Таблица 1 Результаты анализов проб шихтовых материалов

155 
 
Наличие  сырьевых,  топливно-энергетических,  производственных  и  трудовых  ресурсов  в 
Республике  Казахстан  позволяет  практически  реализовать  перспективную  и  конкурентоспособную 
технологию  получения  сложно-смешанных  удобрений  пролонгированного  действия.  Кроме  этого, 
появляется тенденция к внедрению новой агротехнологии в аграрный сектор экономики с различными 
почвами. 
Следует  заметить,  что  к  одной  из  особенностей  и  перспективности  предлагаемой  разработки 
является  возможность  мобильного  перехода  на  основном  оборудовании  технологической  схемы, 
представленной на рисунке 1, получения различного ассортимента поликомпонентного минерального 
удобрения  пролонгированного  действия,  в  зависимости  от  потребности  заказчика,  или  кормового 
фосфата.  
       В процессе исследований в региональной лаборатории инженерного профиля при ЮКГУ им. 
М.  Ауезова  произведен  анализ  образцов  материалов,  используемых  при  синтезе  поликомпонентных 
минеральных удобрений, на растровом микроскопе JSM 6490 LM  японской фирмы JOES, результаты 
которых приведены на рисунках 2-7. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
  Рисунок 2 Фосфоритная мука                             Рисунок 3 Фосфоритная мелоч 
 
  В ходе исследований были синтезированы удобрения при ниже представленных соотношениях 
компонентов шихтовой смеси, отправленных для испытаний в КазНИИпочвоведения и агрохимии:  
-
 
фосфоритная  мука  :  вермикулит  :  бурый  уголь  :  карбонат  калия  :  сульфат  аммония  - 
1:0,15:1:(0,3-0,8):(0,3-0,5);  
-
 
фосфоритная мелочь : вермикулит : бурый уголь : хлорид калия:аммофос - 1:0,15:1:(0,6-0,8):0,5; 
-
 
фосфоритная  мука  :вермикулит  :бурый  уголь  :  карбамид  : зола  подсолнечника  -  1:0,15:1:(0,3-
0,5):0,5; 
-
 
фосфоритная  мука  :  вермикулит  :  бурый  уголь  :  аммиачная  вода  :  бардяной  уголь 
свеклосахарного производства = 1:0,15:1: (0,02-0,03):0,3; 
-
 
аммофос : вермикулит : бурый уголь : аммиачная вода : карбонат калия : фосфоритная мелочь : 
сера - (0,3-0,5):0,15:1:(0,02-0,03):(0,3-0,5):1:0,2; 
-
 
фосфоритная  мелочь  :  аммонийная  селитра  :  вермикулит  :  бурый  уголь  :  бардяной  уголь  - 
карбонат калия : сера : уголь - 1:0,3:0,15:1:0,2:(0,3-0,5):0,2:1 
Элемен
т 
Весовой 
% 
    
  
F  
1.21 
Na  
0.33 
Mg  
0.98 
Al  
1.42 
Si  
10.45 
P  
10.73 
S  
0.09 
K  
0.86 
Ca  
26.53 
Ti  
0.04 
Mn  
0.01 
Fe  
1.14 
Элемен
т 
Весовой 
% 
    
  
F  
1.11 
Na  
0.07 
Mg  
2.01 
Al  
2.00 
Si  
9.74 
P  
8.55 
S  
0.28 
K  
1.01 
Ca  
23.98 
Ti  
0.04 
Mn  
0.19  
Fe  
1.91 
Ва 
0.01 

156 
 
 
1.Мин удобрения; 
4.Транспортер; 
12.Реактор 
обогреваемый; 
21. Уголь; 
27. Абсорбер; 
2.Карбонат калия; 
5,6,7,8,14,15,16- Бункера; 
13. Центрифуга; 
22. Топка; 
28. Сборник жидкости; 
3.Измельченная 
обожженная 
смесь 
вермикулита,  бурого  угля 
и фосфоритной муки; 
9,17. Смеситель увлажнитель; 
18. Дробилка; 
23. Обжиговая печь; 
 
10. грануляция; 
19. Фос мука; 
24. Холодильник; 
 
11,25. Мельница; 
20. Вермикулит; 
26. Пылеуловитель; 
 
 
Рисунок – 1 Принципиальная технологическая схема пилотной установки получения N-P-K-гумат-вермукулит содержащего поликомпонентного 
удобрения 

157 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Рисунок 4 Аммофос                                                Рисунок 5 Вермикулит обогощенная 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
         Рисунок 6 Аммофос                                                               Рисунок 7 Пыль цыклона 
Элемент  Весовой 
% 
    
  
N  
9.65 
F  
2.56 
Na  
0.38 
Mg  
1.21 
Al  
0.73 
Si  
0.62 
P  
19.34 
S  
1.89 
K  
0.45 
Ca  
0.89 
Mn  
0.12 
Fe  
1.29 
Элемент  Весовой 
% 
    
  
Na  
0.02 
Mg  
8.59 
Al  
7.78 
Si  
17.46 
Cl  
0.19 
K  
2.51 
Ca  
2.55 
Ti  
0.67 
Mn  
0.05 
Fe  
13.00 
Ba  
0.06 
Элемент  Весовой 
% 
    
  
C  
 
O  
 
Na  
0.29 
Mg  
0.13 
Al  
1.82 
Si  
2.82 
S  
0.35 
Cl  
0.11 
K  
0.11 
Ca  
0.86 
Ti  
0.09 
Fe  
0.24 
Ba  
0.01 
Элемент  Весовой 
% 
    
  
F  
0.87 
Na  
0.31 
Mg  
2.71 
Al  
3.98 
Si  
13.54 
P  
6.60 
S  
0.62 
K  
1.50 
Ca  
21.80 
Ti  
0.25 
Mn  
0.38 
Fe  
2.30 
Ba  
0.01 

158 
 
 Предварительные исследования по синтезу и применению поликомпонентных минеральных 
удобрений  пролонгированного  действия  на  сельскохозяйственные  культуры  показали 
положительные результаты их воздействия на процесс метаболизации и устойчивости растений к 
болезням. 
 
ӘОЖ.549.6 
 
ҚАЛАЙЫ ТҦЗДАРЫН АЛУ ТӘСІЛДЕРІ 
 
Жылысбаева Г.Н
1
., Баешов А.Б
2
., Шеримбетова Г
1
. 
1. Қ.А.Ясауи атындағы Халықаралық қазақ-тҥрік университеті, Тҥркістан, Қазақстан 
2. Д.В.Сокольский атындағы Органикалық синтез және электрохимия институты, Алматы, Қазақстан 
 
В  статье  рассматриваются  способы  получения  соли  олова  при  поляризации  промышленным 
переменным током.  
 
In article ways of receiving salt of tin are considered at polarization by an industrial alternating current. 
 
Бҥгінгі  таңда  ӛндірістің  әртҥрлі  салаларында  кеңінен  электрохимиялық  әдістер  қолданылуда. 
Қазақстанда  бірнеше  кӛптонналық  ӛндірістерде,  электрохимиялық  тәсілдермен  ӛте  таза  металдар 
алынады.  Мысалы,  Балхаштың,  Жезқазғанның  таукен  комбинаттарында  электрорафинация  цехтары 
жҧмыс істеп келеді. Бҧл комбинаттар, дҥние жҥзіндегі  осы саладағы ең ҥлкен ӛндіріс орындарының 
біріне жатады. Ӛскеменнің қорғасын-мырыш заводында электроэкстрация әдісімен мырыш алады және 
титан-магний  комбинатында  балқытылған  электролиз  тәсілі  арқылы  магний  ӛндіріледі.  Павлодар 
алюминий  заводында  электролиз  тәсілімен  алюминий  алынуда.  Ал,  биылғы  жылдан  бастап,  Шығыс 
Қазақстан  облысы  Айыртау  ауданында  «Сырымбет»  АҚ-да  металдық  қалайы  ӛндірілуде.  Еліміздің 
кӛптеген  ірі  қалаларында,  электрохимиялық  гальваникалық  процестер  кеңінен  қолданыс  тауып  отыр 
[1]. 
Металдарды ӛндіру барысында кӛп мӛлшерде металл қалдықтары тҥзіледі. Сондай-ақ қоршаған 
ортаға  тҧрмыстық  және  индустриялық  қалдықтармен  қатар,  қҧрамында  қалайы  бар  мыңдаған  тонна 
қалдықтар  шығарылып  тасталынып  жатыр.  Оларды  негізімен  гидрометаллургиялық  әдістермен  қайта 
ӛңдеуге болады. Дегенмен, қазіргі уақытта қолданылып жҥрген технологиялық тәсілдер, қалдықтардан 
қалайыны  бӛліп  алу  тҧрғысынан  жоғары  кӛрсеткіштерге  қол  жеткізбей  отыр.  Сондай-ақ  бҧл  белгілі 
әдістер,  қоршаған  орта  мен  табиғатты  қорғау  бойынша  талаптарға  толық  жауап  бере  алмайды.  Ал 
қоршаған  ортаны  қорғау,  табиғи  байлықтарды  толық  әрі  тиімді  пайдалану,  ӛндіріс  қалдықтарын 
залалсызданыдыру, олардан қажет ӛнімдер ӛндіру қазіргі кҥннің ӛзекті мәселелерінің бірі болып отыр 
[2,3]. 
Қазіргі  кезде  қҧрамында  қалайы  бар  қалдықтарды  электрохимиялық  тәсілдермен,  ӛндірістік 
жиіліктегі айнымалы токпен поляризациялау арқылы залалсыздандыру немесе олардан қалайыны бӛліп 
алып,  қосылыстар  синтездеу  бағытындағы  зерттеу  жҧмыстары  ҥлкен  қызығушылық  тудырып  отыр 
[4,5].  
Қалайы  ӛндіріс  қалдықтарын  электрохимиялық  жолмен  тотықтыру,  қайта  ӛңдеу  мақсатында, 
айнымалы  токпен  поляризациялау  арқылы  қалайының  тҧздарын  алу  ҧсынылып  отырған 
жҧмысымыздың басты мақсаты. 
Әдеби мәдіметтер бойынша [6] қалайы кӛбіне химиялық тәсілдермен алынады. Мысалы қалайы 
(ІІ)  сульфатын    қалайыны,  қалайы  гидроксидін  немесе  қалайы  (ІІ)  хлоридін    концентрленген    кҥкірт 
қышқылында жоғары температурада еріте отырып алады: 
Sn + 2H
2
SO
4
 = SnSO
4
 + SO
2
 + 2H
2
O                    (1) 
Sn(OH)
2
 + H
2
SO
4
 = SnSO
4
 +  2H
2
O                        (2) 
SnCl
2
 + H
2
SO
4
 = SnSO
4
 +  2HCl                             (3) 
Қалайы тҧздарын алудың белгілі тәсілдерінің бірнеше кемшіліктері бар: 
1.
 
Бастапқы ӛнім ретінде қымбат әрі тапшы қалайы қосылыстары алынады. 
2.
 
Реакция жоғары температурада жҥреді. 
3.
 
Алынған қалайы тҧздары басқа иондармен ластанады. 
4.
 
Басқа иондардан бӛліп алу қосымша жҧмыстарды жасауға әкеледі және ол жалпы процесті 
қиындатады. 
5.
 
Ерітіндіні қайнатқан кезде атмосфера қҧрамында химиялық заттар бар булармен ластанады, 
яғни еңбек жағдайын тӛмендетеді. 

159 
 
Сондықтан, біз тиімді жаңа тәсілді қарастыруды жӛн кӛрдік. Қалайы  электродтарын ӛндірістік 
айнымалы  токпен  поляризациялау  арқылы  әртҥрлі  қышқыл  ерітінділерінде  ерітіп,  оның  сәйкес 
тҧздарын алуға болатынын байқадық.  
Мысалы қалайы  сульфатын  алу  ҥшін,  электрохимиялық  тәсілмен  қалайы элекродтарын  жиілігі 
50Гц  ӛндірістік  айнымалы  токпен  кҥкірт  қышқылы  ерітіндісінде  поляризациялайды.  Қалайы 
электродтарын  кҥкірт  қышқылы  ерітіндісінде  айнымалы  токпен  поляризациялағанда  олардың 
еритіндігін  былай  тҥсіндіруге  болады:  қалайы  электродтарын  ӛндірістік  айнымалы  токпен 
поляризациялаған  кезде,  ол  айнымалы    токтың  анод  жартылай  периодында  қалайы  (ІІ)  ионын  тҥзе 
тотығады: 
Sn
0
 + 2е = Sn
2+
                 (4) 
Айнымалы  токтың  катодтық  жартылай  периодында  потенциалдары  теріс  металл  (Е=  -0,14В) 
болғандықтан  және  аса  кернеулікпен  тотықсызданатын  болғандықтан  қалайы  иондары  қайта 
тотықсыздана  алмайды.  Сол  себепті  қалайы  электродының  бағытталған  еруі  (тотығуы)  іске  асады. 
Сондай-ақ катод жартылай периодында сутегі бӛлінеді: 
2Н
+
 + 2е = Н
2
                  (5) 
Қалайы  ӛндірісі  қалдықтарын  электрохимиялық  жолмен  тотықтыру,  қайта  ӛңдеу  мақсатында, 
айнымалы  токпен  поляризациялау  кезіндегі  қалайы  электродының  кҥкірт  қышқылы  ерітіндісіндегі 
электрохимиялық  еру  ерекшеліктерін  зерттеу  ғылыми  жҧмысымыздың    мақсаты.  Осыған  орай  біз 
жиілігі  50  Гц  ӛндірістік  айнымалы  токпен  поляризацияланған  қалайының  электрохимиялық 
қасиеттерін жан-жақты зерттедік. 
Кӛлемі  100мл  шыны  ыдыста  қалайы  электродтары  (ауданы  6,8
.
10
-4
  м
2
)  айнымалы  токпен 
поляризацияланды, электрод кеңістіктері бӛлінбеген. Электролиз жҥргізер алдында қалайы пластинка 
электродының бетін белгілі әдістермен тазалап, айдалған сумен, сонан соң этил  спиртімен шайылып, 
кептіріліп, сонан соң аналитикалық таразыда ӛлшенді. Электролит ретінде кҥкірт қышқылы  ерітіндісі 
қолданылды. Электролиз кезінде, қалайы электродының ерігендігін және сутегі газының бӛлінетіндігін 
байқауға болады. Электролизден кейін электролит қҧрамында тҥзілуі мҥмкін қалайы (ІІ) және қалайы 
(ІV)  иондарына  анализдер  жасалынып  отырды.  Электролиз  нәтижесінде  негізінен  қалайы  (ІІ) 
иондарының  тҥзілетіні  анықталды.  Кӛптеген  ғылыми  зерттеу  жҧмыстарының  нәтижесінде  [7,8], 
электродтарды ӛндірістік анймалы токпен поляризациялағанда олардың тӛменгі валентті қосылыстары  
тҥзілетіні  анықталған.  Эксперимент  соңында  электролит  ерітіндісін  қыздырып,  буландыру  арқылы 
қалайы (ІІ) сульфаты тҧзы алынды. 
Біз бҧл жҧмыста қалайы электродтарының еруіне – қалайы электродындағы ток тығыздығының, 
кҥкірт    қышқылы  концентрациясының,  электролиз  ҧзақтығының,  электролит  температурасының 
әсерлерін зерттедік. 
Тәжірибе  нәтижесінде,  кҥкірт  қышқылы  ерітіндісіне  қалайы  ның  айнымалы  токпен  анодтық 
жартылай  периодында  еруінің  ток  бойынша  шығымына  электродтардағы  ток  тығыздығы  мардымды 
әсер  ететіндігі  анықталды.  Қалайы  электродындағы  ток  тығыздығының,  оның  еруінің  ток  бойынша 
шығымына  әсері  1-суретте  бейнеленген.  Қалайы  электродындағы  ток  тығыздығы  200-1000А/м
2
 
аралықтарда  зерттелді.  Ток  тығыздығын  500А/м
2
  –ге  дейін  жоғарылатқанда  қалайы  электродының 
еруінің  ток  бойынша  шығымы  кҥрт  артады,  ал  одан  жоғары  ток  тығыздықтарында  ток  бойынша 
шығымның  тӛмендейтіндігі  байқалады.  Бҧл  қҧбылысты,  жоғары  ток  тығыздықтарында  қосымша 
реакциялардың орын алуымен және қалайы электродының бетінің пассивтелуімен тҥсіндіруге болады. 
 
 
1-сурет.    1М  кҥкірт  қышқылы  ерітіндісінде  қалайы  электродының  еруінің  ток  бойынша 
шығымына қалайы электродындағы ток тығыздығының әсері ( 0,5сағ, t 20
0
C, С(H
2
SO
4
)=1M). 

160 
 
 
Қалайы  электродының  еруіне  кҥкірт  қышқылы  концентрациясының  әсері  де  қарастырылды. 
Қалайы  электродындағы  ток  тығыздығын  400А/м
2 
етіп  ҧстай  отырып,  кҥкірт  қышқылының 
концентрациясын 0,5М-ден 2М-ға дейін ӛзгерттік. Концентрация арттқан сайын қалайы электродының 
еруінің ток бойынша шығымы заңды тҥрде артады (2-сурет). 
 
 
2-сурет. 
Қалайы  электродының  еруінің  ток  бойынша  шығымы  кҥкірт  қышқылы 
концентрациясының  әсері (i=400А/м
2
, С(H
2
SO
4
)=1M ,
0,5сағ,  t 20
0
C). 
Электролиз  ҧзақтығының  қалайының  еруіне  әсері  қарастырылған  эксперимент  нәтижелері  1-
кестеде  кӛрсетілген.  Электролиз  ҧзақтығы  ӛскен  сайын  қалайы  электродының  еруінің  ток  бойынша 
шығымының  біртіндеп  тӛмендеуі  байқалды.    Уақыт  ӛткен  сайын  электрод  бетінде  тҥзілетін  қалайы 
қосылыстары қабатының қалыңдауымен металл беті пассивтеліп, ток бойынша шығым тӛмендейді. 
 
1-кесте  Қалайы  электродының  еруінің  ток  бойынша  шығымына  электролиз  ҧзақтығының 
тәуелділігі 
(i=400А/м
2
,  t 20
0
C, С(H
2
SO
4
)=1M) 
, сағ 
0,25 
0,5 
0,75 
1,0 
1,25 
1,5 
ТШ, 
% 
37,52 
40,05 
30,35 
28,45 
25,55 
22,75 
Ерітінді  температурасы  20-80
0
С  интервал  аралығында  қалайы  электродының  еруінің  ток 
бойынша  шығымының  ӛсетіндігі  2-кестеде  кӛрсетілген.  Зерттеу  нәтижелерін,  электролит 
температурасы  артқан  сайын  қышқыл  молекулаларының  активтілігінің  артуымен  және  осыған 
байланысты    иондар  қозғалғыштығы  жоғарылап,  олардың  әрекеттесу  жылдамдығының 
артатындығымен тҥсіндіруге болады. 
 
2-кесте Қалайы электродының еруінің ток бойынша шығымына ерітінді температурасының әсері 
(i=400А/м
2
, С(H
2
SO
4
)=1M ,
0,5сағ) 
t , 
0
C 
20 
40 
50 
60 
80 
ТШ, % 
53,21 
58,25 
60,40 
62,88 
71,75 
 
Электродтарды айнымалы токпен поляризациялау кезіндегі ток жиілігінің әсері де зерттелді. Ток 
жиілігін  арттырған  сайын  қалайының  еруінің  ток  бойынша  шығымы  тӛмендеді  (3-сурет).  Біздің 
жорамалымыз  бойынша,  жоғары  ток  жиілікгеріндегі  анодты  жартылай  периодта  қалайы  электроды 
тотығып ҥлгере алмайды. 
 
 
 

161 
 
Сонымен  алғаш  рет  ӛндірістік  жиіліктегі  айнымалы  токпен  поляризацияланған  қалайы 
электродының  азот  қышқылы  ерітіндісінде  еру  заңдылықтары мен  ерекшеліктері  анықталды. Қалайы 
элекродының жоғары ток шығымымен қалайы сульфатын тҥзе еритіндігі анықталды. 
Тәжірибе  нәтижелерін  қалайының  кӛптеген  металл  тҥріндегі  қалдықтарын  ерітіп,  сулы 
ерітінділерден  пайдалы  қосылыстар  алу  ҥшін  қолдануға  болады.  Сонымен  қатар  айнымалы  ток 
әсерімен жҥретін реакцияларды зерттеу қалайы электрохимиясының теориясына  да ҥлкен ҥлес қосады.  
 
Әдебиеттер 
1.
 
Баешов А., Лепесов К.К. Электрохимия и коррозия. Национальный доклад по науке за 2006 год НАН 
РК, Алматы-Астана, 2006,с.124-146. 
2.
 
Баешов  А.,  Жҧрынов  М.,  Баешова  А.,  Баетова  Қ.,  Айболова  Г.,  Алтынбекова  М.О.  Химия, 
металлургия  ӛндірістерінде  бӛлінетін  зиянды  газдарды  заласыздандырудың  электрохимиялық 
тәсілдері.  Халықаралық  ғылыми-практикалық  конференция  материалдары  «Орталық  Қазақстандағы 
ғылым мен білімнің кәзіргі жағдайы мен бағыттамалары», Қарағанды, 2008, 219-233б. 
3.
 
Баешов  А.  Электрохимиялық  жаңа  әдістер  және  олардың  ӛндіріс,  халық  шаруашылығы  сҧрақтарын 
шешудегі  орны.  Халықаралық  ғылыми-практикалық  конференция    еңбектері  «Инновациялық 
технологиялардың білім беру мен ғылымдағы қазіргі кездегі мәселелері», Шымкент, 2009, 229-237б. 
4.
 
Асатаев  С.А.,  Баешова  А.К.,  Жылысбаева  Г.Н.,  Кушкинбаева  А.  Қҧрамында  қалайы  бар  ӛндіріс 
қалдықтарын  электрохимиялық  әдіспен  заласыздандыру.  Тыңның  50  жылдығына  арналған  жас 
ғалымдар  мен  студенттердің  республикалық  ғылыми-теориялық  конференциясы  баян-дамаларының 
тезистері. Астана, 2004, 226-227б. 
5.
 
Жылысбаева  Г.Н.,  Кушкинбаева  А.,  Баешов  А.Б.,  Баешова  А.К.  Формирование  мелко-дисперсного 
порошков олова в щелочных растворах при поляризации промышленным пере-менным током. Труды 
первой  Международной  конференции  «Вопросы  комплексной  переработки  сырья  Казахстана»  РГП 
«Национальный  центр  по  комплексной  переработке  минерального  сырья    Республики  Казахстан». 
Алматы, 2003, с.326-329. 
 
 
УДК 669.15-198 
 
ПОЛУПРОМЫШЛЕННАЯ АПРОБАЦИЯ ПЛАВКИ ОБОРОТНЫХ ОТХОДОВ 
ПРОИЗВОДСТВА ФЕРРОСПЛАВОВ В УСЛОВИЯХ АО «КАЗХРОМ» АКСУСКОГО 
ЗАВОДА ФЕРРОСПЛАВОВ 
 
Зобнин Н.Н., Колесников А.С., Дуйсебаев Ш.Е, Карымбаева М.П.,  
Сыбанов Ш.С., Досмаханбет Н.Т. 
ЮКГУ им. М.Ауэзова, Шымкент, Казахстан 
 
Резюме 
В  настоящей  статье  приведены  результаты  целенаправленных  систематических  исследований  по 
переработке  оборотных  отходов  ферросплавного  производства  в  условиях  АО  «Казхром»  на  примере 
оборотных  отходов,  производства  углеродистого  феррохрома  в  полупромышленных  масштабах  на  печи 
мощностью 1,2 МВА. Установлено, что оптимальные условия ведения процесса переплава ХМК в условиях 
АЗФ  следующие:  показатель  MgO/  (SiO
2 
+  Al
2
O
3
)  =  0,95,  кратность  шлака  1,1,  температура  шлака  на 
выпуске 1850-1860
0
С. 
 
Түйін 
Берілген мақалада  пеште  қуаттылығы 1,2МВА жартылай ӛндірісті қайтымды қалдық  негізіндегі 
АО  «Казхром»  шартында  ферроқорытпа  ӛндірісінің  қайтымды  қалдықтарын  қайта  ӛңдеу  бойынша 
мақсатқа  сай  жүйелі  зерттеу  нәтижесі  келтірілген.  ХМК  қайта  балқытуды  жүргізу  процесінің 
оптималды  шарттары  оАФЗ  шартында  келесідей  орнатылған:    MgO/  (SiO
2 
+  Al
2
O
3
)  =  0,95,    шлактың 
қатынасы 1,1, шлакты шығару кезіндегі температурасы 1850-1860
0
С.  
 
Одной  из  наиболее  острых  проблем  на  АО  «Казхром»  является  проблема  переработки  так 
называемых  оборотных  отходов  производства.  К  таким  отходам относятся корки,  образующиеся 
при  чистке  разливочных  ковшей,  продукты,  образующиеся  при  скачивании  шлака,  мелкие 
фракции металла, образующиеся при дроблении и фракционировании готового металла, сплески с 
ковшей,  аспирационные  пыли  из  систем  газоочистки,  технологический  мусор,  собранный  с 
полигона  при  аварийных  выпусках  и  т.д.  В  таблице  1  представлены  химические  анализы 
нескольких  типов  оборотных  отходов,  образующихся  в  цехе  №6  при  выплавке  углеродистого 
феррохрома. 

162 
 
 
           Таблица 1-Химический состав оборотных отходов, образующихся при выплавке 
углеродистого феррохрома в цехе № 6 Аксуского завода ферросплавов 
 
материал 
Химический состав, % 
SiO
2
 
CaO 
MgO 
Al
2
O
3
 
Cr
2
O
3
 
Cr
мет
 
ХМК
*
 
фр. 
0-5 мм 
12,49 
0,85 
9,94 
4,7 
4,96 
46,7 
ХМК
*
 
фр. 
5-30 мм 
34,42 
0,7 
38,15 
13,0 
8,14 
3,18 
 
*
ХМК – хромитовый металлоконцентрат  
По существующей сейчас на АО «Казхром» схеме переработки оборотные отходы дробятся, 
фракционируются, подвергаются сепарации и усредняются в цехе переработки шлаков. Хранение 
оборотных  отходов  осуществляется  на  шлакоотвале,  причем  отходы  классифицируют  по 
принципу концентрации в них ценных, извлекаемых компонентов. По мере накопления отходов их 
добавляют  в  шихту  при  выплавке ферросплавов. Однако  отходы  в  большинстве  своем  содержат 
значительную  долю  металлической  фазы.  Это  приводит  к  резкому  снижению  электрического 
сопротивления  шихты,  подъему  электродов  и  ухудшению  технико-экономических  показателей 
плавки. 
Одним из решений данной проблемы является переплав в специально предназначенной для 
этих целей печи. В период с ноября 2003 по июль 2004 года в экспериментально-плавильном цехе 
(ЭПЦ)  инженерно-инновационного  центра  АО  «Казхром»  проводились  систематические 
исследования  по  разработке  технологии  использования  хромового  металлоконцентрата  на  печи 
мощностью 1,2 МВА. Плавки проводились периодически, в печь загружалась колоша шихтовых 
материалов  и  полностью  проплавлялась.  По  ходу  плавки  во  избежание  перегрузок  по  току 
устанавливалась минимальная ступень вторичного напряжения. При этом cos   составлял 0,5-0,6. 
В  начале  плавки  электроды  погружались  в  шихту,  но  по  мере  проплавления  расплавленный 
материал  заливал  колошник,  а  токовая  нагрузка  становилась  не  стабильной.  В  связи  с  этим 
электроды  приходилось  поднимать,  по  мере  надобности  наводить  теплоизолирующий  шлак  и 
далее вести прогрев открытыми дугами до полного расплавления. Полученные жидкие металл и 
шлак выпускались в изложницу, заправленную дробленым феррохромом. Далее цикл повторялся. 
Основные  показатели  переплава  ХМК  по  месяцам  представлены  в  таблице  2.  Первоначально 
(ноябрь, декабрь 03) в колошу вводили хромовую руду, кокс в качестве восстановителя и известь в 
качестве  флюса  для  получения  более  жидкоподвижных  шлаков.  Предполагалось,  что  введение 
хромовой руды позволит повысить электрическое сопротивление и за счет этого перейти на более 
высокую  ступень  вторичного  напряжения,  а  также  перейти  от  периодического  процесса  к 
непрерывному  с  погруженными  в  шихту  электродами.  Однако  этого  достичь  не  удалось,  расход 
электроэнергии был завышенный, поэтому было принято решение убрать из состава колоши руду 
и  оставить  только  ХМК  с  добавлением  флюса.  В  целях  увеличения  выхода  металла  был 
произведен рассев ХМК на фракции 0-5 и 5-30 мм. Для плавки использовалась фракция 0-5 мм, 
т.к. она содержала большую часть металлического хрома. Плавки в таком режиме начали в январе 
04. Как показали первые результаты, кратность шлака составляла 0,1-0,2. Процесс сопровождался 
большим  перерасходом  электроэнергии,  металл  переохлаждался,  наблюдались  короткие 
замыкания  через шихту.  Примеси  в  металле  были  выше  нормы,  поэтому  было  принято решение 
ввести  в  шихту  шлаковый  щебень  для  наведения  высокоосновного  шлака.  Шлак  обеспечил 
надежную  теплоизоляцию  жидкого  металла  и  достаточную  температуру.  После  введения  щебня 
ход  печи  нормализовался,  вредные  примеси  пришли  в  норму.  Удельный  расход  ХМК  в  январе 
наименьший на весь отчетный период, но это только лишь за счет использования более богатой по 
металлу  фракции  ХМК  0-5  мм.  Постепенно  в  течение  января  –  марта  фракция  5-30  мм.  была 
возвращена  в  плавку.  По  мере  увеличения  доли  фракции  5-30  мм.  снижался  удельный  расход 
электроэнергии  и  появилась  возможность  снизить  расход  щебня,  т.к.  шлаковая  часть  в 
достаточных  количествах  вводилась  с  ХМК  мелкой  фракции.  В  апреле  04  проводилось 
дальнейшее  увеличение  доли  фракции  5-30  ХМК.  При  этом  содержание  металлической  части 
составило  20-30%  и  увеличилось  количество  шлака,  но  показатели  плавки  начали  резко 
ухудшаться,  вероятно,  из-за  того,  что  потребовалось  дополнительное  тепло  для  расплавления 
избыточного  шлака.  Далее  в  мае-июле  04  года  был  возвращен  прежний  расход  мелкой  фракции 

163 
 
ХМК 0-5 мм при которых достигнуты наилучшие показатели, наблюдаемые последние три месяца. 
Оптимальное соотношение фракций ХМК 0-5 и 5-30 мм составляет 1:1, доля металла в шихте 35-
40%.  Учитывая  то,  что  в  металлической  части  содержание  хрома  в  среднем  70%  доля 
металлической части в смеси фракций составляет 35-40%, а доля шлаковой части соответственно 
60-65%. Приводя составляющие шлака к 100%, получаем расчетное значение химического состава 
конечного  шлака.  Расчетный  и  средний  фактический  химический  состав  шлака  представлен  в 
таблице 3. 
                                                                                                                                                     
Таблица 2-Динамика показателей процесса переработки хромитового металлоконцентрата (ХМК) 
 
месяц 
Удельный расход 
Cr-
руда, 
кг/т 
Кокс 
кг/т 
ХМК, 
кг/т 
Известь, 
кг/т 
Эл. 
энергия, 
кВт*ч/т 
Электродная 
масса, кг/т 
Щебень  5-
20 мм, кг/т 
11.2003 
139 
16 
2375 
79 
3852 
39,6 
0 
12.2003 
86 
14 
2132 
61 
3157 
29,5 
0 
01.2004 
0 
0 
1858 
78 
3771 
31,4 
387 
02.2004 
0 
0 
2182 
0 
3438 
14,5 
287 
03.2004 
0 
13 
2112 
31 
2536 
30,9 
46 
04.2004 
0 
0 
3116 
0 
3292 
22,6 
0 
05.2004 
0 
0 
2152 
0 
2424 
27,0 
0 
06.2004 
0 
7 
2049 
0 
2476 
35,0 
0 
07.2004 
0 
0 
2182 
0 
2685 
27,1 
0 
 
Таблица  3-Расчетный  и  средний  экспериментальный  химический  состав  шлака,  образующегося 
при переплаве оборотных отходов 
 
материал 
Химический состав, % 
SiO
2
 
CaO 
MgO 
Al
2
O
3
 
Cr
2
O
3
 
Расчет. 
36,8 
1,21 
37,7 
13,9 
10,28 
Факт. 
35,02 
0,85 
42,32 
13,5 
5,76 
 
 
Как  видно  из  сопоставления  химических  составов  конечных  шлаков  расчетного  и 
фактического  следует  отметить,  что  фактически  содержание  оксида  хрома  в  шлаке  в  два  раза 
ниже, чем по расчету, а содержание оксида магния фактически на 4-5% выше, чем по расчету. Из 
этого  можно  сделать  вывод,  что  довосстановление  хрома  из  шлаковой  части  шихты  составляет 
около 50% за счет углерода электродной массы, а насыщение шлака оксидом магния происходит 
за  счет  разъедания  футеровки  печи  шлаком  с  высоким  содержанием  оксида  кремния.  Для 
устранения  перерасхода  электродной  массы  и  увеличения  срока  службы  футеровки  при 
дальнейшем  совершенствовании  технологии  переплава  ХМК  было  предложено  ввести  в  шихту 
дополнительно  кокс.  Расход  кокса  определяли  исходя  из  50-го  восстановления  оксида  хрома,  и 
молотый бой магнезитового кирпича, исходя из необходимости доведения концентрации MgO до 
42-43%. Для существующих условий АЗФ на колошу 2500 кг смеси ХМК фракций 0-5 и 5-30 мм 
необходимо вводить 100 кг магнезитового боя и 28-30 кг кокса. 
Как  показали  проведенные  исследования,  результаты  процесса  переплава  ХМК  зависят  от 
основности  конечного  шлака  и  кратности  шлака.  Поэтому  при  изменении  химического  состава 
фракций  0-5  и  5-30  ХМК  их  оптимальное  соотношение  может  измениться.  Следовательно, 
соотношение фракций не определяющий показатель. Более важны величины:  
1) концентрации СаО в шлаке, находящейся на уровне 1%;  
2) отношения MgO/ (SiO
2 
+ Al
2
O
3
) равной сейчас 0,82; 
3) кратности шлака составляющая на сегодняшний день около 1. 
 
В  течение  августа  2004  в  ЭПЦ  проводились  работы  по  дальнейшему  изучению  влияния 
основности  и  кратности  шлака  на  показатели  плавки  с  целью  поиска  наиболее  оптимального 
варианта.  Варьировали  отношение  MgO/  (SiO
2 
+  Al
2
O
3
)  от  0,8  до  1,2  путем  введения  в  шихту 
плавки  магнезитового  кирпича  при  фиксированной  кратности  шлака  около  1.  Одновременно 

164 
 
проводили  добавку  в  шихту  коксового  орешка  из  расчета  восстановления  хрома  из  оборотных 
отходов от 50 до 100% (рисунок 2). При этом производили замеры температуры металла и шлака 
на выпуске при помощи оптического пирометра. Результаты этих исследований представлены на 
рисунке 1. Как видно из рисунка с увеличением отношения MgO/ (SiO
2 
+ Al
2
O
3
) до 0,95 снижается 
расход  электроэнергии  на  физическую  тонну  металла.  При  большем  отношении  MgO/  (SiO
2 
+ 
Al
2
O
3
)  шлак  становиться  слишком  вязкий,  плохо  выходит  из  печи,  не  полностью  отделяется  от 
металла,  наблюдаются  большие  потери  с  корольками.  Температура  полученного  шлака 
увеличивалась  и  при  оптимуме  составляла  1850-1860
0
С.  Таким  образом,  помимо  химического 
состава шлака для оперативной корректировки состава шихты можно использовать температуры 
шлака  на  выпуске.  Низкая  температура  (ниже  1850-1860
0
С)  будет  свидетельствовать  о 
необходимости  введения  боя  магнезитового  кирпича.  Результаты  исследования  влияния  расхода 
кокса на степень извлечения оксида хрома из оборотных отходов представлены на рисунке 2. Как 
видно  из  представленных  результатов,  вводить  кокс  в  состав  шихты  при  переплаве  оборотных 
отходов  целесообразно  исходя  из  расчета  50-55%-го  восстановления  оксида  хрома.  Дальнейшее 
увеличение расхода кокса не эффективно, т.к. не обеспечивает роста извлечения хрома из шлака. 
Также  варьировали  кратность  шлака  путем  введения  дополнительного  щебня  от  0,9  до  1,5  при 
оптимальном отношении MgO/ (SiO
2 
+ Al
2
O
3
) равном 0,95. Результаты исследования представлены 
на  рисунке  3.  Как  видно  из  результатов  исследования  оптимальная  кратность  шлака  составляет 
1,1.  

жүктеу/скачать 9,36 Mb.

Достарыңызбен бөлісу: