го концентрата. Полный цикл работ, связанных — с переработкой одной садки, длится сутки.
Потери Ц. при дестилляции для концентратов, содержащих 45—50% Zn, составляют 10—15%. Из полученного Ц. от 4% до 10% его конденсируется в виде цинковой пыли, к-рая снова загружается в реторты.
Рафинирование Ц. Полученный в дестилляционных печах Ц. содержит целый ряд щримесей, значительно ухудшающих его свойства. Обычными примесями Ц. являются железо, свинец й кадмий. Содержание железа в сыром Ц. достигает 0, 35%, свинца 3, 5% и кадмия 0, 4%. Особенно вредной примесью является свинец. В лучших сортах Ц., идущего на приготовление высококачественных сплавов, содержание свинца не должно превосходить Ю, 1%. — Рафинирование цинка проводится в 2 стадии: ликвацию и редестилляцию. Рафинирование методом ликвации основано на том, что Ц., нагретый несколько выше температуры своего плавления, растворяет в себе лишь незначительные количества железа и свинца: первого 0, 03—0, 04% и второго 1%. Ликвация Ц. проводится в пламенных печах, где расплавленный Ц. выдерживается нек-рое время, достаточное для отстаивания нерастворимых в нем примесей. Очищенный методом ликвации Ц. пригоден для прокатки листового Ц. и изготовления торговой латуни. Для ответственных же сортов латуни и для ее горячей прокатки необходима дальнейшая очистка Ц. Таковая производится методом редестилляции; последняя осуществляется или в обычных дестилляционных печах или в электрич. печах сопротивления.
Первый способ редестилляции широко применяется на америк. заводах. Редестилляция в электрических печах сопротивления ведется под уменьшенным давлением по способу Митке; благодаря последнему обстоятельству этот способ представляет значит, преимущества перед редестилляцией в обыкновенных печах, но практич. распространения он пока еще не получил.
Гидрометаллургические способы переработки цинковых руд являются достижением американской техники сравнительно недавних лет. Лишь в 1913—14 начаты были систематические лабораторные исследования в этом направлении, а затем и полузаводские опыты. В 1915 была начата постройка двух заводов — одного в Грэт Фоллс и другого в Гирайле. С этого момента гидрометаллургический путь переработки цинковых руд начинает свое бурное развитие, благодаря к-рому уже в 1929 более 25% мирового производства Ц. получалось гидрометаллургическим способом. Быстрое развитие этого способа объясняется рядом причин, среди к-рых несомненно первенствующее значение играют следующие: гидрометаллургические способы создают условия, необходимые для наиболее целесообразного и полного извлечения ценных составляющих сложных, полиметаллических руд, в гораздо большей мере, чем пирометаллургические способы; получаемый этим способом электролитический Ц. представляет собой, практически говоря, почти химически чистый металл, что имеет огромное значение для его дальнейших применений в практике; существеннейшее условие для рентабельности гидрометаллургического способа переработки цинковых руд — дешевизна электрической энергии (в США около 1 цента за 1 kW/ч.) — всегда может быть достигнуто даже для паросиловых установок установлениемдифференциального тарифа на отпускаемую электростанциями энергию.
Гидрометаллургические способы переработ ки цинковых руд делятся на кислотные и основные; первые имеют наибольшее практическое значение, т. к. обычно пустая порода руд представлена материалом, практически не поддающимся действию растворов кислот. Основные способы применимы к рудам, пустая порода к-рых представлена карбонатами щелочноземельных металлов. Кислотный способ переработки цинковых руд имеет 2 видоизменения, обусловленные концентрацией применяемых растворов. При стандартном способе применяют 8—12%-ный раствор серной кислоты, при способе Тайнтона применяемые растворы содержат 20—30% моногидрата. а) Стандартный способ состоит из след. 3 основных операций: обжиг руды, выщелачивание руды раствором серной кислоты с получением чистого электролита и электролиз.
Обжиг цинковых концентратов ведется в печах Уэджа при температурах более низких, чем в случае обжига при пирометаллургическом способе. Низкая температура обжига обусловливает неполноту диссоциации ZnSO4, что, говоря по существу, является для процесса даже необходимым для восполнения происходящих в процессе потерь серной кислоты. В обожженном продукте должно заключаться поэтому ок.
3—5% сульфатной серы.
Суточная производительность печей 35—45 m концентрата; расход горючего 10—20%.
Выщелачивание и очистка растворов. Выщелачивание обожженной руды производится дважды. Раствор серной кислоты, поступающей на выщелачивание, идет из электролитного отделения и представляет собой отработанный электролит. Последним действуют на обожженный концентрат, из которого уже выщелочено ок. половины его Ц. Количества отработанного электролиту и предварительно наполовину выщелоченного обожженного концентрата регулируются так, чтобы раствор, получающийся от этого выщелачивания, содержал 0, 3—0, 5% свободной серной кислоты. Последнее обстоятельство обусловливает, с одной стороны, полноту извлечения из выщелачиваемого материала, а с другой — переход в раствор целого ряда и других, кроме Ц., металлов: железа, меди, кадмия, мышьяка, сурьмы и др. Это выщелачивание называется кислым; полученный раствор содержит весь извлекаемый Ц. и др. металлы, к-рые надо удалить.
Для удаления из раствора примесей от кислого выщелачивания на него действуют свежеобожженным концентратом. Содержащаяся в нем ZnO не только нейтрализует нек-рый избыток серной кислоты, но и осаждает примеси: целиком железо, мышьяк, сурьму и др. и частично медь и кадмий. Выщелачивание ведется в ажитаторах Пачука, отделение твердого остатка от раствора производится в уплотнителях Доора и на вакуум-фильтрах.
Электролиз. Очищенный электролит, поступающий на электролиз, содержит 100—160 г Ц. в 1 л. Электролиз ведется, при напряжении на ванне в 3, 5 V и при плотности тока до 300 А/м2. Использование тока достигает 90%, использование энергии 60%. Для электролиза применяют или деревянные, обложенные свинцом, или железобетонные ванны, покрытые кислотоупорной мастикой. Отработанный электролит содержит ок. 10% H2SO4 и ок. 4% Zn.
