при высокой температуре. Шлак должен быть достаточно тугоплавким. Добавляя известняк и кварц, обычно получают шлак с содержанием около 30 % СаО; 20 % SiO2; 32 % FeO и 6% Al2O3 с температурой плавления 1250 °С. При сильно железистых шихтах, по мнению английских специалистов, можно вести плавку на шлак, содержащий 50% FeO; 20% SiO2; 15% CaO и 5% Al2O3, однако такие шлаки практически не испытывали. О типичном составе агломерата и шлака можно судить по данным табл. 30.  Количество цинка, получаемого на единицу массы сжигаемого углерода, определяется балансом тепла. Приход — теплота сгорания кокса до CO и CO2 и теплосодержание подогретых воздуха и шихты. Расход — теплота плавления шлака, теплосодержание отходящих печных газов, эндотермическое восстановление окиси цинка окисью углерода, восстановление двуокиси углерода и потери. Чем выше содержание CO2 в печных газах, тем больше окиси цинка может быть восстановлено на единицу массы углерода. Содержание CO2 зависит от температуры фокуса, высоты сыпи, реакционной способности кокса и цинксодержащих материалов. При увеличении прихода тепла отношение содержания цинка к коксу в шихте повышается; если это отношение сохраняется постоянным, некоторое количество избыточного тепла используется на восстановление цинка из шлака, но большая его часть поглощается при восстановлении двуокиси углерода. В случае ошибочного изменения отношения агломерат — кокс и восстановления железа необходимо снижать температуру дутья. При нормальном режиме при подогреве кокса до температуры 800 °С, а дутья — до 600 °С расход кокса составляет 90 % от массы возгоняемого цинка плюс 20 % от массы образующегося шлака и выражается формулой С = 0,936а + 0,2173b, где С — количество углерода, а — количество возогнанного цинка; h — количество полученного шлака. При переработке богатых смешанных свинцово-цинковых концентратов, при которой масса образующегося шлака составляет 70 % от массы присутствующего цинка, расход кокса может составлять около 104 % от массы восстановленного и возогнанного цинка. Подогрев дутья способствует протеканию реакции CO2 + С ⇔ 2СO вправо. В настоящее время ввиду того, что подогрев проводится в металлических рекуператорах, температура дутья не превышает 650—700 °С. Повышение температуры дутья на 100 град может способствовать увеличению количества сжигаемого углерода на 2—3% и соответственно количества возгоняемого цинка на 3—4%. Ho такое повышение невозможно при металлических рекуператорах и требует сооружения кауперов. Для вновь сооружаемых печей рекуператоры заменяют кауперами. Шахтная печь менее чувствительна к качеству материала, чем горизонтальные и вертикальные реторты, но при переработке бедных цинком концентратов удельный расход углерода на тонну цинка возрастает. Как указывалось ранее, переработка этим способом чисто цинковых концентратов представляет известную трудность, так как получение при этом достаточно прочного и крупного агломерата — задача весьма сложная. Присутствие в шихте свинца облегчает задачу получения прочного агломерата, а возможность попутного его извлечения при дистилляции цинка позволяет успешно применять этот процесс к свинцово-цинковой шихте. Добавка окиси свинца к цинк-железистой шихте не требует дополнительного расхода углерода, не препятствует восстановлению окиси цинка и не снижает извлечения цинка. Количество окиси свинца в шихте ограничивается допустимой концентрацией двуокиси углерода в газах, направляемых на конденсацию, и качеством шихты при плавке. Так как свинец восстанавливается в верхних горизонтах печи, то часть окиси углерода превращается при этом в двуокись. При проведении экспериментальных работ с шихтой, содержащей свинец и цинк в равных количествах, были получены хорошие показатели по извлечению обоих металлов. Согласно теоретическим расчетам, содержание свинца в шлаке при 1250 °С и имеющемся отношении CO2 к CO должно равняться 0,5 %. Практически эта величина колеблется в пределах 0,5—0,8%. Таким образом, с этой точки зрения повышение содержания окиси свинца в агломерате вполне допустимо. Однако попытки плавить агломерат, содержащий свинец в отношении 1:1 к цинку, дали плохие результаты, так как плавка сопровождалась образованием настылей и зависанием вязкой шихты. Поэтому в дальнейшем практически перерабатывается шихта с отношением в агломерате свинца к цинку, равным 0,5:1. Если на первоначальных стадиях процесса в шихту вводили различные свинецсодержащие полупродукты (см. табл. 30), то в настоящее время на заводе Кокл-Крик (Австралия) агломерат готовят из смеси высокосортных свинцовых и цинковых концентратов, а на заводе Брокен-Хилл (Замбия) после выделения из руды флотационным методом цинкового сульфидного концентрата остальную часть, содержащую смесь сульфидов свинца и силикатов свинца и цинка, подвергают агломерации и плавке в шахтной печи. При этом агломерат получается беднее цинком, чем на других предприятиях, и содержание цинка в парогазовой смеси не превышает 3—4 %. Важное значение в процессе шахтной плавки имеет длительность кампании печи. Первоначально она не превышала четырех месяцев, по истечении которых печь приходилось останавливать для удаления образующихся настылей. По мере освоения процесса плавки, а также в результате разработки способа взрыва настылей без прекращения работы печи длительность кампании была продлена до одного года. О продолжительности кампании печей различных заводов и некоторых других технологических показателях шахтной плавки можно судить по данным табл. 31.  Настыли в печи образуются по трем причинам: 1. Улетучивающийся сульфид в парах взаимодействует с цинком по реакции PbS + Zn = Pb + ZnS. Сульфид цинка нелетуч, тугоплавок и отлагается на стенках печи, образуя настыли. 2. То же происходит с невосстановленной окисью цинка в холодных частях печи. 3. Вязкая (богатая силикатами свинца) шихта откладывается на стенках печи. Для борьбы с настылями тщательно контролируют химические и физические свойства шихты, подрывают настыли на ходу печи, повышают содержание меди в шихте. Медь, связывая серу, уменьшает количество улетучивающегося сульфида свинца, а также сокращает возгонку мышьяка, связывая его в виде шпейзы. Тем самым уменьшается сульфидная настыль. Медь при плавке восстанавливается и растворяется в свинце, при больших содержаниях ее необходимо выделять в виде штейна, в котором содержится много растворенного восстановленного железа. Медистые шихты в промышленных условиях не плавили и этот вопрос изучен недостаточно. Мышьяк при плавке переходит преимущественно в шпейзу, однако часть его улетучивается и переходит в конденсатор. Часть мышьяка, попавшего в конденсатор, переходит в дроссы и с ними возвращается в шихту агломерации, другая часть растворяется в цинке. Концентрация мышьяка при этом достигает 0,04 %, что вынуждает вести рафинирование цинка с помощью натрия. Присутствующие в шихте сурьма и висмут переходят в свинец. На 1 т сжигаемого углерода в конденсатор уносится, кг: 22—220 Pb; 2—9 S; 1,3—6,7 As; 2—11 SiO2; менее 2 Fe. Железо и кремнезем уносятся с пылью, из части кремнезема образуется моноокись кремния. Конденсация цинка Условия конденсации цинка при шахтной плавке резко отличаются от всех ранее описанных процессов, в которых шихта нагревалась без доступа воздуха. При шахтной плавке содержание цинка в газах не превышает 5—6%, а производительность печей достигает 100—150 т цинка в сутки. При этих условиях приходится отнимать от газов большее количество тепла. Кроме того, при содержании в шихте около 20% Pb избежать его улетучивания и попадания части свинцовых паров в конденсатор практически невозможно. Поэтому в отличие от ранее описанных конденсаторов, в которых жидкостью, охлаждающей газы, служит цинк, в конденсаторах для шахтных печей охлаждающей жидкостью является свинец. Принцип действия такого конденсатора основан на свойствах диаграммы состояния системы цинк — свинец (рис. 61). С ростом температуры растворимость цинка в свинце растет, с понижением падает.  Свинец в конденсатор поступает при температуре 450 °С. При этом он содержит 2—2,2% Zn. Свинец в конденсаторе взаимодействует с горячими газами, поступающими из печи при температуре 1000 °С и содержащими 5% Zn. Газы при этом охлаждаются, а цинк переходит в свинец. Горячий свинец, покидающий конденсатор при температуре 560 °С, содержит 2,4% Zn. Свинец вне конденсатора охлаждается и цинк из него ликвирует, всплывает на поверхность и удаляется, а свинец, содержащий 2 % Zn, вновь возвращается в конденсатор для охлаждения газов. Цинковые пары конденсируются на поверхности свинцовых капель или непосредственно в виде сплава, или в виде цинка, тут же растворяющегося в свинце. Кроме того, протекает процесс абсорбции цинковых паров свинцом, способствующий процессу конденсации. Применение свинца позволяет использовать стальные (легированные) разбрызгиватели, свинец достаточно теплоемок и позволяет сравнительно просто поглотить тепло газов, удаляемых из печи. Конденсатор одним торцом плотно примыкает к печи. С другого торца через стояк отходящие газы отводятся в систему очистки. Теплотворная способность отходящих газов 600—650 ккал на 1 м3. На одной из длинных сторон конденсатора расположена ликвационная система. На противоположной — 3 окна для очистки конденсатора от дроссов. Дроссы из конденсатора и пыль из газоходов удаляют один раз в 6—7 суток. При этом печь останавливают на несколько часов, прекращая дутье. Конденсатор (рис. 60) представляет прямоугольную камеру, выложенную из карборундового кирпича длиной от 6 до 12 м, шириной от 2,5 до 5,5 м и высотой 1,25 м. В конденсаторе расположены от 3 до 8 роторов, вертикально опущенных через свод. В маленьких конденсаторах установлено 3 ротора по продольной оси. В больших конденсаторах установлено по 4 ротора в два ряда. В первых печах устанавливали 2 конденсатора на печь. В новых более мощных печах установлено по одному конденсатору, которые работают эффективнее. Роторы вращаются от моторов мощностью около 15 квт каждый, соединенных с ними текстропными передачами. Валы роторов и их лопасти стальные. При вращении ротора свинец струями выбрасывается вверх и в стороны и капли его, отражаясь от свода и стен, заполняют весь объем конденсатора. Для восстановления 1 г-атом цинка требуется 5 г*атом углерода. На 100 ч. газа, содержащего 12% CO2 и 19,5% CO (CO + CO2 = 31,5%), приходится 31,5:5 = =6,3 ч. цинковых паров и газы, поступающие в конденсатор, содержат 5,9 % Zn, 11,3% CO2 и 18,5% CO. Температура газа на входе 1000 °С и на выходе 450 °С. На каждый грамм сконденсированного цинка в конденсаторе остается 1410 кал. При теплоемкости свинца в рассматриваемом диапазоне температур 0,033 кал/(г*град) свинец нагревается на 110 град (с 450 до 560 °С) и каждый грамм свинца потребляет 3,63 кал. Чтобы отнять 1410 кал, свинец должен обернуться 1410 : 3,63 = 390, или около 400 раз. Уровень свинцовой ванны в конденсаторе 250—300 мм. Свинец поступает в конденсатор при 450 °С. При этой температуре содержание в нем цинка равно 2,15%. Свинец в конденсаторе нагревается до 560 °С и при этом дополнительно растворяет 0,25% Zn, покидая конденсатор с 2,4% Zn. При 450 °С растворимость цинка снижается и выделившийся металл собирается в ликвационной ванне на поверхности свинца. Всего конденсируется 96 % металла и 4 % улавливается в системе газоочистки; 87 % паров конденсируется в виде жидкого цинка, 4 % в виде пусьеры и 8 % в виде дроссов и шламов. Пусьера, дроссы и шламы возвращаются в шихту агломерации. Циркуляция свинца совершается в цикле — конденсатор, насосная камера, длинный водоохлаждаемый желоб, ванна для разделения свинца и цинка, промежуточный зумпф-конденсатор. В ванне для разделения свинца и цинка поддерживается слой цинка высотой примерно 380 мм. В передней части конденсатора, примерно против стояка, соединяющего его с печью, расположен зумпф, в который погружен насос, перекачивающий свинец. Свинец подается в кессонированный желоб шириной и глубиной 250 мм, по которому он течет медленной струей толщиной 100—150 мм. Охлажденный сплав поступает в ликвационную ванну, имеющую несколько секций. Из первой большой секции цинк через канал в стене попадает в промежуточный зумпф, в котором поддерживается на постоянном уровне, одинаковом с первой секцией. Из промежуточного зумпфа цинк по мере поступления его из желоба сливается в приемную камеру, которая расположена ниже и служит копильником перед разливкой. По мере накопления цинк выпускают в ковши и разливают в изложницы. Приемная камера обогревается сверху газовой форсункой. Свинец из ликвационной камеры через канал в стене, расположенный у дна, поступает в промежуточный зумпф, из которого по сливному желобу возвращается в конденсатор. Уровень свинца в конденсаторе и ликвационной ванне одинаков, причем сливной желоб в одном месте открыт и свинец в открытом месте обогревается газовым факелом. Тут же загружается свинец, пополняющий уровень ванны конденсатора. Количество разбрызгиваемого свинца велико. При часовой производительности конденсатора 1 т Zn поток свинца, протекающего через конденсатор, составляет 400 т и каждый ротор вводит в газовый поток 1000 т свинца. Работу конденсатора контролируют по температуре, количество закачиваемого свинца должно быть таким, чтобы обеспечить заданную температуру выпускаемого свинца 560 °С при постоянной температуре поступающего свинца 450 °С. Степень охлаждения свинца в водоохлаждающих желобах после выхода его из конденсатора саморегулируется образованием или расплавлением корки на охлаждающей поверхности. Количество свинца, протекающего через конденсатор, требующееся по тепловому балансу, таково, что содержание цинка в нем возрастает только на 0,25% и в конце процесса оно достигает 2,4% при пределе насыщения 4,9 %. Газы из конденсатора поступают в водоорошаемый скруббер и далее через дезинтегратор типа Тейзена в осушающий циклон. Отсюда газ направляют для сжигания в регенратор для подогрева воздуха и в вертикальную печь для прокалки кокса. Промежуточных емкостей для газа для безопасности не устраивают и газ сжигается по мере получения. Пульпа, содержащая пыль, стекает в приемную ванну, откуда перекачивается в отстойник. После отстаивания сгущенную пульпу фильтруют на дисковом вакуум-фильтре, а сливные воды используют для грануляции шлака; кек с фильтров направляют в шихту агломерации. Из общего количества оборотов около составляет пусьера — продукт, полученный в системе мокрого пылеулавливания, около 1/3 оборота — дроссы, получаемые на поверхности ванны металла в конденсаторе; остальная часть представлена окисленными дроссами. Пусьеру и дрсссы направляют в шихту агломерации. Общее количество цинка, переходящее в эти оборотные продукты, составляет 14,7 % от количества цинка в свежей шихте. С учетом переработки оборотов общее извлечение цинка при шахтной плавке составляет 92—93%. Получаемый цинк содержит, %: 1,1—1,3 Pb; 0,03— 0,15 Cd; 0,001—0,008 As; 0,015—0,028 Fe; 0,01—0,05 Cu; 0,005—0,015 Sn.  Имеется перспектива замены ликвации цинка в зумпфе, как это делается сейчас, на более совершенный процесс. Если получаемый в конденсаторе перегретый до 560 °С свинцово-цинковый сплав подавать в верхнюю часть вертикального котла, появится возможность комбинировать процессы ликвации и вакуумного испарения цинка из обогащенного им верхнего горячего слоя. При этом из нижней, холодной части котла свинец возвращается в конденсатор, а испаренный цинк конденсируется в виде чистого металла, не требующего дополнительного рафинирования. Техническая характеристика оборудования заводов, применяющих шахтную плавку, приведена в табл. 32, а сравнение технологических и технико-экономических показателей получения цинка разными способами — в табл. 33 и 34. Шахтная плавка получила большое распространение. В настоящее время построены и находятся в стадии строительства печи в Австралии, Замбии, Франции, ФРГ, Румынии, Японии, Канаде, Польше и Италии. В Англии работает печь на заводе в Свонси и проектируется строительство печи производительностью 90 тыс. т цинка в год, в то время как к 1959 г. на заводе Эвонмаут производительность печи не превышала 23 тыс. т Zn в год и 13 тыс. т свинца. С завершением строительства перечисленных печей способом шахтной плавки будет получаться более 17 % от мирового производства цинка.   |
