В пирометаллургии цинка для окисления сульфидных концентратов применяют агломерирующий обжиг. Одностадийный агломерирующий обжиг обеспечивает необходимую десульфуризацикГ только при шихте, содержащей около 80 % оборотного агломерата. Признано более целесообразным обжиг перед дистилляцией проводить в две стадии.
Сначала концентраты подвергают обжигу на порошок в печах КС, оставляя в огарке от 2 до 8 % S. Огарок первого обжига в зависимости от содержания в нем серы далее спекают на ленточных агломерационных машинах с добавкой или без добавки кокса. Полученный в результате двустадийного обжига агломерат содержит менее 0,5—1 % S.
Обжиг цинковых концентратов перед гидрометаллургической переработкой в настоящее время повсеместно проводится в печах КС. Это обусловлено тем, что для выщелачивания необходим мелкий материал с хорошо развитой реакционной поверхностью.
(100) (101) (102) |
2ZnS + 302 - 2ZnO + 2S02 4- 890 кДж; 2FeS2 + 5,502 = Fe203 + 4S02 + 1670 кДж; ZnS + 202 = ZnS04 + 775 кДж.
Реакция (102) при температурах обжига 940—980 °С не получает большого развития, а реакции (100) и (101)—с избытком обеспечивают протекание обжига без затрат топлива.
Образование небольших количеств сульфата цинка по реакции (102) необходимо для компенсации потерь серной кислоты в технологическом цикле.
В результате взаимодействия оксида цинка с Si02 и Рег03 могут образоваться силикат Zn0-Si02 и ферри г Zn0-Fe203. Образование больших количеств этих соединений нежелательно. Присутствие в огарке неустойчивых силикатов цинка осложняет сгущение пульп после выщелачивания вследствие образования коллоидов кремнекисло- ты. Феррит цинка практически нерастворим в слабых сернокислых растворах.
При обжиге в кипящем слое цинковых концентратов из печей выносится большое количество пыли. Грубую пыль (до 40 % от массы огарка) улавливают в циклонах, а тонкую (до 5 %) —в электрофильтрах. Тонкую пыль, в которую переходит значительное количество редких и рассеянных элементов, либо перерабатывают самостоятельно, либо объединяют с грубой и с огарком и смесь направляют на выщелачивание. В огарке с содержанием 55—65% Zn остается до 0,5 % сульфидной и до 2 % сульфатной серы.
Для обжига цинковых концентратов перед выщелачиванием используют печи КС диаметром 5—7 м, высотой
7—12 м, с площадью пода 20—40 м2 (рис. 120). Суточная производительность таких печей по концентрату колеблется от 3,5 до б т/м2 площади пода.
Отходящие газы содержат 8—12% S02. Их направляют в сернокислотное производство. Обогащение дутья кислородом до 30 % увеличивает производительность печей до 9 т/(м2-сут), а содержание S02 в газах до 14—16%,
§ 4. Дистилляция цинка
Дистилляцией в металлургии называется процесс испарения метал* лов при температурах выше точки их кипения.
Из числа присутствующих в цинковом агломерате металлов наиболее летучими являются кадмий (<Кип=767°С) и циик (£Кип = 907 °С). Все остальные металлы-спутники кипят при температуре выше 1700 °С. Следовательно, если мы восстановим углеродом цинк и кадмий из смеси оксидов цинка, кадмия, меди, свинца и железа при температуре около 1000°С, то получим пары, почти полностью состоящие из цинка и кадмия, и остаток от дистилляции (раймовку), состоящую из труднолетучих оксидов пустой породы, железа, меди и благородных металлов.
Шихта, поступающая в пирометаллургическую переработку, состоит из смеси обожженного агломерированного концентрата и углеродистого восстановителя — кокса. Крупность шихтовых материалов определяется характером применяемой аппаратуры.
Химизм процесса дистилляции описывается следующими реакциями:
(103) (104) (105) |
Реакция (105) характеризует процесс регенерации газообразного восстановителя. Участие твердого углерода в восстановительном процессе незначительно из-за плохого контакта между твердыми реагентами. Пары металлов из восстановительной зоиы направляются в конденсатор.
Оксид кадмия легко восстанавливается при 700—750 °С в слабо восстановительной атмосфере. Для восстановления оксида циика наоборот нужны высокая температуры и атмосфера, состоящая почти полностью из СО. Появление в атмосфере даже небольших количеств С02 смещает реакцию восстановления оксида цинка влево, и уже образовавшийся циик вновь окисляется (сгорает). Следовательно, восстановительную обработку шихты и конденсацию паров циика нужно вести в герметичных аппаратах без доступа воздуха.
Почти полностью восстанавливаются Zn0-Si02 и Zn0-Fe203; сульфид цинка и его сульфат, разлагающийся до ZnS, остаются в раймовке.
i Газы восстановительной зоны, состоящие из паров цинка и кадмия, СО и С02 необходимо охладить в конденсаторе при 600—650 "С, чтобы сконденсировать цинк, после чего ои уже ие горит. При конденсации часть циика (5—6 %) и почти половина кадмия получаются в виде пыли (пусьеры).
Рассмотрим кратко возможные варианты аппаратурного и технологического оформления процесса дистилляции.
Дистилляция в 'горизонтальных ретортах является самым старым процессом в пирометаллургии циика, сохранившим ограниченное применение в промышленности до настоящего времени.
Рис. 120. Печь КС для обжига цинковых концентратов: |
/ — подина; 2 — форсунка для разогрева печи; 3 — загрузочное отверстие; 4 — корпус печи; 5 — газоход; 6 — слнвной порог; 7 — водоохлаждаемый змеевнк; 8 — воздушная камера; 9 — задвижка; 10 — футеровка; 11 — свод
Горизонтальная реторта (рис. 121) представляет собой стакаи овального сечения, изготовленный из огнеупорной глииы и шамота, длиной
1,8— 1,9 м с толщиной стенок 30—40 мм. После загрузки в реторту около 100 кг шихты к ней присоединяют конденсатор длиной 0,5—0,9 м, также изготовленный из огнеупорных материалов. На противоположный торец конденсатора насаживают железную алонжу.
Реторты в количестве от 200 до 1000 шт. (1—8 рядов с двух сторон печи) помещены в печь и обогреваются снаружи топочными газами, кон-
t,°C
Рис. 121. Схема элемента установка для дистилляции цинка с горизон- тальной ретортой: |
/ — реторта; 2 — конденсатор; 3 — алонжа.
деисаторы размещены в иеобогреваемой части печи, а алонжи выступают за ее пределы.
Процесс получения цинка в горизонтальных ретортах сводится к следующему. В обогреваемой реторте при температурах до 1200 ‘С происходит восстановление летучих металлов и их испарение. Образовавшиеся пары вместе с реакционными газами поступают в конденсатор, где поддерживается температура в пределах 500—600 "С. В конденсаторе в жидком состоянии остается большая часть (>90 %) цинка и около 50 % кадмия. Часть паров металлов проходит через конденсатор а алоижу, где заканчивается процесс конденсации и улавливаются частицы пыли. Уловленный в алонже продукт (пусьера) представляет собой металлическую пыль (Zn+Cd), частицы которой окислены с поверхности.
По окончании дистилляции снимаются алонжи и из конденсаторов вычерпывают цинк. Затем снимают конденсаторы и из реторт выгребают раймовку. После осмотра и замены негодных реторт их загружают шихтой, вновь присоединяют конденсаторы и устанавливают алонжи. Продолжительность одного цикла ~24 ч. Одна реторта дает в сутки около 25 кг цинка.
Дистилляция в горизонтальных ретортах характеризуется периодичностью, низкой производительностью, низким прямым извлечением цинка (70—75 %)[11], большим расходом огнеупорных изделий, высоким расходом угля на восстановление и отопление печей (до 3 т на 1 т цинка), очень большими затратами ручного труда и вредными условиями работы для обслуживающего персонала.
Несмотря на некоторые усовершенствования, направленные на механизацию наиболее трудоемких работ, основные лринципиальные недостатки горизонтальных реторт неустранимы.
Дистилляция в вертикальных ретортах является более совершенным непрерывным процессом. Процесс дистилляции в вертикальных ретортах принципиально не отличается от дистилляции в горизонтальных установках. При его осуществлении применяют большого объема вертикально расположенные реторты прямоугольной формы, обогреваемые топочными газами. Из-за большой высоты реторты шихту для придания ей достаточной механической прочности и высокой газопроницаемости брикетируют. В шихту брикетирования, кроме агломерата, вводят до 30 % восстановителя и 10—15 % оборотов. Брикеты после прессования подвергают прокаливанию в коксовых печах.
Вертикальная реторта (рнс. 122) представляет собой шахту высотой 10—12 м, выложенную из фасонного карборундового (SiC) кирпича на карборундовом цементе. В горизонтальном сечении рабочая камера реторты имеет длину 1,5—2 м и ширину 0,3—0,33 м. Длинные стороны реторты примыкают к двум камерам сжигания топлива, в качестве которого используют смесь отходящих ретортных газов (с высоким содержанием СО) с природным или генераторным газом.
Брикетированную шихту в реторту загружают сверху с помощью герметизированного устройства, а раймовку выгружают внизу шнековым транспортером с водяным затвором. Это обеспечивает постоянный сход шнхты. В зоне высоких температур, расположенной в обогреваемой части реторты, происходит восстановление цинка и его испарение.
Ретортные газы, содержащие пары цинка, с температурой 950— 1000 “С через наклонный газоход отводятся в конденсатор. Конденсатор оборудован импеллером для разбрызгивания жидкого цинка, что позволяет создать на пути движения паров сплошную завесу из жидких капель цинка. Это обеспечивает наилучшие условия для конденсации металлических паров. Температуру около 560 °С в конденсаторе поддерживают с помощью погруженного в расплав водоохлаждаемого змеевика.
Из конденсатора газы через вертикальный стояк направляют в орошаемый водой скруббер. Уловленная при этом пыль (пусьера) в виде пульпы стекает в отстойник. Пусьеру с 60—65 % Zn возвращают обычно в шихту агломерации.
Сконденсированный черновой цннк содержит 99,8 %Zn, 0,15 % Pb и 0,04 % Cd. После выпуска из конденсатора его направляют на рафинирование. Извлечение цинка из агломерата в черновой цинк составляет 92—93 %.
Суточная производительность одной из вертикальной реторты равна 5—7 т цинка. На заводе средней мощности их число достигает 15—20..
Процесс хорошо механизирован. Ручной труд применяется лишь на операциях очистки реторт и конденсаторов от настылей. Расход угля для восстановления и нагрева на 1 т цинка составляет 1,5—1,7 т.
|
Рис. 122. Вертикальная реторта, для непрерывной дистилляции циика: / — реторта; 2 — иамера сжигания газа; 3 —герметичное загрузочное устройство; 4 — разгрузочное устройство со шиеком; 5 — конденсатор; 6 — шихта; 7 — скруббер; 8 — отстойник |
Дистилляция в шахтных электрических печах (рис. 123), получившая применение на нескольких зарубежных заводах, представляет определенный практический интерес. Она выгодно отличается от процесса в вертикальных ретортах тем, что в шахтных печах осуществлен непосредственный нагрев шихты теплом, выделяющимся прн пропускании через шихту электрического тока.
Для дистилляции используют круглые шахтные печи диаметром до 3 м и высотой до 15 м, оборудованные двумя рядами радиально расположенных электродов. Электроды введены непосредственно в шихту.
Для придания шихте, состоящей в основном из агломерата и кокса, электропроводности кокс вводят в количестве 300 % от теоретически необходимого. При загрузке кокс, как более крупный материал (9— 20 мм) по сравнению с агломератом (~9 мм), смещается к центру печи и образует здесь токопроводящий сердечник. Температура в центре печи достигает 1400 “С, а у стенок 900 °С.
Рис. 123. Схема шахтиой электропечи для получения цинка: |
1 — бункера для агломерата, кокса и других материалов; 2 — прокалоч- иая печь; 3 — горелка; 4 — питатель; 5 —верхние электроды; 6 — нижние электроды; 7 — водоохлаждаемый опорный обод; 8 — вращающийся разгрузочный стол для раймовки; 9 — ковшовый транспортер; 10 — кольцевой газосбориик; // — конденсатор |
/ |
Схема дистилляции в шахтных электрических печах понятна из рнс. 123.
Электротермическая дистилляция предусматривает в отличие от рассмотренных выше дистилляционных процессов полное расплавление шихты. По этому способу обожженный агломерированный концентрат плавят в электропечах тнпа руднотермических в смеси с углем и флюсами при температуре около 1400 °С. Шихту грузят через свод вдоль боковых стен печи откосами. Жидкими продуктами плавки являются шлак и чугуи, образующийся за счет частичного восстановления из шихты оксидов железа. Графитовые электроды при обычном режиме опущены в шлак, который является телом сопротивления. Если же электроды несколько приподнять над поверхностью шлака, то между ними возникают электрические дуги и печь переходит на дуговой режим работы.
В первом случае шлак нагревается до более высоких температур; металлы из иего восстанавливаются полнее. В дуговом режиме большая часть цинка восстанавливается и возгоняется нз шихтовых откосов. Шлак
/
Рис. 124. Струйный конденсатор |
при этом содержит больше невосстановленных оксидов. Практически чередуют оба режима работы печи.
Образующийся при плавке чугун собирается под слоем шлака. Железо чугуна и углерод, растворенный в нем, участвуют в восстановлении оксида цннка нз шлака по реакциям
ZnO Fe = Znnap FeO; (106)
ZnO + CFe = Znnap + CO; (107)
ZnO -J- CO = Znnap CO2. (108)
Процесс характеризуется высоким извлечением цинка — до 95%. Печные газы охлаждают в струйном конденсаторе (рис. 124), в котором конденсируется- до 80 % паров цинка. Затем газы промывают в скруббере, где осаждается пусьера. Очищенный газ используют в качестве топлива для подогрева исходной шихты в трубчатой печн.
В процессе электротермической дистилляции из агломерата вместе с цинком отгоняется практически весь кадмий, до 90 % свинца, до 60 % серебра и редкие металлы.
При плавке по этому способу медистой шихты возможно одновре- менное получение черновой меди, образующей в печи самостоятельный слой или растворяющейся в чугуне.
Процесс позволяет перерабатывать низкосортные концентраты (25—30 %Zn, ~30 %Fe) с высокой степенью комплексности использования сырья. Одиако ои имеет существенные недостатки, сдерживающие его широкое распространение в промышленности:
1) черновой цинк сильно загрязнен примесями и требует дорогого н сложного рафинирования;
2) получение некондиционного и трудиоперерабатываемого медистого чугуна, содержащего, кроме того, золото, серебро и другие металлы;
3) высокий расход электроэнергии — до 3700 кВт-ч/т цинка.
Дистилляцией в шахтных печах — способом, получившим название
«Империал Смелтинг-процесс», в настоящее время получают около трети цинка, производимого пирометаллургическим путем. Процесс позволяет перерабатывать коллективные свинцово-цинковые концентраты или смесь цинковых и свинцовых концентратов при соотношении в шихте Zn: Pb=2: 1. Перед плавкой шихту подвергают агломерирующему обжигу.
Схема установки для плавки свинцово-цинковых шихт в шахтной печи приведена на рис. 125.
Плавка носит восстановительный характер. Основными продуктами плавки являются черновой цинк, черновой свинец и шлак. При наличии в шихте серы возможно образование полиметаллического штейиа. Жидкие продукты плавки периодически выпускаются из печи совместно н разделяются в отстойнике. Черновой свииец (98,5—99,5 % РЬ) отправляют на рафинирование, а шлак (0,5—0,8 % РЬ, 3—4 % Zn) — в отвал.
Печные газы, содержащие 4—5 % Zn, с температурой 950—1000 °С направляют в конденсаторы (один или два), непосредственно примыкающие к длинным сторонам прямоугольной шахтной печя. Конденсаторы оборудованы роторными мешалками, погруженными в ванну расплавленного свиица, который отбирает тепло у газов и служит поглотителем паров цинка.
В конденсатор из ликвационной ванны поступает насыщенный цинком до 2,15% жидкий свинец с температурой 450 °С. В конденсаторе свинец нагревается за счет тепла отходящих газов до 560 °С. При этой температуре растворимость цинка в свинце составляет 2,4 %, что позволяет дополнительно растворить из паров 0,25 % цинка.
Насыщенный до 2,4 % цинка свинец из конденсатора перекачивается в ликвационную камеру с температурой 450 °С. Прн этой температуре растворимость цинка уменьшается и он ликвирует на поверхность свиица, образуя самостоятельный слой. По мере накопления циик сливается в приемник, откуда его направляют иа рафинирование.
Циркуляция свинца совершается в цикле — конденсатор, насос, длинный водоохлаждаемый желоб, ликвационная ванна, промежуточный зумпф, конденсатор. Количество разбрызгиваемого свинца огромно. На 1 т цинка поток свинца, протекающего через конденсатор, составляет около 400 т.
Прямое извлечение цинка из паров в жидкий цинк ие превышает 87 %, а с учетом переработки оборотов общее его извлечение при шахтной плавке составляет 92—93 %.
|
Сравнение рассмотренных пнрометаллургнческих способов получения цинка позволяет считать, что метод плавки в шахтных печах является наиболее эффективным и механизированным процессом.
§ 5. Рафинирование чернового цинка
Черновой цинк, полученный любым из способов дистилляции, содержит до 3—4 % примесей, в том числе до 3 % РЬ, до 0,3 % Fe, до 0,5 % Cd, а также медь, железо, мышьяк, сурьму и некоторые другие примеси.
Весь дистилляционный цинк подлежит обязательному рафинированию. Основными способами рафинирования чернового цинка являются ликвация и ректификация. Ликва- ционное рафинирование основано на уменьшении растворимости примеси — металла или его соединений — при снижении температуры и на разделении фаз по плотности.
Ликвацией цинк очищают от свинца и железа. Свинец ограниченно растворим в цинке. При 430—450 °С предель -ная растворимость свинца составляет около 1 %• С железом цинк образует нерастворимые в цинке интерметаллические соединения типа FeZn*.
При ликвационном рафинировании образуются три слоя; нижний — цинковистый свинец, содержащий 5—6% Zn; средний — железистый цинк с содержанием 4—5 % Fe, остальное цинк, и верхний — жидкий рафинированный цинк. Кроме того на поверхности цинка образуются дроссы — твердые частицы окисленного цинка.
Ликвацию проводят в отапливаемых отражательных печах вместимостью 30—150 т. После расплавления чушек чернового свинца расплав выдерживают в печи в течение 24—36 ч. Полученный после ликвации цинк обычно содержит 0,8—1,2 % РЬ и 0,03—0,04 % Fe. Извлечение цинка в этот продукт составляет около 90 %.
Цинковистый свинец используют в свинцовой промышленности при обессеребрении свинца. Дроссы и железистый цинк возвращают в шихту дистилляционных печей.
Дистилляционный цинк в основном используют для горячего оцинкования, где не требуется его высокая чистота. Однако при гальваническом нанесении цинковых покрытий содержание свинца в цинке не должно превышать 0,2— 0,3%.
Одним из возможных способов дополнительной очистки от свинца является повторная дистилляция (редистилляция). При нагреве цинка до 1000 °С цинк и кадмий возгоняются. Пары цинка конденсируют, и получается цинк с содержанием свинца около 0,1 %•
Для получения цинка высокой чистоты применяют ректификационное рафинирование, которому обязательно предшествует ликвация. Ректификация — очень дорогой процесс, но он позволяет получать цинк чистотой 99,996— 99,998 %, что по ГОСТ 3640—65 отвечает маркам ЦВ и ЦВЧ.
Ректификацией называется процесс многократной дистилляции и конденсации. Как и дистилляция, ректификация основана на различной летучести цинка и его металлических примесей. Ректификация позволяет разделять компоненты даже с близкими температурами кипения. Основные компоненты чернового цинка кипят при следующей
Рис. 126. Схема секции ректификационной колонны |
температуре, °С: Zn907; Cd767; Pb—1745; Си—2543; Fe— 2870.
Ректификацию проводят в аппаратах, называемых ректификационными колоннами. Колонна представляет собой вертикальную шахту, состоящую из отдельных тарелок, поставленных друг на друга в количестве до 40—50 шт. (рис. 126). Каждая тарелка имеет отверстие с порогом, удерживающим слой жидкости определенней высоты. При сборке колонны отверстия смежных тарелок располагают на противоположных торцах, что создает удлиненный зигзагообразный путь движению паров.
Тарелки бывают двух видов: с выпуклым и плоским дном. Тарелки с выпуклым дном используют при сборке обогреваемой части колонны; большая масса жидкости в них находится вблизи внешних обогреваемых стенок. Тарелки с плоским дном' устанавливают в конденсирующей (необогреваемой) части колонны.
Рассмотрим процесс разделения цинка и кадмия, из которых кадмий более летуч. Жидкий исходный расплав подается на нижнюю тарелку верхней необогреваемой части колонны (Лв). По заполнении ее жидкость переливается на тарелку 1н и далее таким же образом на следующие расположенные ниже тарелки обогреваемой части. Кадмий при этом начинает испаряться. Чем ниже опускается расплав, тем выше его температура, так как по мере удаления кадмия температура кипения жидкости повышается. Одновременно с кадмием испаряется в меньших количествах и цинк.
Пары металлов поднимаются вверх навстречу стекающему расплаву и частично конденсируются на тарелках необогреваемой части колонны. Полученный при этом конденсат (флегма), переполняя тарелки, вновь сливается вниз.
Тарелки верхней части разогреваются только за счег тепла, выделяющегося при конденсации и поддерживающего расплав в состоянии кипения. Так как по мере движения паров вверх содержание кадмия в них возрастает, жидкость также обогащается этим компонентом. Вследствие этого температура лежащих выше тарелок понижается.
В результате проведенной ректификации с самой верхней тарелки колонны выходят концентрированные пары кадмия, а с самой нижней — очищенный от него жидкий цинк.
При отделении от цинка менее летучих примесей — свинца, меди, железа — пары цинка (вместе с кадмием) удаляются с верхней тарелки колонны, а расплав примесей — с нижней.
В соответствии с этим ректификацию проводят в две стадии. В первой стадии отгоняют цинк и кадмий, а во второй — разделяют цинк и кадмий. Первую стадию осуществляют в «свинцовой» колонне, а вторую — в «кадмиевой». На практике обычно одновременно работают две свинцовые колонны и одна кадмиевая.
Схема ректификационной установки для рафинирования чернового цинка показана на рис. 127.
Испаряющая и конденсирующая части колонн содержат по 20—25 тарелок из карборунда размерами около 500ХЮ00 мм.
В реальных условиях проведения процесса в свинцовой колонне удается испарить только около 4/s всего цинка. Ос-
тальной цинк переходит в остаток дистилляции, содержащий всего 6—8 % Zn. Его направляют на ликвационное разделение и после отделения основной массы свинца возвращают на ректификацию в свинцовую колонну.
Чистый цинк из нижней части кадмиевой колонны направляют в печь-миксер и далее разливают в чушки.
Конденсат кадмиевой колонны представляет собой. цинккадмиевый сплав с содержанием кадмия около 40%. Часть конденсата получается в виде оксидной пыли.
Рис. 127. Схема ректификационной установки для рафинирования циика: 1 — печь-миксер; 2 — приемник свинцовой колонны; 3 — свинцовая ректификационная колониа; 4 — камера сжигания топлива; 5 — зумпф-приемннк; в — печь ликвациоиного разделения; 7 — конденсатор; 8 — кадмиевая ректификационная колонна*, 9 — конденсатор кадмия; 10 — печь-мнксер для цинка |
Извлечение цинка в рафинированный металл составляет 95—96 %, а кадмия в конденсат — более 90 %.
Одна ректификационная установка выдает в сутки около 20 т чистого цинка.
§ 6. Выщелачивание обожженных цинковых концентратов
Выщелачивание является первой технологической операцией гидрометаллургического способа получения цинка. из сульфидных концентратов.
Цель выщелачивания — возможно более полно перевести в раствор цинк и некоторые сопутствующие ему ценные компоненты при минимальном загрязнении раствора примесями, оказывающими вредное влияние на последующие операции получения чистого металлического цинка. В качестве растворителя используют оборотный раствор H2SO4 — отработанный электролит, содержащий 120—160 г/л свободной серной кислоты и до 30—50 г/л цинка.
На выщелачивание поступает обожженный цинковый концентрат, содержащий 55—65 % Zn и до 2,5—3,0 % S в виде сульфидов и сульфатов. Цинк в огарке находится в виде оксида ZnO, сульфата ZnS04, силиката 2Zn0-Si02 и феррита Zn0-Fe203. Кроме цинка, в нем присутствуют различные соединения примесей меди, свинца, железа, кадмия, мышьяка, сурьмы, кобальта, благородные и редкие металлы.
Выщелачивание проводят при обязательном перемешивании огарка с растворителем. Скорость выщелачивания обожженного цинкового концентрата зависит в основном от интенсивности перемешивания, величины поверхности твердой фазы и концентрации серной кислоты.
Возможны две разновидности технологического оформления процесса выщелачивания цинковых огарков: в периодическом и непрерывном противоточном режиме. Периодическое выщелачивание проводят в механических пропеллерных мешалках-чанах (рис. 128) вместимостью до 150 м3. Огарок перед поступлением в чан подвергают сухой классификации с доизмельчением крупной фракции. После заливки в чан расчетного количества раствора серной кислоты с кислотностью около 60 г/л H2SO4 загружают огарок. Остаток кислоты (4—5 г/л) нейтрализуют до pH ж 5,5 малыми порциями огарка. Дальнейшие переделы сходны с описанными ниже переделами для непрерывного выщелачивания.
Периодическое выщелачивание удобнее при переработке небольших порций концентратов, поступающих от разных поставщиков. Оно позволяет легко изменять режим процесса, но трудно поддается механизации и автоматизации.
При непрерывном выщелачивании (рис. 129) огарок и пыль из циклонов печей КС разгружают на струю оборот-
Рис. 128. Чан для выщелачивания с механическим перемешиванием (агитатор): 1—привод; 2— загрузочный люк; 3— змеевик для подогрева пульпы; 4 — корпус; 5 — футеровка; 6 — диффузор; 7 — нмпеллериая мешалка; 8 — выпускной патрубок; 9 — отвод конденсата; М —подвод пара; —крышка |
ного раствора из стадии кислого выщелачивания и направляют на мокрую классификацию в конусных классификаторах, работающих по принципу гидроциклонов. Крупную фракцию после доизмельчения возвращают на обжиг.
Непрерывное выщелачивание ведут по принципу противотока, что обеспечивает наиболее полное растворение цин-
Огарок
I г
Нейтральное выщелачивание
f Цинковый кек |
Чистый раствор \ На электролиз |
Загрязненный раствор \
Очистка от примесей }
f
Отходы и полупродукты
\
На специальную переработку
Г
Сгущенная пульпа Кислое Выщелачивание }
Дата добавления: 2015-08-29; просмотров: 28 | Нарушение авторских прав
| <== предыдущая лекция | | | следующая лекция ==> |
