Переработка свинца

Содержание.
Введение ………………………………………………………………………….  3
1.0. Технология переработки шлаков плавильного передела свинца с выделением цинка   ……………………………………………………... 3
1.1. Шлак …………………………………………………………………... 3
1.2. Фьюмингование  ……………………………………………………… 5
1.3. Электротермический способ ………………………………………… 8
 1.4. Переработка цинксодержащих шлаков вельцеванием …………….10
2.0. Штейны и шпейза …………………………………………………………12
2.1. Переработка штейнов и шпейзы……………………………………...13
3.0. Пылегазовая смесь ………………………………………………………..15
Список использованной литературы .. ………………………………………16

Введение.
     Промежуточными продуктами плавильного передела свинцового производства являются шлак, штейн, шпейза, пыль и газы плавильных агрегатов.
В шлак при шахтной плавке переходит до  80 % цинка из шихты, некоторая часть свинца и меди. Концентрация последних в расплаве достигает 2,0 – 1,0 %. Также в шлак переходит до 65 % Ge, 55 % Tl, 45 % In, 30 % Te, а также другие редкие и рассеянные элементы. Богатый по цветным металлам и особенно по цинку шлак нельзя считать отвальным продуктом. Поэтому шлаки плавильных процессов подвергают дополнительной переработке.
     Основными способами переработки цинксодержащих шлаков являются фьюмингование, электроплавка, вельц-процесс.
     Основная масса меди при плавке с получением штейна сосредотачивается в этом промпродукте. Кроме меди, в полиметаллические штейны переходят свинец, цинк, сера, железо, мышьяк, сурьма и некоторые благородные металлы. Преобладающий способ переработки полиметаллических штейнов – конвертирование.
     Шпейза образуется в ходе плавки свинцовых агломератов и концентратов при повышенном содержании в шихте мышьяка и сурьмы.
     При шахтной плавке образуется относительно небольшое количество пыли. Грубая пыль улавливается в инерционных пылеулавливающих устройствах и направляется в оборот на агломерацию, тонкая пыль после улавливания в электрофильтрах направляется на специальную переработку для извлечения кадмия и других редких металлов.
     Газы плавильных агрегатов различны по своему составу. Газы шахтных печей содержат в основном азот, диоксид углерода и кислород. Эти газы практически не представляют особой опасности для окружающей среды и выбрасываются в атмосферу. Газы автогенных установок содержат большое количество диоксида серы и после соответствующей очистки направляются на извлечение серы любым из существующих методов.
     В основе любых пирометаллургических процессов переработки цинксодержащих шлаков свинцового производства заложен один и тот же принцип, основанный на использовании низкой температуры кипения металлического цинка. Поэтому в любом способе переработки цинксодержащих шлаков, будь то фьюмингование, электроплавка или фельц-процесс, важнейшей операцией является высокотемпературное восстановление компонентов шлака. Цинк в шлаке находится в основном в оксидной форме.
1.Технология переработки шлаков плавильного передела свинца с выделением цинка.
1.1. Шлак.
     Хотя при переработке богатых по свинцу агломератов выход шлака при шахтной плавке невелик (10 – 15 %), его влияние на общие экономические показатели процесса нельзя недооценивать.
     Составы шлаков различных предприятий существенно различаются. Это зависит от состава поступающего сырья.
     По основным шлакообразующим составы шлаков шахтной свинцовой плавки располагаются в следующем порядке, % (масс): ZnO 4 – 30, SiO2 8 – 30, FeO 17 – 41, CaO 3 – 25. В шлаке содержится 0,8 – 3 % Pb, 0,2 – 1,5 Cu. Кроме этих компонентов, в шлаках содержится до 5 % оксида бария, 2 – 3 % оксида алюминия, 2 % оксида магния, а также присутствуют оксиды мышьяка и сурьмы.
     Шлаки не являются отвальными, а направляются на дальнейшую переработку для извлечения цинка. Для этого нужно учитывать, что даже малейшие различия состава шлака сильно сказываются на физико-химических свойствах шлака и такие важнейшие показатели, как расход топлива и прямое извлечение свинца и меди при плавке.
     Вязкость шлаковых расплавов при 1200 – 12500С остаётся практически постоянной ( 0,01 – 0,02 Па*с) до концентрации оксида цинка в шлаке 25 –26 %. Затем в следствии выпадения твёрдого силиката цинка вязкость шлака возрастает.
     Важнейшим параметром, управляющим процессом перехода цветных металлов в шлак, является кислородный потенциал системы, который можно оценить по содержанию в шлаке магнетита. Значения содержания серы в шлаках различных заводов близки, поэтому этот параметр при анализе механизма перехода металлов в шлак условно можно принять постоянным.
    Повышение температуры также приводит к повышению растворимости свинца в шлаке. По ходу расплава от фокуса печи к внешнему отстойнику температура шлака снижается, что может привести в выпадению из расплава ранее растворённого в нём свинца в виде мелкодисперсной взвеси..
     Влияние других шлакообразующих на растворимость свинца в шлаке проявляется косвенно через изменения активности Fe2O3 или давления кислорода системы. При заданных значениях температуры повышение концентрации FeO в шлаке увеличивает значение активности Fe2O3, а добавка оксида кальция и оксида кремния, наоборот, снижает давление кислорода. На рисунке 1 приведены зависимости растворимости свинца и меди в шлаке для системы полиметаллический штейн – шлак при замене в шихте части FeO на CaO при сохранении общего выхода шлака.
     Повышение концентрации CaO с 3 % до 18 % приводит к снижению содержания растворённых свинца и меди с 0,7 – 0,8 до 0,1 – 0,2 %. При этом одновременно возрастает межфазное натяжение с 0,3 до 1,0 Н/м, что должно привести к снижению механических потерь.
     Кремнезём очень редко используется в качестве флюса на свинцовых предприятиях. Обычно содержание его в концентратах оказывается достаточным для обеспечения оптимального состава шлака. С повышением содержания кремнезема понижается aFe2O3, снижается растворимость свинца и меди и увеличивается межфазное натяжение, что должно способствовать снижению потерь цветных металлов. Однако при этом увеличивается вязкость расплава.
     Оксид цинка также не применяется в качестве флюса. Содержание его в шлаке определяется концентрацией цинка в агломерате. Чем выше это содержание, тем меньше разубожен шлак, меньше его выход. Поэтому в металлургии свинца стараются иметь предельно высокую концентрацию оксида цинка в шлаке. Присутствие в шлаке оксида цинка приводит к повышению растворимости свинца, меди в шлаках, в связи протекания обменной реакции типа PbO + ZnO = ZhS + PbO.
     Однако этот фактор, вероятно, меньше влияет на потери цветных металлов, чем снижение выхода шлака.
     Многочисленные лабораторные исследования, промышленное опробование и анализ температуры плавления шлаков позволили установить, что для большинства отечественных заводов оптимальный состав шлаков свинцовой плавки должен быть близок к следующему, %: FeO 22- 24; CaO 15 –18; SiO2 20 –23; ZnO 22 – 24.
 
1.2. Фьюмингование.
     Так как оксид цинка имеет ограниченную растворимость в железосиликатных расплавах, то при достижении насыщения расплава по оксиду цинка из него выпадают тугоплавкие соединения, шлак становится гетерогенным, резко повышается его вязкость, сто отрицательно влияет на показатели любого пирометаллургического процесса, в том числе и фьюмингование. Предел насыщения железосиликатных расплавов оксидом цинка зависит прежде всего от температуры и концентрации основных компонентов.
     Растворимость оксида цинка в шлаках возрастает с увеличением температуры. При 1250 – 13000С в составах силикатных расплавов, близких к промышленным, гетерогенизация расплавов по оксиду цинка (в форме виллемита) наступает при 25 – 28 %(мол.) этого компонента. 
    На процесс кристаллизации виллемита из шлаков влияет состав расплава. Повышение концентрации SiO2 ведёт к снижению растворимости оксида цинка в шлаке. При повышении в расплаве концентрации сильного катиона Si4+, электронное облако от анионов кислорода смещается в сторону кремния и микронеоднородность расплавов переходит в макронеоднородность, приводящую к распаду гомогенного расплава на две фазы.
     Такую же роль играет сильный в энергетическом отношении катион трёхвалентного железа, способный образовывать собственные комплексы и сиботаксические группировки. При постоянном содержании оксида кремния в шлаках с изменением po2 от 1*10-5 – 1*10-1 Па, что отвечает повышению концентрации оксида железа (4) от 4 до 20 % ( по массе), растворимость оксида цинка снижается почти на 10 % (по массе).
     Для того чтобы селективно перевести цинк в паровую фазу, необходимо создать такие восстановительные условия в агрегате, которые позволяли бы восстанавливать оксид цинка до металла ( температура кипения цинка 905,40С), не затрагивая восстановления других шлакообразующих оксидов. В качестве восстановителя, как правило, применяются углеродосодержащие продукты: пылеуголь, газ.
     Оксид цинка относится к числу труднорастворимых оксидов. Таким образом, возникает необходимость вести процесс восстановительной возгонки цинка при высоких температурах. При этом снизится равновесное содержание окиси углерода в газовой фазе, а следовательно, и расход восстановителя.
     В шлаковых расплавах активность оксида цинка ниже, чем в рассмотренном случае. При содержании в шлаке цинка до 8 % коэффициент активности равен приблизительно 1. При повышении содержания цинка в шлаке до 15 % коэффициент активности цинка несколько снижается до 0.7 – 08.
     Как будет показано ниже, состав шлака значительно влияет на кинетику углетермической возгонки цинка из шлака.
     По данным А.И. Окунёва (рис.1.), чем выше активность оксида цинка, тем более низкий восстановительный потенциал газовой фазы может обеспечить высокое извлечение цинка в возгоны. Отсюда следует вывод: шлаки шахтных печей или других плавильных процессов, направляемые на восстановление, должны иметь максимально высокое содержание оксида цинка. Это в значительной степени определяет всю экономику процесса.
 
     При наличии твёрдого углерода интенсификацию процесса отгонки цинка можно повысить за счёт увлажнения воздушного дутья  водяным паром. Увлажнение дутья до 7 % воды позволило в 1,5 раза повысить производительность фьюминговой печи. Полученный эффект можно объяснить развитием реакции  C + H2O = CO + H2 c выделением водорода, который при заданных температурах является более лучшим восстановителем, чем оксид углерода. Тепловой эффект этой реакции эндотермический, и поэтому для замыкания теплового баланса необходимо обогащать дутьё кислородом.
     В практике фьюмингования шлаков неоднократно применялись попытки замены твёрдого углерода как топлива и восстановителя природным газом. Подача газа через фурмы обычных фьюминговых печей не позволила организовать процесс. Кислород воздуха вместо того, чтобы взаимодействовать с метаном, в первую очередь окислял оксид железа (2) в шлаке.
     Растворимость магнетита в шлаках шахтной свинцовой плавки ограничена (18 – 25 %), и поэтому последний выпадает в осадок в виде гетерогенной взвеси, образуя настыли в шлаковозгоночной печи
     В процессе возгонки цинка важную роль играет напряжённость дутья. В струи и в пузыри воздуха, практически не содержащие цветных металлов, должны интенсивно переходить пары цинка, соединений свинца и других летучих соединений за счёт различия равновесного давления металла в массе расплава и в струе. Концентрация цветных металлов в отходящих газах значительно ниже, чем в объёме восстанавливаемого расплава. Это вызывает диффузионный поток летучих компонентов к пузырям и струям отходящего газа, что определяет влияние напряжённости дутья на отгонку летучих компонентов.
     Кроме цинка, основного компонента, ради которого предпринимается восстановительное обеднение шлаков, в расплавах присутствует свинец, медь и другие цветные металлы. По сравнению с содержанием оксида цинка их содержание незначительно. Все соединения свинца, особенно PbS, имеют высокое давление паров при температуре фюмингование.
    Зависимость давления паров свинца и его соединений от температуры аппрокимируется следующими выражениями:
 Lg(PPb(ж) ) = -6210/Т + 6,34;
 Lg(PPbo(ж) ) = -7640/Т + 8,04;
 Lg(PPbs(тв) ) = -7850/Т + 9,19;
     Поэтому с учётом предыдущего замечания извлечение свинца в возгоны приближается к 100 %. Извлечение меди значительно ниже. В случае периодического процесса фьюмингования в начальной стадии (10 – 15 мин.) разогревают шлак при  = 1. Это ведёт к образованию магнетита и повышенному растворению меди из корольков штейна в шлаке. Последующий переход к восстановительным условиям приводит к выпадению из расплава тонкодисперсной взвеси богатого медного шейна, который в связи с малыми размерами капель плохо отделяется в самостоятельную фазу в самой печи или в специально оборудованных для этого электроотстойниках. На большинстве предприятий извлечение меди при фьюминговании колеблется от 0 до 40 %.
     Большинство редких металлов – индий, теллур, германий и др. – переходит в возгоны и в дальнейшем  извлекается из них на заводах, оборудованных современной аппаратурой.
     Скорость отгонки цинка при фьюминговании колеблется в довольно широких пределах (15 – 50 кг/мин) и зависит главным образом от состава шлака. Удельная производительность фьюминговых печей 52 – 54 т/(м2*сут) по жидкому шлаку. Типичная кинетическая кривая изменения содержания цинка в шлаке по ходу возгонки представлена на рис.2. Кривая обращена выпуклостью вниз, что свидетельствует о замедлении процесса восстановления в конце операции по мере снижения концентрации оксида цинка, уменьшения активности оксида цинка в шлаке.
 
1. 3. Электротермический способ переработки цинксодержащих шлаков.
     Процесс восстановления электроплавки может быть организован по двум схемам. По первой схеме печь может работать при разряжении, в этом случае пары цинка окисляются до оксида цинка в специальной камере дожигания и улавливаются в электрорукавных фильтрах. Вторая схема предусматривает работу печи под разряжением около 10 Па с последующей конденсацией цинка в специальных конденсаторах, в которых для облегчения процесса каплеобразования жидкий цинк или свинец разбрызгивается специальной мешалкой.
     При такой организации процесса, кроме отвального шлака и цинка, получают также штейн и так называемую пусьеру, состоящую в основном из твёрдых частиц металлического цинка, окисленных с поверхности.
     В Гинцветмете работы по интенсификации процесса электротермии ведутся по двум направлениям:
 1 – усиление массообмена путём перемешивания расплавов электропечи инертными газами (азотом) через верхние, погружённые в расплав фурмы;
 2 – повышение температуры в реакционной зоне контакта восстановительных газов.
     В последнем случае использованы приёмы, характерные для получения низкотемпературной плазмы.
     Полупромышленные испытания интенсификации процесса электротермического восстановления цинксодержащих шлаков путём перемешивания их азотом установили возможность повышения удельной производительности электропечных агрегатов в 7 – 10 раз.
     За два часа электротермического восстановления, сопровождающегося барботажным перемешиванием азотом, удалось снизить количество меди в отвальном шлаке до 0,4 %, цинка до 0,6 %. Извлечение меди и цинка при этом составило 91 – 96 %. Технологические параметры электротермического восстановления цинксодержащих шлаков выше обычных показателей при фьюминговании.
     В качестве газа-восстановителя в низкотемпературной плазме использовали пропан, газом-носителем служил аргон. В систему подавали воздух, который обеспечивал сжигание газа при нужном значении . Схема лабораторной установки представлена на рис. 4. Полупромышленные опыты проводились на установке, основанной на электропечи мощностью 1 МВт, производительностью 1 т/ч шлака. Перерабатывали шлак, содержащий около 10 % цинка.

Рис. 4. Схема лабораторной установки:
1- фурма; 2 – электродуговой нагреватель;
2- тигель с расплавом; 4 – кожух; 5- корпус установки.
     В ходе испытаний были отработаны оптимальные режимы ведения плавки, что позволило провести сравнительный анализ опытных данных с показателями фьюмингования цинксодержащих шлаков Чимкентского свинцового завода, где в качестве восстановителя также используется природный газ:
          Таблица 1.
Параметры Возгонка с использованием электродугового нагревателя Фьюмингование на ЧСЗ
Интенсивность:
возгонки Zn, (кг/м3ч)
продувки, м3/(кг*ч) шлака 
170
0,07 
112
0,43 – 0,68
Удельный расход метана, м3/кг возогнанного цинка 0,5 1.7 – 1,85
Энерния, МДж/кг цинка 10,8 14,4
Воздуха, м3/(кг*ч) шлака 0,1 0,5

     Приведённые данные свидетельствуют о ряде преимуществ предлагаемого процесса по сравнению с фьюмингованием.    
1.4. Переработка цинксодержащих шлаков вельцеванием.
     Сущность процесса состоит в том, что цинксодержащий дисперсный материал смешивают с коксиком и при максимальной температуре, исключающей плавление материала, перемешивают шихту для равномерной газификации коксика и отгонки цинка по всей массе шихты. Такой процесс углетермического восстановления протекает интенсивно благодаря сильно развитой межфазной поверхности взаимодействующих веществ и тесному контакту восстановителя с восстанавливаемыми фазами при участии активного СО в момент его образования, а также благодаря отводу продуктов реакций из зоны протекания процессов восстановления.
     Сохранение до конца процесса восстанавливаемого материала в твёрдом состоянии исключает растворение остаточных цинк содержащих фаз в общей массе материала. Поэтому вельцивание позволяет достичь низких остаточных концентраций цинка в переработанном материале.
     Дисперсность твёрдого восстановителя и твёрдых восстанавливаемых материалов исключает значительное возрастание внутридиффузионных сопротивлений процессу. Благодаря этому достигаются при достаточно больших скоростях восстановления низкие остаточные концентрации цинка в шихте.
     При вельцивании возгоны окисляются в непосредственной близости от поверхности шихты. Поэтому теплозатраты на эндотермические реакции восстановления в значительной мере компенсируются тепловыделением при окислительных реакциях. Непрерывное перемешивание шихты и противоток газа и шихты во вращающейся печи обеспечивают хороший теплоотъём шихтой от футеровки печи и от газового слоя вблизи шихты, который разогрет за счёт сгорания возгонов. Благодаря этому вельц-процесс требует значительно небольшого удельного расхода коксика как топлива, главным образом на компенсацию теплопотерь с отходящими газами и через станки вельц-печи.
     Вследствие перечисленных особенностей процесса вельцивания эффективно для переработки твёрдых дисперсных и небогатых по цинку промпродуктов цинкового, свинцового и других производств, перерабатывающих цинксодержащие сырьё, а также промпродуктов обогащения и богатых окисленных цинковых и медно-цинковых руд. Процесс не ограничивает влажность исходных шихт. Он не требует высокой квалификации обслуживающего персонала благодаря устойчивости режима.
     Для осуществления процесса используют вельц-печь – трубчатую вращающуюся вокруг своей оси печь, имеющую небольшой угол наклона к горизонту для создания направленного перемещения шихты от верхнего загрузочного торца к нижнему разгрузочному торцу, через который выгружают твёрдый остаток перерабатываемой шихты – клинкер.
     Для нормальной работы вельц-печи необходима в шихте создавать восстановительную газовую среду, а в газовом потоке над шихтой – окислительную. Кислород в дутьё расходуется на газификацию восстановителя, на сжигание коксика и на окисление возгонов. При полном использовании газообразного кислорода, попадающего в шихту, в казовом потоке не должно быть СО, а содержание СО2, О2 в потоке связано с объёмной и линейной скоростями подаваемого в печь воздуха, а также с температурой газового потока в печи. Изменение параметров показано на рис. 5. Из рисунка видно, что в потоке воздуха, поданного в печь, энергично расходуется кислород на экзотермические реакции. За счёт этого и частично за счёт раскалённой шихты резко разогревается газовый поток, но на расстоянии 12 м от загрузочного торца печи расходуется практически весь кислород (остаточная концентрация < 3 %). Далее газ служит лишь носителем тепла и возгонов (выгрузка через пылеуловитель).
 
     Так как возгоны содержат компоненты с разной способностью к окислению, то для полноты окисления возгонов, что повышает их качество, приходится повышать концентрацию кислорода в отходящих газах путём подачи подсосом вторичного воздуха на выходе газов из печи. Для интенсификации горения коксика, а также повышения концентрации кислорода в отходящих газах может быть использовано обогащение первичного воздуха кислородом. Промышленные испытания показали, что при увеличении концентрации кислорода в воздухе, проходящем через печь, до 25,7 % повышает производительность печи на 20 %, повышает максимальную температуру шихты на 100 – 150 0С, улучшает качество возгонов, отпадает надобность в подтопке печи горелкой.
     Главной причиной нарушения процесса вельцивания является образование настылей, снижающих производительность печи и нарушающих нормальное движение шихты в ней.
     Продуктами вельцивания материалов являются вельц-оксид – промежуточный продукт, грубая пыль – оборотный продукт, клинкер, который при достаточном содержании меди является полупродуктом, и перерабатывается в медном производстве, а в противном случае является отвальным продуктом и хранится в отвалах предприятия ( содержит благородные металлы, свинец, цинк).
2.0. Штейны и шпейза.
     Полиметаллический штейн, получаемый при шахтной свинцовой плавке, представляет собой жидкий раствор сульфидов меди, цинка, железа, свинца. В нём концентрируется некоторое количество благородных металлов, часть мышьяка, сурьмы, редких и рассеянных элементов. В штейне при определённых внешних параметров растворяется некоторое количество оксидов железа. Состав первичных полиметаллических штейнов, получаемых на разных заводах крайне различен. Содержание меди колеблется от 5 до 30 %, свинца 10 – 35 %, цинка 2 – 10 %, серы 17 – 25 %. Помимо перечисленных компонентов штейны содержат до 1 % мышьяка, 2 – 3 % сурьмы, 4 – 5 г/т золота и до 3 – 4 кг/т серебра.
     Температура плавления полиметаллических штейнов довольна низкая и составляет 600 – 9500С.
     Плотность жидкого штейна находится в пределах 4,5 – 5,0 г/см3, тогда как плотность шлака не превышает 3,5 г/см3. Но даже такая разница в плотностях не обеспечивает хорошего разделения шлака и штейна из-за низкого межфазного натяжения (0,04 – 0,06 Н/м) (при увеличении в шлаке серы). В связи с этим основная масса штейна, часто после дополнительной обработки, подаётся на конвертирование для получения черновой меди, а часть уходит вместе со шлаком на передел извлечения цинка. И эта часть штейна затрудняет переработку шлаков.
     При повышенном содержании в шихте мышьяка и сурьмы при шахтной плавке может образовываться ещё один самостоятельный продукт – шпейза, представляющая собой раствор мышьяка и сурьмы в металлизированных штейнах. Состав шпейз некоторых заводов, % (по массе): As 1 – 30; Sb 1 – 6; Fe 8 – 60; Pb 5 – 30; Cu 1 – 15; Ni 1 – 10; Au (г/т) 0.01 – 0.1; Ag ( г/т) 0,01 – 0,2.
     Шпейзы получают не только при плавке свинцового агломерата, но и при переработке промпродуктов от рафинирования чернового свинца. В этом случае шпейза содержит 20 – 40 % свинца, 20 – 50 % меди. Температура плавления шпейзы выше чем у штейна ( 1100 – 11500С), так же как и плотность (5,0 – 6,0 г/см3). Во внешнем отстойнике шпейза занимает промежуточный слой между штейном и черновым свинцом.
2.1. Переработка штейнов и шпейзы.
     Наиболее рациональный способ переработка полиметаллических медьсодержащих штейнов для извлечения из них черновой меди – конвертирование. Однако конвертирование бедных по меди штейнов с высоким содержание свинца экономически не выгодно. Поэтому первичные полиметаллические штейны предварительно подвергают первичной обработке для обогащения их медью. Наиболее простой способ, применяемый на УКСЦК, заключается в переплавке первичных, бедных по содержанию меди штейнов, с промпродуктами, содержащими большое количество меди. Такими продуктами могут быть медные шликеры рафинировочного цеха. Содержание в них металлической меди достигает 30 %, а остальное - металлический свинец. При сократительной плавке медь в связи с большим сродством к сере переходит в штейн, а свинец концентрируется в черновом металле, который образуется при совместной плавке оборотных материалов и агломерата. Применяемый состав первичного и обогащённого медью штейна приводится в таблице 2.
          Таблица 2.
Продукты Cu Pb Zn Fe S
Первичный штейн, %(масс) 10 20 5 25 21
Обогащённый штейн, %(масс) 22 12 6 35 21

     Можно проводить обогащение штейнов по меди методами осадительной плавки с использованием металлического железа за счёт различия сродства к сере железа и свинца. В качестве исходного продукта, содержащего металлическое железо, может быть использован железный скрап, а также магнитная фракция клинкера цинкового производства.
     Полиметаллические штейны, обогащённые медью, подвергаются конвертированию. Процесс осуществляется в обычных горизонтальных конверторах, оснащённых хромомагнезитовой футеровкой. В связи с небольшим объёмом штейнов объём конвертеров невелик: от 8 до 20 т по черновой меди.
     В связи с тем, что штейны являются полиметаллическими, возникают трудности в получении черновой меди. Обычные приёмы оценки полноты удаления примесей при переработке чисто медных штейнов, в которых содержания сульфидов железа (2) и меди (1) на несколько порядков превышает концентрацию сульфидов цинка и свинца, оказываются уже не пригодными.
     Поэтому в процессе конвертирования полиметаллических штейнов сначала (ещё при концентрациях сернистого железа) должен окисляться сульфид цинка, затем сульфид свинца, что должно привести к выделению меди в донную массу по реакции [Cu2S] + O2 = 2[Cu] + SO2.
     Однако в ходе процесса неизбежно образование металлического свинца по реакции [PbS] + O2 = [Pb] + SO2.
     Согласно диаграмме состояния системы Pb – Cu, металлический свинец может частично растворяться в жидкой меди. Активность его при этом резко снижается и рафинирование меди от свинца во втором периоде конвертирования по реакции: [Pb] + 1/2O2 = (PbO) окисления полиметаллических штейнов не удаётся довести до конца.
     В результате этого, как правило, получается некондиционная по свинцу черновая медь, иногда содержащая до 4 % свинца.
     Состав продуктов конвертирования полиметаллических штейнов приведён в таблице 3.
Состав штейна и продуктов конвертирования, % ( по массе)
          Таблица 3.

Материал Cu Pb Zn Fe Cd As Sb S Se Au (г/т) Аg (г/т/
Исх. штейн 20 - 22 13 - 15 12 - 14 14 – 20  0,015 – 0,025      1,5–1,9 0,2-0,4 17 – 20  0,2-0,3 1,5-2,5 400 – 540
Конвертир. пыль 1,5-1,7 50 – 51 6 – 10  0,1-0,2 0,02 - 0,2 12 – 22  0,4-0,6 2,5-3,0 0,8-1,0 Следы 60 – 70
Черновая медь 94 – 97 1,1-4,0 0,2-0,3 0,08 -    0,09  Следы  0,9 –1,25 0,05 – 0,2 0,07 – 0,3 0,5-0,7 30 – 50  3000 – 3500
Шлак 1,5-2,5 7 – 9  8 – 9  30 – 37  Следы  0,02 – 0,08 0,01 – 0,05 2 – 3  Н.д. Н.д. Н.д.

     Как видно из данной таблице и рисунка 4, характеризующего кинетику выгорания примесей из полиметаллических штейнов в реальном процессе конвертирования, в первую очередь в шлак переходят железо и цинк. Шлак первого оборота отправляют в оборот на агломерацию, или в жидком виде вводят в качестве добавки во фьюминговые печи.
     Черновая медь является или товарным продуктом, или направляется на доработку для удаления свинца на медеплавильные заводы.
     Конвертерная пыль на первом этапе улавливается в газоходах и пылевых камерах. Эта грубая пыль мало отличается по своему составу от шихты процесса конвертирования и направляется в хвост процесса – в агломерацию. Тонкая пыль, улавливаемая в циклонах и электрофильтрах, содержит повышенное количество кадмия, редких металлов и мышьяка. Она направляется на переработку для извлечения цветных металлов.
 
     Как было сказано ранее, ходе шахтной плавки свинцовых агломератов достаточно часто получается ещё один жидкий продукт, не смешивающийся ни со свинцом, ни со штейном, ни со шлаком. Это шпейза, имеющая крайне переменный состав, но в основу которой должны неизбежно входить мышьяк, металлическое железо, никель, сурьма, сера и другие компоненты. Получение этого продукта нежелательно. Тем не менее на большинстве заводов мира он получается в больших или меньших количествах.
     Наиболее рациональный способ переработки шпейзы, если она получается в не больших объёмах, это – конвертирование её совместно со штейном. При этом в черновой металл извлекается до 95 % меди, золота, серебра. В пыль переходит до 80 %, мышьяк и сурьма. Если выход шпейзы велик, а передел конвертирования на данном предприятии отсутствует, возникают трудности. Известно множество попыток осуществить самостоятельную переработку этого полупродукта, но все они пока экономически не выгодны.
3.0. Пылегазовая смесь.
     При вдувании воздуха в шахтную печь в результате горения кокса и протекания химических реакций образуется пылегазовая смесь, которая через колошник по особым газоотводам подаётся на пылеулавливающие устройства. Грубая пыль улавливается в циклонах и пылевых камерах, тонкая – в рукавных фильтрах и электрофильтрах. Состав грубой пыли мало отличается от состава исходной шихты и содержит, %: Pb 55 – 65; Zn 12 – 20; S 6 – 8; Fe 0,1 – 1,5; As 0,5. Грубую пыль направляют в оборот в шихту на агломерацию.
     Тонкая пыль содержит значительное количество возгонов соединений редких и рассеянных элементов, её ориентировочный состав, %: Pb 50 – 60; Zn 2 – 20; Cd 0,3 – 4,5; Tl 0,005 – 0,13; In 0,002 – 0,01; Se 0,03 – 1,3; Te 0,015; As 0,3 – 7,0. Эта пыль служит исходным сырьём для извлечения редких и рассеянных элементов и направляется на специальное гидрометаллургическое производство.
Список используемой литературы.
1. Металлургия свинца и цинка. Зайцев В.Я., Маргулис Е.В.; Учебной пособие для вузов. – М., Металлургия, 1985. с.263.
2. Металлургия Свинца. Лоскутов Ф.М., – М., Металлургия, 1965. – 528 с.
3. Рафинирование свинца и переработка промпродуктов. Смирнов П.М., – М., Металлургия, 1977. – 280 с.