Металлургия никеля

Размещено на http://www.allbest.ru/

Металлургия никеля

никель сульфидный руда

Никель и его применение

Никель -- единственный "молодой" металл из тяжелых цветных металлов, получивший широкое применение только в конце XIX в. Впервые как химический элемент никель был открыт в 1751 г. и выделен в чистом виде в 1804 г. Однако он был обнаружен в составе монетных сплавов, применявшихся еще в III столетии до н.э. До 1875 г. никель считался ювелирным металлом, стоил дорого и производили его в очень небольших количествах. Мировое производство никеля в 1875 г. составляло всего ~ 500 т, а затем начало быстро расти. В России первое месторождение никелевых руд было открыто на Урале в 1854 г. На базе этих руд вначале удалось получить никелевый чугун (20 % Ni), а затем и металлический никель; в период с 1874 по 1878 г. было получено ~17т Ni. Промышленное производство никеля на территории царской России не было организовано. Первенцем отечественной никелевой промышленности был Уфалейский никелевый завод, введенный в строй в конце 1933 г. В настоящее время эта подотрасль цветной металлургии в странах СНГ представлена несколькими никелевыми комбинатами.

Широкое развитие никелевой промышленности за рубежом связано с открытием во второй половине прошлого столетия больших месторождений окисленных никелевых руд в Новой Каледонии и сульфидных медно-никелевых руд в Канаде.

В капиталистическом мире производство никеля сосредоточено в руках нескольких монополий. Крупнейшая из них - Интернациональная никелевая компания (ИНКО). Ока производит ~ 50 % общего выпуска никеля за рубежом. Основные предприятия этой компании расположены в Канаде и перерабатывают сульфидные медно-никелевые руды.

На базе окисленных никелевых руд никель производится в Японии, Новой Каледонии, Австралии, США, на Кубе и Филиппинах.

В периодической системе элементов Д.И.Менделеева никель расположен в VIII группе 4-го периода под номером 28, образуя вместе с железом и кобальтом триаду. В наиболее устойчивых химических соединениях никель двухвалентен, хотя встречается в ряде случаев и в трехвалентном состоянии.

Чистый никель -- металл светло-серебристого цвета. Его поверхность характеризуется очень высокой отражающей способностью. Никель обладает достаточно высокими прочностью и пластичностью. Он хорошо обрабатывается как в горячем, так и в холодном состояниях, легко прокатывается в листы толщиной до 0,02 мм и протягивается в проволоку диаметром до 0,01 мм. До температуры 357,6 °С никель магнитен. Характерные свойства никеля приведены в табл. 1 и 2.

В химическом отношении никель малоактивный металл. Он имеет высокую коррозионную стойкость в атмосфере воздуха, устойчив к воздействию воды и многих агрессивных сред (например, щелочей). Заметное окисление никеля на воздухе наблюдается при температурах выше 700... 800 °С. Серная и соляная кислоты растворяют никель медленно, а в азотной он растворяется легко. Органические кислоты воздействуют на никель только после длительного соприкосновения с ним.

С кислородом никель образует два основных оксида: NiO и Ni203. Последний при нагреве разлагается с образованием Ni3O4 (NiO * Ni203).

Никель имеет большое сродство к сере, образуя два достоверно установленных сульфида составов NiS и Ni3S2, встречающиеся в природе. Наиболее устойчивым является Ni3S2, имеющий температуру плавления 788 °С. Высший сульфид никеля NiS при нагреве разлагается по реакции 3NiS = Ni3S2 + 1/2S2.

В металлургии важное практическое значение имеют карбид никеля (Ni3C) и карбонил [Ni(C0)4].

С металлами никель образует многочисленные сплавы, из которых наибольший интерес представляют сплавы с железом, кобальтом, медью, цинком, хромом и молибденом. В настоящее время известно более 3000 сплавов, содержащих никель. Присутствие никеля в сплавах придает им разнообразные ценные свойства, удовлеворяющие самым высоким требованиям современной техники: жаропрочность, кислотостойкость, вязкость, улучшенные магнитные свойства, красивый внешний вид и др. Важную роль никель играет в получении конструкционных, нержавеющих и жаропрочных сталей. В последние годы большое значение приобрели жаропрочные литые сплавы на никелевой основе, используемые во многих областях техники.

В чистом виде никель используют в качестве защитных и декоративных покрытий на железе и других металлах, для изготовления аппаратов и посуды с высокой коррозионной стойкостью, приборов радиоэлектроники, в качестве катализатора и т.д. Находят применение и некоторые соли никеля.

Структура потребления никеля в промышленно развитых странах выражается следующими цифрами, %:

Нержавеющие и жаропрочные стали 30 50

Конструкционные стали 10... 15

Сплавы на никелевой основе 16... 20

Никелирование 10... 18

Чугунное и стальное литье 10... 12

Прочие потребители 8... 10

2. Сырье для получения никеля

В настоящее время никелевые заводы перерабатывают в основном два типа руд, резко различающихся по химическому составу и свойствам: окисленные никелевые и сульфидные медно-никелевые. Значение ,этих руд для отечественной никелевой промышленности и за рубежом различно. В России из года в год возрастает доля никеля, получаемого из сульфидных руд, а в зарубежных странах, наоборот, все большее значение приобретают окисленные руды.

Окисленные никелевые руды представляют собой горные породы вторичного происхождения, состоящие в основном из гидратированных магнезиальных силикатов, алюмосиликатов и оксида железа. Никелевые минералы в них составляют незначительную часть рудной массы. Наиболее часто никель находится в виде бунзеита (NiO), гарниерита [(Ni, Mg)O * SiO3 * n Н20] или ревденскита [3(Ni, Mg)O * 2SiO2 * 2Н2О]. Кроме никеля полезным компонентом этих руд является кобальт, содержание которого обычно в 15... 25 раз меньше содержания никеля. Иногда в окисленных рудах присутствует в небольших количествах медь (0,01... 0,02%).

Пустая порода, составляющая основную массу руды, представлена глиной (каолинит) А1203 * 2SiO2 * 2Н2О, тальком 3MgO * 4SiO2 * Н20, другими силикатами, бурым железняком Fe203-nH20, кварцем и известняком.

Окисленные никелевые руды отличаются исключительным непостоянством состава по содержанию как ценных компонентов, так и пустой породы. Эти колебания состава наблюдаются даже в массиве одного месторождения. Возможные пределы концентраций компонентов руды характеризуются следующими цифрами, %: Ni.0,7 ... 4; Со 0,04 ... 0,16; SiO2 15 ... 75; Fe2O3 5 ... 65; А1203 2 ... 25; Сг2О3 1 ... 4; MgO 2 ... 25; СаО 0,5 ... 2; конституционная влага до 10... 15.

По внешнему виду окисленные никелевые руды похожи на глину. Для них характерны пористое, рыхлое строение, малая прочность кусков, высокая гигроскопичность (до 40 %). Рациональных методов обогащения таких руд до сих пор не найдено, и они после соответствующей подготовки непосредственно поступают в металлургическую переработку.

В СНГ промышленные месторождения окисленных никелевых руд расположены на Урале и на Украине, за рубежом - в Новой Каледонии, на Кубе, Филиппинах, в США, Бразилии, Индонезии, Австралии и Греции.

В сульфидных рудах никель присутствует главным образом в виде пентландита [(Ni, Fe)S], представляющего изоморфную смесь сульфидов никеля и железа переменного соотношения, и частично в форме твердого раствора в пирротине (Fe7S8).

Основным спутником никеля в сульфидных рудах является медь, содержащаяся главным образом в халькопирите (CuFeS2). Из-за высокого содержания меди эти руды называют медноникелевыми. Кроме никеля и меди, в медно-никелевых рудах обязательно присутствуют кобальт, металлы платиновой группы (платина, палладий, родий, рутений, осмий и иридий), золото, серебро, селен и теллур, а также сера и железо. Таким образом, сульфидные медно-никелевые руды являются полиметаллическим сырьем очень сложного химического состава. При их металлургической переработке в настоящее время извлекают 14 (включая серу) ценных компонентов.

Химический состав сульфидных медно-никелевых руд следующий, %: Ni 0,3 ... 5,5; Си 0,2 ... 1,9; Со 0,02 ... 0,2; Fe 30 ... 40; S 17... 28; SiO2 10 ... 30; MgO 1 ... 10; А12О3 5 ... 8. По структуре медно-никелевые руды могут быть сплошными, жильными и вкрапленными. Чаще встречаются два последних типа руд. В зависимости от глубины залегания руду добывают как открытым, так и подземным способом.

В отличие от окисленных никелевых руд сульфидные медно-никелевые руды характеризуются высокой механической прочностью, негигроскопичны и могут подвергаться обогащению. Следует отметить, что обогащению обычно подлежат только сравнительно бедные руды (не более 1,5... 2,5 % Ni). Богатые руды после соответствующей подготовки направляют на плавку.

В нашей стране месторождения сульфидных медно-никелевых руд находятся в северных районах страны - на полуострове Таймыр и Кольском полуострове. За рубежом запасы медно-никелевых руд сосредоточены в Канаде и Австралии. Основным способом обогащения сульфидных медно-никелевых руд является флотация. Иногда флотационному обогащению предшествует магнитная сепарация, направленная на выделение пирротина в самостоятельный концентрат. Возможность проведения магнитной сепарации обусловлена относительно высокой магнитной восприимчивостью пирротина. Выделение пирротинового концентрата при обогащении руды улучшает качество первичного никелевого концентрата вследствие вывода из него значительной части железа и серы и упрощает его последующую металлургическую переработку. Однако при получении пирротинового концентрата, содержащего до 1,5 % Ni, возникает необходимость в обязательной его переработке с целью извлечения никеля, серы и платиноидов.

Флотационное обогащение медно-никелевых руд может быть коллективным и селективным. При коллективной флотации за счет отделения пустой породы получают медно-никелевый концентрат. Однако и селективная флотация не обеспечивает полного разделения меди и никеля (особенно по выделению никеля). Продуктами селекции в этом случае будут являться медный концентрат с относительно небольшим содержанием никеля и никелево-медный концентрат, отличающийся от руды более высоким отношением Ni: Си. На практике такой концентрат обычно называют просто никелевым. Таким образом, в зависимости от принятой схемы обогащения сульфидных медно-никелевых руд можно получать коллективные медно-никелевые, медные, никелевые и пирротиновые концентраты, состав которых приведен в табл. 1.

Состав продуктов обогащения медно-никелевых руд

Как следует из приведенных данных, соотношение никеля и меди в медно-никелевых и никелевых концентратах изменяется примерно от 2:1 до 1:2. Такие концентраты можно перерабатывать по одной и той же технологии. Медные концентраты с соотношением меди и никеля, равным ~ 20: 1, перерабатывают на медеплавильных заводах. Кроме окисленных никелевых и сульфидных медно-никелевых руд, сырьем для получения никеля могут служить мышьяковистые руды, добываемые в Бирме и в Канаде.

Современное состояние производства никеля

Для извлечения никеля из всех видов рудного сырья используют как пиро-, так и гидрометаллургические процессы и технологические схемы. Наряду с этим в современной металлургии никеля с момента ее возникновения существуют два четко разделенных в промышленных условиях технологических направления, что связано с переработкой двух основных типов никелевых руд.

В технологических схемах переработки окисленных никелевых и сульфидных медно-никелевых руд много кажущейся общности (например, применяют одинаковые процессы и аппараты, получают однотипные продукты и полупродукты). Однако в целом они во многом не схожи друг с другом. Переработка окисленных никелевых руд несколько проще и заканчивается получением, как правило, так называемого огневого никеля, отправляемого потребителю (в основном в черную металлургию) без дополнительного рафинирования. Никель в этом случае очищают от некоторых примесей (Fe, Сu, Со и S) в течение всей многостадийной технологии. Огневой никель по ГОСТ 849-70 отвечает маркам Н-3 и Н-4.

Технологические схемы переработки сульфидных медно-никелевых руд требуют обязательного разделения меди и никеля и заканчиваются обязательным электролитическим рафинированием чернового металла. Это позволяет не только получать никель высших марок вплоть до марки Н-0 с содержаниием никеля не менее 99,99%, но и обеспечивает попутное высокое извлечение еще 14 ценных компонентов, содержащихся в перерабатываемом рудном сырье.

При рассмотрении наиболее распространенных в производстве никеля технологических схем (рис. 1, 2) обращает на себя внимание следующее: подготовка окисленных и сульфидных руд к плавке на штейн существенно различается;

обязательными процессами для обеих технологических схем являются: плавка на штейн, конвертирование штейнов, окислительный обжиг никелевого файнштейна или богатого никелевого концентрата и восстановительная плавка оксида никеля на огневой металл; для образования штейна при плавке окисленных никелевых руд, не содержащих в своем составе серы, в шихту вводится сульфидизатор - серусодержащий материал (гипс или пирит);при переработке сульфидных медно-никелевых руд обязательно проводят операции разделения меди и никеля и электролитического рафинирования чернового металла;никель, полученный из сульфидных руд, отличается большей чистотой по сравнению с товарным огневым никелем;

Рис. Принципиальная технологическая схема переработки сульфидных медно-никелевых руд пирометаллургическим способом

При переработке никелевых руд в обоих случаях обязательным является попутное извлечение кобальта;

кобальт из технологической цепочки выводится при переработке окисленных руд с конвертерными шлаками, а из сульфидных руд - при электролитическом рафинировании чернового никеля.

Попутное извлечение кобальта при металлургической переработке никелевых руд было впервые осуществлено на Уфалейском никелевом заводе (ныне комбинате) и является характерной особенностью современной никелевой промышленности. Из отечественного никелевого рудного сырья получают более 80% общего выпуска кобальта в стране.

Технология переработки окисленных никелевых руд (см. рис. 1) характеризуется сложностью, высоким расходом дорогостоящего и дефицитного кокса, высокими потерями никеля и особенно кобальта. Упрощение технологической схемы, сокращение энергетических затрат и повышенное извлечение никеля с попутным извлечением большей части железа достигается при плавке окисленных никелевых руд на ферроникель.

На ряде заводов для переработки окисленных (Куба), а также сульфидных руд (Россия и Канада) применяют гидрометаллургическую технологию. Обладая рядом преимуществ при переработке бедных руд (выше извлечение основных металлов), эти схемы в то же время очень громоздки, сложны и применимы для ограниченного состава руд.

Вследствие больших различий технологические схемы переработки окисленных никелевых и сульфидных медно-никелевых руд рассматриваются отдельно.

Получение огневого никеля из окисленных руд

Плавка на штейн

Плавка на штейн окисленных никелевых руд повсеместно проводится в шахтных печах, которые требуют прочной кусковой, желательно пористой шихты. Этим требованиям природные окисленные никелевые руды не удовлетворяют, и перед плавкой их подвергают окускованию методом брикетирования или агломерации.

Брикетирование проводят на валковых прессах в брикеты яйцеобразной формы массой 0,2... 0,3 кг каждый. Перед брикетированием руду измельчают на молотковых дробилках и подсушивают. Связующим материалом служит глина, содержащаяся в самой руде. В состав шихты для брикетирования вводят сульфидизатор. Готовые брикеты сушат теплотой отходящих газов шахтных печей.

Брикетирование без связующего - сравнительно дешевая и простая операция. Однако получающиеся брикеты имеют недостаточную прочность, совершенно негазопроницаемы и содержат влагу. Их плавка требует повышенного расхода топлива и характеризуется меньшей удельной производительностью.

Агломерация (спекание) - более дорогой и сложный метод подготовки руды по сравнению с брикетированием. Однако с технологической точки зрения он является более совершенным процессом. Агломерация позволяет получать хорошо термически подготовленный пористый материал с достаточно высокой механической прочностью.

Для агломерации окисленных никелевых руд используют ленточные агломерационные машины с площадью всасывания 50 и 75 м2.

Во время приготовления шихты к руде добавляют оборотный агломерат и коксик (мелкий кокс), расход которых от массы руды соответственно составляет 18... 20 и 8... 10 %. Крупность руды и оборота 20... 30 мм, коксика 5 мм. При смешении шихты ее увлажняют до оптимальной влажности 21 ... 23 %.

Агломерат или брикеты являются рудной составляющей шихты при плавке на штейн.

Цель шахтной плавки окисленных никелевых руд - максимальное извлечение никеля и кобальта в штейн и ошлакование пустой породы. Образование штейна из оксидного материала происходит в результате восстановления и сульфидирования никеля, кобальта и частично железа, содержащихся в руде в форме оксидов и силикатов. По этой причине плавка окисленных никелевых руд в шахтных печах получила название восстановительно-сульфидизирующей плавки.

Шихта для такой плавки состоит из брикетов или агломерата, оборотов, флюсов и сульфидизатора. Так как окисленные никелевые руды являются силикатными, то в качестве флюса при плавке используют основной флюс - известняк. Сульфидизаторами железа и никеля служат гипс или пирит, а топливом - кокс. Гипс при плавке в отличие от пирита является одновременно флюсующим материалом, так как в конечном итоге практически полностью в форме оксида кальция СаО переходит в шлак.

Плавка проводится в восстановительной атмосфере, что необходимо для восстановления высших оксидов железа и гипса (при его наличии в шихте). При этом часть оксидов железа и никеля могут восстанавливаться до свободных металлов, которые растворяются в штейне. Процессы восстановления при плавке окисленных никелевых руд сопровождаются одновременным образованием сульфидов.

Восстановительно-сульфидирующая плавка окисленных никелевых руд в шахтных печах характеризуется протеканием следующих основных физико-химических процессов: сжигания топлива; восстановления и сульфидирования оксидов; штейно-и шлакообразования; разделения жидких продуктов плавки -штейна и шлака.

Процесс горения топлива является едва ли не одним из самых главных факторов, определяющих многие технологические параметры работы шахтных печей при плавке никелевых руд. Качество сжигания топлива определяет температуру в печах, восстановительную способность топочных газов, производительность печей, расход топлива, извлечение металлов в штейн и т.д.

При плавке в шахтных печах в качестве топлива используется самый дорогой и дефицитный вид топлива - кокс. Горение углерода кокса происходит за счет кислорода, подаваемого в печи через фурмы с воздухом или дутьем, обогащенным кислородом.

Вблизи фурм имеется большой избыток кислорода и кокс сгорает по реакции до С02. По мере удаления от фурм концентрация кислорода в дутье непрерывно уменьшается, горение углерода становится неполным и протекает по реакции:

(1)

С + 1/20, = СО + 172200 кДж.

Зона шахтной печи, в которой в газовой фазе присутствует свободный кислород, называется кислородной зоной. При шахтной плавке она простирается от фурм вверх и вглубь печи на 500... 600 мм.

Образующиеся при горении кокса горячие газы поднимаются вверх, пронизывают и нагревают опускающуюся вниз шихту и вступают с ней в химическое взаимодействие. В первую очередь это взаимодействие приводит к образованию новых количеств СО (восстановителя) по реакции:

С02 + С - 2СО

В результате протекания реакций (1) и (2) в области фурм концентрация СО в газовой фазе в центре печи достигает 20 ... 25 %.

Распределение газового потока в столбе шихты зависит от качества шихтовых материалов (крупности и прочности кусков) и равномерности их гранулометрического состава в горизонтальных сечениях шахты печи. Наилучшим считается равномерное распределение газов по всему сечению печи, что на практике достигается очень редко. Для работы шахтных печей никелевой плавки типичен периферийный ход, когда горячие газы разделя ются на две струи, поднимающиеся вблизи боковых стен печи. Возможен также центральный ход шахтных печей.

Для периферийного хода шахтных печей характерно распределение температур, приведенное на рис. 3, где четко просматриваются две высокотемпературные зоны, отвечающие движению двух струй горячих газов. В фокусе печи развиваются максимальные температуры, достигающие 1600... 1700 'С. На выходе из печи газы содержат 10.. . 16% С02 и 8... 16% СО и имеют температуру 500... 600 0С. Второй вид химических взаимодействий направлен на образование штейна и шлака. Процессы штейно- и шлакообразования тесно связаны с протеканием реакций восстановления оксидов шихты и сульфидирования железа, никеля и кобальта. Реакции восстановления протекают при взаимодействии газовой фазы, содержащей значительные количества СО, и твердого углерода кокса с брикетами или агломератом и получающимися при плавке расплавами. Результатом восстановления является образование низших оксидов железа и металлической фазы по реакциям:

Рис.3. Распределение температур в шахтной печи никелевой плавки: на воздушном дутье (а) и при 24,5 % О2

Ni0 + C0 = Ni + C02; (3)

NiSi03+C0=Ni+C02+Si02; (4)

Fe203 + C0 = 2Fe0 + C02; (5)

Химизм сульфидирования более сложен и различен при использовании гипса и пирита.

Химизм сульфидирования никеля пиритом относительно прост. В процессе сульфидирования в этом случае участвуют продукты разложения пирита по реакции (4) - сульфид железа FeS и элементарная сера. Процесс в основном протекает по реакциям:

NiO + FeS - NiS + FeO;

3NiO + 2FeS + Fe Ni3S2 + 3FeO.

Равновесие реакций (7) и (8) в условиях плавки практически полностью смещено вправо, т.е. в сторону образования сульфидов никеля (главным образом Ni3S2). Это связано с тем, что никель по сравнению с железом имеет большее сродство к сере и меньшее к кислороду.

Получившаяся в результате восстановления и сульфидирования сульфидно-металлическая фаза (Ni3S2, FeS, CoS, Ni, Fe), сплавляясь, образует никелевый штейн.

Использование пирита в качестве сульфидизатора позволяет регулировать состав штейнов и получать их с меньшим количеством ферроникеля, т.е. более сернистыми. К обеднению штейнов никелем ведет введение в шихту больших количеств пирита, вследствие чего в штейн переходит больше FeS.

Расход пирита (сульфидизатора) при плавке определяется требованиями к составу получаемого штейна, приводящему к минимальным потерям никеля со шлаками, и величиной степени десульфуризации.

Химизм сульфидирования гипсом CaS04 * 2Н2О, который является одним из наиболее прочных сульфатов, более сложен. Его нагрев вначале сопровождается удалением влаги. Полное обезвоживание гипса происходит при нагревании до температуры > 900 °С. Сульфат кальция практически не разлагается до температуры 1200 °С. В отсутствие кислорода его термическое разложение происходит по реакции:

CaS04-CaO + S02 + l/202. (9)

Разложению гипса в шахтных печах способствуют также восстановительная атмосфера и его взаимодействие с оксидами и сульфидом кальция по реакциям:

Образующиеся по реакциям (39) и (40) серусодержащие газы и частично сульфид кальция сульфидируют металлы руды по реакциям:

Использование гипса в качестве сульфидизатора при плавке требует более восстановительной атмосферы в печи, что приводит к образованию больших количеств свободных металлов. При этом избыток вводимого в шихту гипса не влияет на состав и выход получающегося штейна, так как в конечном итоге он весь превращается в оксид кальция, который полностью переходит в шлак. Использование гипса в качестве сульфидизатора и одновременно известкового флюса экономически невыгодно из-за его значительно более высокой стоимости.

Никелевый штейн представляет собой сплав сульфидов никеля и железа, в котором растворены свободные металлы - никель и железо (ферроникель). Такой штейн называют металлизованным; он характеризуется переменным содержанием серы. Обычно заводской штейн содержит, %: Ni 15... 18; Fe 60... 63; Со 0,4... 0,6; S 16... 20 и прочие 1... 2. Получение более богатого никелем штейна нежелательно, так как это ведет к увеличению потерь никеля в шлаках.

Выход штейна при плавке окисленных никелевых руд небольшой и составляет 3 ... 8 % от массы руды.

Образование шлака происходит в результате взаимодействия оксидов пустой породы с оксидами железа, образующимися при восстановлении и сульфидировании и их плавлении.

Выход шлака при плавке окисленных никелевых руд достигает иногда 120 ... 130 % (обычно 95 ... 105 %) от массы переработанного рудного сырья. Это обусловлено необходимостью вводить в шихту в качестве флюса большие количества известняка (до 30 % от массы руды), особенно при переработке высококремнистых руд. Следовательно, плавка окисленных никелевых руд на штейн фактически является плавкой на шлак. По этой причине правильный выбор состава шлака определяет многие технико-экономические показатели плавки и особенно потери никеля со шлаками.

Оптимальными при плавке на никелевый штейн считаются шлаки, содержащие, %: Si02 44 ... 46; FeO 18 ... 22; CaO 15 ... 18; MgO 8...12;Al2O3 4...10.

Содержание никеля в шлаках зависит в значительной степени от содержания оксида железа в шлаке и никеля в штейне. Чем больше будет в шлаке FeO и чем богаче никелем будет получающийся штейн, тем больше никеля перейдет в шлак.

Практически установленное правило, согласно которому процентное соотношение никеля в штейне и в шлаке (коэффициент распределения) равно примерно 100 ± 10, хорошо соблюдается для заводских условий. При плавке на штейн с 15... 18 % Ni шлаки обычно содержат 0,12 ... 0,2 % Ni. Это отвечает прямому извлечению никеля в штейн в пределах 70... 85 %, а в шлак до 25 % от его содержания в руде.

Количество уносимой газами пыли зависит от расхода воздуха, физического состояния шихты и высоты ее загрузки в шахте печи (высоты сыпи). В среднем при плавке агломерата пыле-вынос составляет около 15 %, а при плавке брикетов 5... 10 %. Пыль по химическому составу почти не отличается от шихты и после улавливания направляется в оборот.

Шахтные печи никелевой плавки (рис. 4) имеют те же конструктивные элементы, что и другие шахтные печи заводов цветной металлургии. Применяемые в никелевой промышленности шахтные печи в области фурм имеют площадь поперечного сечения 13,5... 25 м2, длину до 15 м, ширину в области фурм 1,4... 1,6 м и высоту шахты 4,5... 6 м. Поперечный профиль печей характеризуется либо параллельностью боковых стен, либо расширением их книзу.

Шахтные печи для плавки окисленных никелевых руд отличаются большим объемом внутреннего горна и отсутствием водяного охлаждения его стенок. При охлаждении расплава во внутреннем горне он зарастает в результате выделения (кристаллизации) тугоплавкого ферроникеля.

До недавнего времени стены шахтных печей на никелевых заводах изготавливали из водоохлаждаемых кессонов, а шатер на колошнике выполняли в виде огнеупорной кладки в металлическом каркасе или также из кессонов.

Кессоны шахтных печей представляли собой сварные коробчатые конструкции из листовой стали с патрубками для ввода и вывода охлаждающей воды. Перепад температуры входящей и выходящей воды обычно составлял 5... 15 0С. В этих условиях каждый литр (кг) воды отбирал максимально 4,18-15 = 63 кДж теплоты [4,18 - теплоемкость воды, кДжДкг * °С)].

В настоящее время применяют более эффективный способ отвода избыточной теплоты - испарительное охлаждение. Сущность способа состоит в использовании скрытой теплоты испарения воды (2253 кДж/кг), т.е. замене холодной воды на кипящую. Если принять во внимание, что температура поступающей воды обычно составляет около 30 "С, то для ее нагрева до температуры кипения потребуется еще до 290 кДж теплоты. Таким образом, при испарительном охлаждении каждый килограмм воды будет отбирать от охлаждаемых элементов около 2550 кДж теплоты, т.е. почти в 40 раз больше, чем при использовании кессонов. Во столько же раз уменьшается расход охлаждающей воды.

Полученный при испарительном охлаждении пар можно использовать для хозяйственных и технологических нужд, тогда как при кессонном охлаждении теплота нагретой в кессонах примерно на 10 "С воды полностью и безвозвратно терялась при ее охлаждении на воздухе.

Охлаждающие элементы испарительного охлаждения представляют собой сваренные из труб кессоны, объединенные двумя коллекторами: нижним - для подвода воды и верхним - для отвода пара (рис. 5). Для испарительного охлаждения пригодна только химически очищенная вода.



Рис.5. Боковой кессон испарительного охлаждения: 1 - люк для чистки кессона; 2 -фурменный патрубок; 3-подвод воды; 4 - коллектор; отводящий пароводяную смесь; 5-- планка крепления труб; 6 -- трубы испарительного кессона; 7 - коллектор подогретой воды; 8 - патрубок для отвода воды; 9 - подфурменный кессон; 10, 11 -- отводящий и подводящий патрубки соответственно

Разделение жидких продуктов плавки - никелевого штейна и шлака - можно проводить как во внутреннем горне, так и с использованием внешних отстойников. В первом случае печь оборудуется шпуром для периодического выпуска штейна и шлаковой леткой почти непрерывного действия, расположенных на противоположных сторонах печи. При использовании наружного отстойного горна (см. рис. 4) штейн и шлак совместно поступают в него по закрытому наклонному каналу. Нижняя часть горна заполнена штейном до уровня, показанного на рис. 4 штриховой линией. Шлак в этом случае, всплывая на поверхность расплава, проходит через слой штейна, подогревает его и обедняется в результате захвата взвешенных в шлаке сульфидных включений штейновым расплавом. Отстойный горн оборудован шпуром и леткой.

Плавка окисленных никелевых руд в шахтных печах на штейн характеризуется следующими основными технико-экономическими показателями (в числителе-плавка агломерата, в знаменателе - брикетов):

Интенсификации процесса шахтной плавки и снижению расхода кокса способствуют подогрев дутья и обогащение воздуха кислородом. При плавке агломерированной шихты нагрев дутья до 300 °С ведет к экономии топлива на 15,2 %, а при 400 °С - на 23,3 % и к росту проплава соответственно на 10 и 15,3 %. Обогащение дутья кислородом до содержания 25 % позволяет повысить проплав печи на 22,2 %, а расход кокса уменьшить на 17 %.

Конвертирование никелевых штейнов

Никелевые штейны состоят почти полностью из сульфидов никеля, кобальта и железа или свободных металлов. Цель процесса конвертирования - получить никелевый файнштейн за счет окисления железа и серы, связанной с ним. При этом одновременно ставится задача максимального окисления кобальта и перевода его в конвертерный шлак.

Необходимость извлечения кобальта в конвертерный шлак обусловлена тем, что если его не отделить от никеля на этой стадии технологии, то он весь перейдет в огневой никель, являющийся товарным продуктом, и будет потерян. Получение кобальта как самостоятельного товарного продукта в этом случае становится невозможным.

Присутствующие в никелевых штейнах металлы имеют различную химическую активность. Их сродство к кислороду убывает в ряду Fe > Co> Ni. Следовательно, при продувке штейна в конвертере в присутствии кварцевого флюса в первую очередь будут окисляться и ошлаковываться свободное железо

6Fe + ЗО2 + 3SiO2 = 3(2FeO * SiO2) + 1876000 кД

и его сульфид.

Установлено, что реакция начинается только после окисления большей части свободного железа.

Из сопоставления реакций следует, что на одинаковый объем вдуваемого в конвертер кислорода на первой стадии выделяется почти в 2 раза больше теплоты, требуется в 3 раза больше кварцевого флюса и образуется в 3 раза больше конвертерного шлака. Особенности первой стадии процесса учитывают на практике и используют для попутной переработки значительных количеств холодных материалов, включая оборотные продукты и никельсодержащие лом и отходы (вторичное сырье).

Окисление кобальта ускоряется по мере удаления из расплава железа. Особенно интенсивно оно идет в конце процесса конвертирования, и конвертерные шлаки последних сливов будут всегда богаче кобальтом.

Для конвертирования никелевых штейнов используют горизонтальные конвертеры вместимостью 20 и 30 т. Продукты процесса - никелевый файнштейн, конвертерный шлак и сернистые газы.

Никелевый файнштейн обычно содержит, %: Ni 76 ... 78; S 19 ... 21; Fe 0,2... 0,4; Со 0,3... 0,5 и Си < 2. Более полное удаление из файнштейна железа и кобальта на стадии конвертирования нецелесообразно, так как это приведет к началу интенсивного окисления никеля и увеличению его перехода в шлак.

Средний состав конвертерных шлаков следующий, %: Ni 0,7 ... 1,2; Со 0,2 ... 0,5; SiO2 27 ... 30; Fe 49 ... 53; MgO до 3. Такие шлаки в настоящее время обязательно обедняются методом перемешивания с бедным штейном в специальных конвертерах или электропечным способом.

В результате обеднения конвертерных шлаков получают отвальные шлаки, содержащие 0,14% Ni и 0,05% Со, и кобальтовый штейн (автоклавную массу), который содержит 4... 5 % Со и 24... 30 % Ni. Штейн направляют в кобальтовое производство для извлечения кобальта и никеля.

Переработка никелевого файнштейна на огневой никель

Технология получения огневого никеля из файнштейна включает две стадии окислительного обжига (с промежуточным обезмеживанием огарка) и восстановительную плавку оксида никеля на металл.

Цель окислительного обжига файнштейна - удаление из него серы до содержания менее 0,02 % и перевод никеля в NiO.

Глубокое удаление серы требует высоких температур, а сульфид никеля Ni3S2 легкоплавок (tпл = 788 °С). Это и вынуждает проводить окисление файнштейна в две стадии. Вначале обжиг проводят в печах КС с целью удаления серы до 1...1,5%. Для повышения тугоплавкости шихты измельченный файнштейн смешивают с оборотной (оксидной) пылью. Это вместе с разобщенностью частиц, витающих в КС, позволяет вести первую стадию при 950 ... 1000 °С. Окисление файнштейна протекает по реакции

2Ni3S2 + 7О2 = 6NiO + 4SO2. (13)

Печи КС с площадью пода 7... 8 м2 для первой стадии обжига никелевого файнштейна имеют ряд конструктивных особенностей (рис. 6). Они, во-первых, имеют увеличенный диаметр вверху, что снижает скорость газов на выходе из печи и уменьшает пылевынос богатого никелем огарка. Кроме того, разгрузка огарка проводится не через сливной порог, а с уровня пода и регулируется стопорным или дисковым затвором.

К горячему огарку (700... 800 °С) по выходе из печи подмешивают 10 ... 15 % природного сильвинита (NaCl, KC1) и смесь подвергают сульфатхлорирующему обжигу в трубчатом реакторе-холодильнике. Процесс идет за счет физической теплоты огарка. При обжиге хлористый натрий разлагается по реакции:

2NaCl+SO2+O2=Na2SO4+Cl2. (4)

Продукты этой реакции способствуют переводу меди в форму водорастворимых хлоридов и сульфатов. Никель и кобальт при этом остаются в оксидном состоянии.

Рис.6. Печь КС для обжига никелевого файнштейна:

1 - под; 2 - загрузочная течка; 3 - кожух; 4 - футеровка; 5 -- сопло; 6 -- донное разгрузочное устройство; 7 - воздухораспределительная коробка.

Из реактора огарок направляют на обезмеживание, заключающееся в выщелачивании меди горячей подкисленной водой методом просачивания. После выщелачивания огарок с остаточным содержанием 0,3.... 0,4 % Си направляют на окончательный обжиг в трубчатую вращающуюся печь (рис. 7). Печь отапливается природным газом или мазутом, которые с целью создания в печи окислительной атмосферы сжигают с большим избытком воздуха.

Огарок из бункера питателем подается в хвостовую часть печи с температурой ~ 800 °С. Далее он движется навстречу топочным газам, содержащим 8... 10 % кислорода и нагретым до 1200... 1300 °С. Высокая температура и присутствие в газах кислорода приводят к почти полному окислению серы (до 0,02 % и менее). Расход топлива . на второй обжиг достигает 40 % от массы огарка. Полученный в трубчатых печах оксид никеля (огарок) в среднем содержит, %: Ni 78; Си 0,4; Со 0,4 ... 0,5; Fe 0,3 ... 0,4.

Из обжиговой печи оксид никеля с температурой 900... 1000 °С по течке ссыпается в трубчатый реактор, куда вводят также 4... 8 % нефтяного кокса. За счет физической теплоты огарка в холодильнике по реакции NiO + С = Ni + CO оксид никеля частично (до 40... 50 %) восстанавливается и из реактора выходит металлизированный огарок с содержанием 82... 86 % Ni, что ускоряет и удешевляет его дальнейшую переработку в электропечах.

Рис.7. Схеме установки для второй стадии обжига никелевого файнштейна: 1 -- бункер с питателем; 2 - печь; 3 - топочная камера; 4 - трубчатый холодильник; 5 -пылевая камера

Процесс восстановительной электроплавки осуществляют в дуговых электрических печах за счет теплоты, выделяющейся при горении дуги между угольными (графитовыми) электродами и металлом. Для получения никеля из окисленных руд применяют трехэлектродные круглые печи вместимостью 4,5... 10т (рис.8).



Рис.8. Дуговая электрическая печь: 1 - контроллер; 2 - щит управления; 3 - трубы водяного охлаждения кессона рабочего окна; 6 - свод печи; 7 - графитовый электрод; 8 - каретка; 9 - стальной трос; 10 -- зубчатый сектор; 11 -- зубчатая пластина.

Они работают периодически с продолжительностью цикла от 6 до 8 ч.

Технологический процесс электроплавки оксида никеля состоит из ряда операций:

шихтовки оксида никеля с восстановителем;

загрузки шихты и ее расплавления;

доводки металла;

выпуска и грануляции никеля.

Во время приготовления шихты оксид никеля смешивают в заданной пропорции с твердым восстановителем, чаще всего нефтяным коксом, содержащим 0,2... 0,5 % S.

При расплавлении шихты происходит восстановление оксида никеля до металла и одновременно его науглероживание за счет растворения углерода и образующегося карбида Ni3C. При содержании ~ 2,2% С температура плавления металла снижается до 1315 "С. Это сокращает время расплавления шихты и снижает расход электроэнергии.

В конце плавки избыток углерода удаляют путем доводки металла забрасыванием в печь оксида никеля. При этом происходит взаимодействие карбида никеля с NiO по реакции Ni3C + + 2NiO = 5Ni + CO2.

При доводке с целью предотвращения вторичного окисления никеля кислородом печной атмосферы в печи наводят известковый шлак. Этот шлак позволяет также очистить металл от серы за счет взаимодействия по реакции

Ni3S2

2СаО + 2С = 3Ni + 2CaS + 2CO.

Образующийся сульфид кальция не растворяется в никеле и переходит в шлак. После снятия шлака металл разливают, наклоняя печь в сторону разливочного желоба.

Готовый металл льют в грануляционные бассейны с проточной холодной водой, на дне которых установлена дырчатая металлическая корзина. Полученные гранулы никеля извлекают из бассейна, сушат, упаковывают в фанерные бочки и отправляют потребителю.

Огневой никель до ГОСТ 849- 70 должен содержать суммарно никеля и кобальта не менее 98,6 % (Н-3) и кобальта не более 0,7 %.

Рассмотренная технологическая схема хорошо освоена на практике. Это, пожалуй, ее единственное достоинство. Главные ее недостатки заключаются в сложности (многостадийности) технологии, высоком расходе дорогостоящего и дефицитного кокса, низком извлечении никеля и особенно кобальта и, наконец, к полной потере всего железа руды.

3.3Производство ферроникеля.

Устранение большинства недостатков традиционной технологии переработки окисленных никелевых руд достигается при их переработке на ферроникель - сплав железа с никелем, в который переходит и кобальт. Этот способ в последние годы получает все большее распространение и относится к восстановительным процессам.

При плавке на ферроникель достигается значительное упрощение технологической схемы переработки окисленных никелевых руд, существенное повышение извлечения никеля и кобальта, улучшение использования вещественного состава руды, а также экономия топлива.

Плавку на ферроникель в основном ведут в руднотермических печах. Главные преимущества электроплавки - возможность использования руд с тугоплавкой, магнезиально-силикатной пустой породой, получение достаточно высокого извлечения металлов, небольшой расход низкосортного восстановителя и высокая комплексность использования сырья.

Ферроникель можно применять непосредственно в черной металлургии при получении легированных сталей или перерабатывать на марочные сорта никеля и кобальта.

Переработка окисленных никелевых руд на ферроникель электротермическим способом в промышленном масштабе осуществлена на Побужском никелевом заводе (Украина), в Новой Каледонии, США, Японии и Бразилии.

Технологическая схема получения ферроникеля включает агломерацию или сушку с прокаливанием руды с целью частичного восстановления оксидов железа и никеля до металла в трубчатых вращающихся печах, плавку огарка, нагретого до 700... 900 "С, на ферроникель в руднотермических печах с восстановителем, рафинирование и обогащение первичного ферроникеля в конвертере с получением товарного продукта.

При электроплавке оксиды никеля восстанавливаются углеродом по реакции NiO + С = Ni + CO. Одновременно с никелем восстанавливаются кобальт, железо, хром и кремний. В результате плавки получают ферроникель, загрязненный в основном кремнием, серой и углеродом.

Товарный ферроникель с содержанием 19... 25 % Ni и 1... 1,2 % Со разливают в слитки массой по 45...50кг. Извлечение никеля и кобальта при рафинировании составляет ~ 95... 96 %. Одним из возможных способов извлечения никеля и кобальта из такого ферроникеля является его переработка в качестве холодных присадок при конвертировании штейнов на файнштейн. Файнштейн и кобальтсодержащие конвертерные шлаки перерабатывают по описанной ранее технологии.

Получение никеля из сульфидных медно-никелевых руд

Плавка на штейн.

Исходным сырьем при плавке на штейн при переработке сульфидного медно-никелевого сырья могут служить богатые руды, никелевые или медноникелевые концентраты (см. табл. 1). Плавку такого сырья можно вести в шахтных печах по методу полупиритной плавки, в отражательных или электрических печах и практически любым автогенным процессом.

Шахтная плавка сохранилась до настоящего времени только на заводе "Конистон" (Канада). Отражательную плавку для переработки никелевых концентратов с содержанием 5... 8 % Ni, 1... 2 % Си и 5 ... 10 % MgO используют на канадском заводе "Коппер-Клифф". Перед плавкой концентраты обжигают в печах КС. Плавку ведут на штейны, содержащие ~ 16 % Ni + Си.

Основным способом плавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов на отечественных предприятиях является плавка в руднотермических печах. Плавку в электрических печах применяют также на двух заводах в Канаде. На Норильском ГМК в промышленном масштабе была освоена плавка никелевых концентратов во взвешенном состоянии на подогретом, обогащенном кислородом дутье.

Плавка в электрических печах требует тщательной подготовки шихты, заключающейся в первую очередь в ее усреднении и сушке. Плавка влажной шихты в электропечах недопустима, так как при контакте влаги с расплавленными сульфидами происходит разложение воды со взрывом. Технология подготовки шихты к электроплавке определяется видом исходного сырья.

Сульфидные медно-никелевые руды с содержанием > 1,5 % Ni обычно плавят без обогащения. Их подготовка к плавке сводится к дроблению, сушке и шихтовке. Флотационные концентраты перед электроплавкой укрупняют методами агломерирующего обжига или окатывания с последующим окислительным обжигом.

Предварительную сушку рудных материалов проводят перед плавкой руды или для подсушки концентратов в трубчатых сушильных печах перед окатыванием.

Агломерирующий обжиг как метод окускования мелкой шихты применяют на Норильском ГМК. Шихта для агломерации состоит из концентратов, оборотного агломерата и каменноугольной мелочи. Цель агломерации - окускование шихты за счет ее спекания и удаление части серы.

Для окислительного обжига со спеканием применяют ленточные агломерационные машины с площадью всасывания 50 и 75 м2.

Основными элементарными стадиями агломерирующего обжига являются: сушка шихты; термическое разложение высших сульфидов (пирротина, халькопирита и пентландита); окисление части сульфидов железа; расплавление легкоплавких компонентов шихты за счет теплоты от окисления сульфидов и углеродистых материалов; спекание шихты при охлаждении расплавленной фазой.

Агломерат является хорошо термически подготовленным для электроплавки материалом.

Более прогрессивный способ укрупнения медно-никелевых концентратов - их окатывание в гранулы диаметром 8... 15 мм на чашевых грануляторах с последующим термическим упрочнением на ленточной конвейерной машине.

Перед окатыванием концентрат подсушивают и в случае необходимости шихтуют с оборотными и другими материалами. Сырые окатыши имеют недостаточную механическую прочность и легко разрушаются при транспортировке и перегрузках.

Термическую обработку окатышей для их упрочнения проводят на ленточных конвейерных машинах, отличающихся от обычных агломерационных машин только системой газового тракта. Рабочая площадь используемых машин равна 18,21 и 72 м2.

Термическая обработка включает три последовательные стадии: сушку, окислительный обжиг и охлаждение гранул, для чего по длине ленты конвейерной машины создаются три соответствующие зоны. Максимальные температуры (1050 °С) достигаются в зоне окислительного обжига. Работа конвейерных машин организована с рециркуляцией части газов (рис. 9), что повышает степень использования теплоты отходящих газов. При таком методе подготовки шихты степень десульфуризации можно регулировать в пределах от 30 до 50... 55 % путем изменения температуры в зоне обжига и скорости движения ленты.

Для электроплавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов используют руднотермические печи. По химизму электроплавка сульфидного сырья является почти полным аналогом отражательной плавки. Однако механизм плавления шихты этих двух видов плавки различен.

Рис.9. Схема рециркуляции газов при термической обработке окатышей на ленточной конвейерной машине:

Рис. 1 - оборотные газы; 2 - загрузка сырых окатышей; 3... 5 -- зоны сушки, обжига и охлаждения соответственно; 6- готовые окатыши; 7 - вентиляторы.

Ванна расплавов руднотермической печи состоит из двух слоев. Высота верхнего шлакового слоя составляет 1700... 1900 мм, а нижнего штейнового 600... 800 мм. Исходная твердая шихта погружена в шлаковый слой ванны в виде конических куч - откосов; часть шихты "растекается" по поверхности шлака. Плавление шихты осуществляется за счет теплоты, выделяемой непосредственно в шлаковом расплаве при пропускании через него электрического тока. Ток в рабочее пространство печи подводится с помощью трех или шести угольных электродов, концы которых погружены на 300 ... 500 мм в слой шлакового расплава.

В шлаковой ванне электрическая энергия преобразуется в тепловую двумя путями. Значительная часть теплоты (40... 80 %) выделяется в переходном контакте электрод - шлак, где вследствие образования тонкого газового слоя возникают мелкие точечные микродуги, а остальная часть - в шлаковом расплаве, являющемся проводником тока с высоким электрическим сопротивлением.

В результате тепловыделений шлаковый расплав разогревается. Максимальный перегрев шлака происходит вблизи электродов. Здесь же шлак наиболее насыщен газовыми пузырьками. В результате этого возникает разность в плотностях слоев шлака, прилегающих к электродам и отдаленных от них. Более легкие массы перегретого шлака непрерывно поднимаются вверх и растекаются по зеркалу ванны во все стороны от электродов (рис. 10, а). Встречая на своем пути плавающую шихту, потоки шлака отдают ей избыток своей теплоты и подплавляют шихтовую кучу с поверхности, погруженной в шлак. Массы частично охлажденного шлака основной ванны и образовавшегося при плавлении шихты расплава опускаются вниз и замыкают циркуляцию шлакового расплава (рис. 10, б). В подэлектродном слое шлака, где конвекция почти отсутствует, завершается разделение штейна и шлака.



Рис.10.Схема циркуляции шлака в рудотермической печи в отсутствие шихты.

Таким образом, циркуляционное движение шлака - важнейший рабочий процесс в руднотермических печах - обеспечивает достаточно хороший массо- и теплообмен в ванне. Это позволяет разогревать шлак до температуры 1450 "С и более, что дает возможность перерабатывать в электропечах тугоплавкие шихты, а плавку вести на шлаки с повышенным содержанием оксида магния (до 24 %).

Жидкими продуктами электроплавки являются медноникелевый штейн и шлак. Штейны плавки сульфидных руд и концентратов обычно содержат, %: Ni 7... 16; Си 7... 12; Со 0,3... 0,5; Fe 47 ... 55; S 23 ... 27. Штейны из печи выпускают при 1100 ... 1150 *С.

Шлаки руднотермических печей в основном представляют собой сплавы оксидов кремния (SiO2), железа (FeO), магния (MgO) и алюминия (А1203). Высокие температуры процесса электроплавки, циркуляция шлакового расплава и присутствие в печах восстановителя обеспечивают получение шлаков, которые по содержанию извлекаемых металлов значительно беднее шлаков других традиционных методов плавки на штейн. Шлаки руднотермических печей содержат, %: Ni 0,07 ... 0,11; Си 0,06 ... 0,10; Со 0,03 ... 0,04; SiO2 41 ... 45; FeO 24 ... 30; MgO 10 ... 22; А1203 5 ... 12; CaO 3 ... 5.

Кроме штейна и шлака, при плавке образуются газы. Они состоят из азота, кислорода, диоксидов серы и углерода (S02 и С02) и паров воды. Объем отходящих газов электроплавки по сравнению с отражательной плавкой, где их основу составляют топочные газы, во много раз меньше. Они образуются в основном в результате термической диссоциации высших сульфидов и карбонатов и горения углеродистых материалов шихты и электродов. Взаимодействие между высшими оксидами железа и сульфидами при электроплавке носит подчиненный характер, так как Fe304 быстро восстанавливается добавляемым в шихту углеродистым восстановителем - коксовой или угольной мелочью. По этой причине десульфуризация при электроплавке руд и окатышей составляет всего 15... 20 %, а агломерата 2 ... 5 % и газы бедны по содержанию S02.

Теоретическое количество технологических газов электроплавки составляет до 120 м3 на 1т рудной шихты. На практике за счет подсосов воздуха через неплотности в своде печи объем газов увеличивается до 1100... 1200 м3/т шихты. Однако объем их и в этом случае в ~ 10 раз меньше, чем при плавке в отражательных печах.

Технологические газы, образующиеся преимущественно в шлаковом расплаве, выделяясь из него, отдают часть своей теплоты плавающей на поверхности шихте и разбавляются подсасываемым холодным воздухом. В результате этого температура отходящих газов не превышает 600 0С.

...