Спосіб одержання металізованого продукту із залізооксидного сировинного матеріалу, що забруднений домішками

1. Спосіб одержання металізованого продукту із залізооксидного сировинного матеріалу, що забруднений домішками, який включає змішування порошковидних залізооксидної сировини, вуглецевмісного відновника та десульфатора, з наступним нагрівом порошковидної суміші, який відрізняється тим, що до компонентів суміші додають сульфатну добавку і відходи нафтопродуктів, а нагрів порошковидної суміші виконують до утворення металізованого продукту. 2. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що залізооксидну сировину обробляють в присутності C2 2 94360 1 3 діаметром 5м та довжиною 120м (Болгарія) з продуктивністю до 125т/годину, а також печі меншого діаметру (2,2-3,6м) та довжиною 30-52м, з продуктивністю 25-45т/годину (РФ, Болгарія, Чехія, Угорщина та ін.). Шахтні печі для випалу в ступінчастосуспендованому стані (РФ, Швеція, Канада та ін.) мають меншу продуктивність, а печі "киплячого шару" (Італія) дозволяють переробляти сировину в кількості до 400т/годину. При цьому температура випалу коливається від 600 до 1000°С, а вміст заліза у випаленому матеріалі - від 30 до 51%. При вмісті заліза у початковому сировинному матеріалі 49,5% (Канада) отримують випалений продукт, що містить до 66% заліза [Доменное производство. Справочник, т.1. Подготовка руд и доменный процесс. Под ред. Вегмана Б. В., Москва: Металлургия, 1989, стр.112]. Недоліком відомих способів є те, що у збагачених, випалених у відновних умовах, вуглецевовміщуючих матеріалах вміст заліза не перевищує 66%, причому тільки невелика частина заліза знаходиться у вигляді металу, а решта його маси представлена вюститом (FeO) або магнетитом (Fe3O4), вміст миш'яку досягає 0,1%, фосфору 0,25%, сірки - 0,1%. Відомий спосіб отримання металізованого продукту з низькосортних, забруднених фосфором й миш’яком, залізних руд відновним випалом з наступною гідрометалургійною обробкою розчинами лугу й кислоти і пірометалургійним виробництвом металізованого продукту, який містить до 79,6% заліза, до 0,04% As та до 0,13% Ρ [Патент України на винахід №87951, кл. С22В1/71, опублікований 25.08.2009]. До недоліків відомого способу відносяться складність технологічного процесу та отримання кінцевого продукту з відносно низьким вмістом Fe (79,6%). Найбільш близьким, за технічною сутністю, до способу, що заявляється, є спосіб отримання металізованого продукту, вміщуючого шматки заліза з вмістом вуглецю більше 2,14мас.%, тобто гранульованого чавуну, в печі з порошковидної суміші концентрату залізної руди та відновлювача (кокс або вугілля) на подовому елементі й пристрій для його виконання. При цьому концентрат залізної руди містить до 69,4% Fe та забруднений SiO2 (1,75%), Аl2О3 (0,49%), СаО (0,45%), а вуглецевовміщуючий відновник - домішками сірки, вміст якої в коксі може досягати 1%, а у вугіллі - 2%. Крім того, вуглецевовміщуючі відновники можуть вміщувати фосфор та миш'як (до 0,1-0,2%). Порошковидну суміш залізовміщуючої сировини й відновника з добавкою десульфатора [СаСО3, СаО, СаСl2, CaMg(CO3)2, Na2CO3] нагрівають на подовому елементі, що покритий шаром активатору сходу металізованого продукту - гранульованого чавуну (звичайно активатором є порошок MgO), до температури 1350-1550°С, до розплавлений утвореного металу у вигляді шматків навуглероженого заліза (гранульованого чавуну) та шлаку, охолоджують, подрібнюють й розділяють метал та шлак, наприклад, магнітною сепарацією. Пропонується також переплавляти гранульований чавун. Максимальний вміст заліза в окремому шматку чавуну 94360 4 склав 96,39% [Патент РФ на винахід №2194771, кл. С21В13/10, опублікований 20.12.2002]. Недоліками відомого способу є складність технологічного процесу з використанням складного пристрою, який постачений великою кількістю елементів, що рухаються, необхідність постійної ізоляції поду, та елементів, що рухаються, від прилипання розплаву, за допомогою спеціального активатору сходу металізованого продукту - порошку MgO, що ускладнює та здорожчує процес; відсутність надійних гарантій промислового здійснення процесу за результатами лабораторних дослідів та якості отриманого продукту, відомостей про його вихід (% переходу Fe з початкової сировини у чавун) та відомостей про результати переробки низькоякісної залізовміщуючої сировини. У прототипі описаний тільки приклад відновлення багатого на залізо концентрату з низьким вмістом домішок у лабораторній печі в одному подовому елементі розміром 100×100×40мм з отриманням окремих шматків чавуну. При цьому приведений аналіз окремого шматка чавуну, у той час, коли за технологією, шматки чавуну злипаються і обов'язково оклюдують шлак, який потім магнітною сепарацією повністю відділити від металу не вдається. Це повинно приводити до зниження концентрації Fe та його виходу в металізований продукт. Якщо ж отриманий металізований продукт подрібнювати до тонкого порошку, то це призводить до значних витрат на помел, окислення частини металу до оксидів, що також знижує вихід металу та робить спосіб нерентабельним. Крім того, в описі прототипу рекламується тільки пристрій для безперервного виконання способу. З приведених даних видно, що спосіб за прототипом ненадійний у роботі при високих температурах (до 1550°С) через значну кількість елементів, що рухаються, та через значну собівартість виготовлення устаткування. З опису прототипу невідома можливість використання способу для високоефективної переробки залізної руди або відходів низької якості з високим вмістом домішок, можливість ефективного видалення сірки та інших домішок. У зв’язку з цим, авторами способу, що заявляється, була проведена перевірка способу за прототипом, для низькоякісної руди наступного складу (мас.%): Fe=29,8; Μn=0,4; SiO2=41,4; Аl2О3=8,8; CaO=1,9; S=0,05; Ρ=1,05; As=0,09; V=0,01. Руду подрібнювали до розміру частинок мінус 35мкм. Коксик, що містив 0,04% As, 0,08% Ρ та 0,26% S, подрібнювали до розміру частинок мінус 50мкм. Порошковидну суміш у співвідношенні руда:коксик=77:23 нагрівали з десульфатором до 1400°С, витримували протягом 50 хвилин та охолоджували. Масу металізованого продукту подрібнили та піддали магнітній сепарації. Отримали 57% металізованої фази, що містить (мас.%): Fe=71,3; SiO2=12,6; Аl2О3=7,4; CaO=2,1; S=0,02; Ρ=2,1; As=0,19; V=0,02. Висновок з цих даних: відомий спосіб неефективний для залізних руд й відходів з низьким вмістом заліза, при наявності у руді домішок SiO2, Аl2О3, Ρ та As. Крім того, брали концентрат залізної руди, що містить (мас.%): Fe=61,2; SiO2=14,4; Аl2О3=0,83; CaO=0,25; S=0,11; Ρ=0,02. Порошок залізної руди з розміром части 5 нок мінус 75мкм змішували з коксиком з розміром частинок мінус 50мкм, та у співвідношенні 77:23. Суміш порошків нагрівали до 1350 С, витримували протягом 50 хвилин, охолоджували металізований продукт, подрібнювали й піддавали магнітній сепарації, отримали магнітну фракцію металізованого продукту з виходом 60,7% та вмістом (мас.%): Fe=78,3; SiO2=7,1; Ρ=0,02; S=0,06. З цих даних виходить, що у прототипі навіть при відносно високому вмісті заліза у початковій руді, але при значному вмісті в ній домішок кремнезему, не забезпечується висока ступінь виділення достатньо чистого чавуну в металізований продукт. В основу винаходу поставлене завдання удосконалення способу отримання металізованого продукту із залізооксидного сировинного матеріалу, що забруднений домішками, в якому доданням до компонентів суміші сульфатної добавки й відходів нафтопродуктів, нагрівом порошковидно!' суміші до високих температур, забезпечують отримання металізованого продукту, у т.ч. й з низькоякісного залізооксидного матеріалу, з високим виходом та вмістом заліза у металізованому продукті й низьким вмістом забруднюючих метал, домішок, цим забезпечується спрощення способу й устаткування для його виконання, підвищення надійності та рентабельності, зниження собівартості. Поставлене завдання вирішується тим, що в способі отримання металізованого продукту із залізооксидного сировинного матеріалу, що забруднений домішками, який включає змішування порошковидних залізооксидної сировини, вуглецевовміщуючого відновника та десульфатора, з наступним нагрівом порошковидно!' суміші до утворення металізованого продукту (гранульованого чавуну), згідно з винаходом передбачені наступні відміни: - до компонентів суміші додають сульфатну добавку й відходи нафтопродуктів; - нагрів порошковидної суміші виконують до утворення металізованого продукту (гранульованого чавуну). Крім того, залізооксидну сировину обробляють в присутності води сульфатами заліза, які беруть в кількості не більше 1%, до отримання порошковидної суміші; вуглецевміщуючий відновник обробляють до отримання порошковидної суміші висококиплячим нафтопродуктом, наприклад, маслом, мазутом, кам'яновугільною смолою або відходами виробництва, наприклад, замасленою залізною окалиною, замасленою глиною, що узята у кількості, в перерахунку на нафтопродукт, не менше 1% від маси сировини; в якості десульфатора беруть порошок кальциту, крейди або доломіту, які оброблені в присутності води кухонною сіллю або бішофітом, що узяті в кількості 5-15% від маси десульфатора, до отримання порошковидної суміші; порошковидну суміш попередньо нагрівають до температури 660-700°С в окислювальній атмосфері, а при температурі, яка вища за 700°С - у відновній атмосфері, до утворення металізованого продукту, який охолоджують розчином кухонної солі до утворення порошковидного матеріалу. Спосіб виконують наступним чином: 94360 6 Залізооксидну сировину (залізну руду, окалину, металургійні шлами) подрібнюють разом із сульфатами заліза у зволоженому стані до рівня, що забезпечує отримання порошковидного матеріалу (вологість 5-15%), до переважного розміру частинок не більше 35-75мкм. Вуглецевовміщуючий матеріал (коксик, кам’яне або буре вугілля), переважно у вигляді дріб’язку, подрібнюють разом з висококиплячим нафтопродуктом (мазут) або матеріалом, що містить нафтопродукт (замаслена прокатна окалина, замаслена глина) до переважного розміру частинок менше ніж 50мкм. Нафтопродукт додають з розрахунку не менше 1% від маси залізооксидної сировини. Десульфатор подрібнюють у присутності концентрованого (насиченого) розчину кухонної солі або бішофіту до переважного розміру частинок порошку менше ніж 5075мкм, забезпечуючи умову отримання порошковидного подрібненого матеріалу. Кухонну сіль або бішофіт додають переважно у кількості 5-15% від маси десульфатора, який звичайно додають до порошковидної суміші в кількості 3-5% від маси залізооксидної сировини. Модифіковану сульфатами заліза залізооксидну сировину нагрівають у повітряній атмосфері або атмосфері топкових газів, які містять надлишок кисню, до температури 660-700°С, витримуючи протягом 30-60 хвилин, після чого змішують з вуглецевовміщуючим відновником та десульфатором, гранули чавуну (краплі) у слабо спеченій пустій породі. Співвідношення залізооксидної сировини й вуглецевовміщуючого відновника підтримують таким, щоб вуглецю було достатньо для повного відновлення окислів заліза та насичення металу вуглецем, переважно до його вмісту 3,0-3,5% та до розплавлення металізованого продукту у вигляді крапель. Утворений металізований продукт змішують з насиченим розчином кухонної солі, до охолодження металізованого продукту нижче 600°С та утворення порошковидного матеріалу, який подрібнюють для відділення частинок металу від пустої породи гравітаційною або магнітною сепарацією. Оптимальна технологія виконання способу залежить від конструкції пічного агрегату, в якому проводять процес. Так, при виконанні способу в обертових печах, до них безперервно подається оброблена сульфатами заліза залізооксидна сировина й випалюється в окислювальній атмосфері при температурі 660-700°С. Випалений матеріал змішують з обробленими нафтопродуктами, вуглецевим відновником й модифікованим кухонною сіллю або бішофітом десульфатором, які попередньо підігрівають топковими газами до температури 200-300°С. Змішування й наступний випал суміші, що нагріта до 700°С, у відновній атмосфері при температурі утворення металізованого продукту (гранульованого чавуну) виконують безперервно в іншій обертовій печі, після чого випалений матеріал вивантажується з подачею охолоджуючого розчину кухонної солі або бішофіту до обертового барабану, звідки металізований продукт надходить на подрібнення та сепарацію. При виконанні способу у багатоподових печах, на верхніх подах печі забезпечується окислюваль 7 на атмосфера топкових газів під час випалу обробленої сульфатами заліза залізооксидної сировини. Після уведення в суміш обробленого нафтопродуктами вуглецевого відновника та обробленого кухонною сіллю або бішофітом десульфатору, забезпечується відновна атмосфера у печі. При виконанні способу в тиглях, що встановлені на вагонетках, на дно тиглів завантажують десульфатор, потім вуглецевий відновник, а потім -верхній шар залізооксидного матеріалу. При випалі шихти в атмосфері топкових газів до температури 660-700°С, окислювальні умови способу забезпечуються за рахунок виділення з шихти пари Н2О, SO2, SO3 при розкладанні сульфатів, а також кисню топкових газів. При підвищенні температури до 700-900°С газовидні СО та СО2, що виділяються, від розкладання десульфатора й відновлення оксидів заліза вуглецем сприяють перемішуванню компонентів шихти за принципом "киплячого шару" та створенню відновної атмосфери у шарі шихти. Отримані заявленим способом металізований продукт й відходи пустої породи можуть піддаватися подальшій переробці. Металізований продукт переплавляють під шаром флюсу або шлаку в конвертерах, з отриманням сталі, або у чавуновозах - з отриманням більш чистого переплавленого чавуну. Пуста порода може містити фосфор, який перейшов до неї з фосфоровміщуючої руди, а також рідкісні й кольорові метали, що витягаються гідрометалургійними способами. Відміни, які передбачені винаходом, що заявляється, обумовлені наступними обставинами: 1. Обробка залізооксидної сировини сульфатами заліза сприяє, як було встановлено авторами винаходу, що заявляється, частковому видаленню домішок миш’яку й сірки, а також перетворенню фосфатовміщуючих з’єднань з кристалічних в аморфні наноструктуровані з’єднання, які більш повно перетворюються в умовах наступного відновного випалу. Це зв’язано з тим, що при уведенні у залізооксидну сировину сульфатів заліза протікають наступні реакції: 4FeSO4+О2=Fe2(SO4)3+Fe2O3+SO3 (1) Сульфат тривалентного заліза, при температурі вище 600°С, починає активно розкладатися з більшою інтенсивністю за реакцією: Fe2(SO4)3=Fe2O3+SO3 (2) При цьому, сульфіди заліза й миш'яку, що містяться в початковій залізооксидній сировині, перетворюються за реакціями: As2S3+SO3+4О2=As2O3+4SO2 (3) 2FeAs2+3SO3+3O2=2As2O3+3SO2+Fe2O3 (4) Сумарні реакції процесу представлені у вигляді: 3As2S3+Fe2(SO4)3+12О2=3As2O3+Fe2O3+12SO2 (5) 2FeAs2+Fe(SO4)3+3O2=2As2O3+2Fe2O3+3SO2 (6) При наявності окислів марганцю у сировині, при температурі нижчою за 700°С, вони взаємодіють із сульфатами заліза, а при 700°С та вище, сульфати марганцю розкладаються у відновних умовах. Попереднє змішування сульфатів заліза у зволоженому стані із залізооксидним матеріалом в кількості до 1% від маси залізооксидного матеріа 94360 8 лу, для запобігання попадання сірки у кінцевий продукт у процесі подрібнення останнього, приводить до рівномірного розподілу сульфатів у структурі матеріалу, який, у випадку використання низькоякісних руд осадового походження, має аморфну будову, що обумовлене наявністю наночасток гідратованих оксидів заліза та домішок алюмосилікатів, звичайно представлених глинистою речовиною феримонтморилоніту. В процесі нагріву такого матеріалу, що імпрегнований сульфатами заліза, останні починають розкладатися вже при температурі, яка вища за 275°С. Утворені при цьому газовидні Н2О та SO3 утворюють сірчану кислоту, яка сприяє мінералізації аморфних наноструктур з частинок оксидів заліза, з їх переходом в більш компактний стан та відділенню від домішок кварцу й алюмосилікатів. Це сприяє у подальшому, в умовах відновного випалу реакційної суміші, утворенню окремих більш крупних частинок металізованої фази. 2. Обробка вуглецевовміщуючого відновника нафтопродуктом у процесі змішування також сприяє рівномірному розподілу гідрофобної добавки в зернах відновника. При наступному нагріві відновника в складі реакційної суміші, газовидні нафтопродукти взаємодіють з домішками сірки, яка міститься у відновнику, та її видаленню з нього у газову фазу у вигляді сірководню, який потім окислюється. Це запобігає попаданню сірки у метал в умовах високотемпературного відновлення оксидів заліза твердим вуглецем та його моноокислом. Крім того, нафтопродукти в кількості більше 1%, повністю модифікують, у процесі відновного випалу порошковидної суміші, поверхню ліофільних високодисперсних домішок кварцу й алюмосилікатів ліофобним наношаром вуглецю, який утворюється в результаті процесу каталітичної термодеструкції нафтопродуктів, що сприяє у подальшому більш ефективному розділенню утвореного металізованого продукту й домішок. 3. Обробка десульфатору концентрованим розчином кухонної солі або бішофітом сприяє більш ефективному зв'язуванню миш’яку, фосфору й сірки при високих температурах за рахунок реакцій на поверхні десульфатора: (7) СаСО3+2NaClСаСl2+Na2CO3 (8) СаСО3+MgCl2СаСl2+MgO+СО2 Na2CO3+SO2+5С=Na2S+5СО (9) СаСl2+Na2S=CaS+2NaCl (10) 2MgO+2SO2+5C=MgS+6CO (11) Na2CO3+Ca3(PO4)2+С=2NaCaPO4+CaO+2CO (12) Na2CO3+As2O3+С=2NaAsO2+2CO (13) 4. Обробка металізованого продукту насиченим розчином солі приводить до його швидкого охолодження до температури нижче 600°С, що, як було встановлено авторами винаходу, сприяє руйнуванню спеку з утворенням сипучого матеріалу, в якому частинки металічної фази при охолодженні не встигають оклюдовувати домішки, які потім легко відділяються від металу під час сепарації. Крім того, наявність NaCl, при охолодженні в інтервалі 1300-800°С, сприяє більш повному протіканню реакцій десульфації та утворенню розчинних форм фосфатів, які можуть бути потім відділені від пустої породи вилуговуванням, з наступним 9 отриманням концентрованих фосфорних солей, а також з" єднань ванадію та інших легіруючих та кольорових металів. Далі приводяться приклади виконання способу. Приклад 1 Руду Керченського родовища, яка має хімічний склад (мас.%): (Fe+Μn)=51,4; SiO2=7,2; Аl2О3=4,1; CaO=2,6; As=0,44; Ρ=0,61; S=0,26; V=0,01, в кількості 200г, змішували з 10см3 розчину сульфату заліза, що містить, у перерахунку на суху речовину, 2г Fe2(SO4)3. Суміш подрібнювали до розміру частинок менше ніж 75мкм та насипали на дно керамічного тиглю. Подрібнювали 40г коксику до розміру частинок менше ніж 50мкм, до якого додавали 4г відпрацьованого машинного масла. Порошок коксику насипали на шар залізної руди. Подрібнювали 10г вапняку у суміші з 1,5г NaCl, розчиненого у 3см3 води. Порошок десульфатора насипали на шар коксику. Встановили тігель у піч й нагрівали протягом 1 години до температури 700°С. У процесі нагріву гази, що виділяються в інтервалі температур 600-700°С, створюють ефект "киплячого шару", що приводить до перемішування шарів порошків залізооксидної руди, коксику й десульфатора. При нагріві до температури, вищої за 700°С, у печі підтримували відновні умови, а в утвореній суміші проходили процеси відновлення Fe2O3 у Fe3O4 до температури 850-900°С, причому десульфатор, що покритий шаром NaCl, практично не брав участі у процесі поглинання SO2 та Аl2О3, які частково відходили у газову фазу. При температурі вищої за 900°С відбувався процес утворення FeO з Fe3O4, а також процес утворення Na2CO3 з NaCl на поверхні вапняка, що сприяє поглинанню ним залишків оксидів сірки та миш’яку, а при температурі, вищої за 1000°С - також п’ятиокису фосфору. Утворені гази сприяли перемішуванню порошковидної суміші, що запобігало її спіканню. При нагріві печі від 700°С до 1250°С протягом 1 години завершувалися процеси утворення вюститу (FeO) та починався його перехід у Fe з одночасним розчиненням у ньому вуглецю. Утворені краплі аустеніту ізолювалися частинками домішок глини, що навуглецьована продуктами терморозкладу масла при температурі 500-700°С. Цей процес також перешкоджав розчиненню фосфору у залізі, який у присутності СаСО3, кремнезему, Na2CO3 й NaCl зв’язувався десульфатором у формі натрійкальцій-силікофосфатів. Після витримки порошку при температурі 1250°С протягом 15 хвилин, утворений металізований продукт швидко охолоджували насиченим розчином NaCl при температурі нижчої за 600°С з отриманням розсипчастої маси. Після охолодження порошкову суміш піддавали перемішуванню у барабані кульового млина для відділення чисто металевих гранул чавуну від пустої породи з домішком металізованого вюститу, який піддавали магнітній сепарації. Отримали 74г сферичних частинок металізованої фази (гранульованого чавуну) з розміром сфер від 0,5 до 4,0мм (фракція №1), 34г проміжної вюститометалевої фази з розміром частинок 0,5-0,1мм з оклюдованою пустою породою (фракція №2) та 94360 10 81г пустої породи (фракція №3). Фракція №1 вміщувала (мас.%): (Fe+Μn)=94,3; С=3,02; As=0,08; Ρ=0,09; S=0,01. Вихід металізованої фази - 67,5%. Фракція №2 вміщувала (мас.%): (Fe+Μn)=62,12; As=0,12; Ρ=0,18; S=0,02. Вихід металізованої фази 21,1%. Фракція №3 вміщувала (мас.%): (Fe+Μn)=15,39; SiO2=57,81; Аl2О3=9,16; CaO=9,13; As=0,38; Ρ=1,11; S=0,51. Приклад 2 Спосіб виконували аналогічно прикладу 1, але з наступними відмінами: порошковидні суміші модифікованих залізооксидного матеріалу, коксику й десульфатора змішували, поміщали на під тигля з кришкою. Тигель встановлювали у піч при температурі 20°С, піч розігрівали протягом 1 години до температури 700°С в атмосфері газів, що утворюються при окислюванні вугілля, яке поміщене у піч в іншому тиглі. Розігрівали піч у відновних умовах від 700°С до 1300°С протягом 1,5 години та витримували при температурі 1300°С протягом 15 хвилин. Після охолодження отриманого металізованого продукту розчином кухонної солі та його подрібнення, відділили на ситі сферичні гранули чавуну й фракцію пустої породи з розміром частинок менше ніж 0,25мм. Отримали металізований продукт з виходом 81,5%, який містить (мас.%): (Fe+Μn)=93,12; С=3,91; As=0,09; Ρ=0,11; S=0,009. Приклад 3 Спосіб виконували аналогічно прикладу 2, але замість NaCl узяли бішофіт в кількості 0,5г у перерахунку на MgCl2. Отримали металізований продукт з виходом 82%, що містить (мас.%): (Fe+Μn)=92,96; С=3,15; As=0,08; Ρ=0,10; S=0,008. Використання в дослідах інших заміщуючих речовин, таких як мазут, кам'яновугільна смола, замаслені відходи виробництва замість масла, а також крейди й доломіту замість вапняку, привело до отримання результатів, аналогічних представленим у дослідах 1-3. Використання запропонованого способу дозволить ефективно переробляти залізні руди й залізооксидні відходи з невисоким вмістом заліза, а також важко розкриваємі залізомарганцеві композиції, які містять високі концентрації фосфору, сірки й миш'яку, що підтверджують приклади 1-3, де з сировини видаляється 80-90% домішок фосфору, сірки й миш'яку, причому вміст металу у металізованому продукті досягає 93-94%. Отриманий металізований продукт може бути використаний для отримання сталі або високоякісного чавуну, без його переробки у доменному процесі. Спосіб має економічні переваги, оскільки виключає застосування більш дорогих соди та вапна, завдяки застосуванню більш дешевих вапняку й кухонної солі, а також відходів сульфатів заліза й нафтопродуктів, причому ступінь очистки від домішок на 10-30% вище, ніж у прототипі. Спосіб є екологічно чистим, тому що з'єднання сірки й миш'яку практично повністю поглинаються високо дисперсним вапняком та утвореним з нього вапном. Спосіб виконується з використанням стандартного устаткування. 11 Комп’ютерна верстка Т. Чепелева 94360 Підписне 12 Тираж 23 прим. Міністерство освіти і науки України Державний департамент інтелектуальної власності, вул. Урицького, 45, м. Київ, МСП, 03680, Україна ДП “Український інститут промислової власності”, вул. Глазунова, 1, м. Київ – 42, 01601