Зміст
"1-3" Вступ ............................................ .................................................. ........... 2
1. Вибір і обгрунтування технологічної схеми ..................................... 3
2. Опис технологічного процесу ............................................... ... 4
3. Розрахунок матеріального балансу плавки .............................................. .. 10
3.1. Розрахунок раціонального складу мідного сировини ............................... 10
3.2. Випал мідних концентратів у киплячому шарі .................................. 11
3.3. Розрахунок матеріального балансу плавки обпаленої концентрату 14
3.3.1. Розрахунок десульфуризації та складу штейну .................................. 14
3.3.2. Розрахунок кількість флюсів для ведення плавки на заданому складі шлаків ........................................ .................................................. .............................. 16
4. Розрахунок теплового балансу плавки .............................................. .......... 19
4.1. Розрахунок горіння природного газу .............................................. ........... 19
4.2. Витрата природного газу і теплової баланс відбивної плавки недогарка 20
5. Конвертування штейнів ................................................ ..................... 24
6. Рафінування міді ................................................ ............................... 26
6.1 Матеріальний баланс вогневого рафінування міді .................... 26
6.2 Електроліз міді ............................................... ...................................... 27
7. Розрахунок наскрізного вилучення міді .............................................. ......... 29
Висновок ................................................. ................................................. 30
Список літератури ................................................ ...................................... 31
Введення
Розвиток металургії міді в останні роки характеризується підвищенням комплексності використання сировини, зростаючими масштабами застосування кисню, створення автоматизованих безперервних виробництв.
Основна кількість міді отримують за стандартною схемою пірометалургійний плавка - конвертація - рафінування, на частку гідометаллургіческого способу доводиться 12-16%.
В останні роки в ряді країн зросла увага до гідрометалургійним способам вилучення міді з втраченого та позабалансового сировини.
Змішані руди переробляють за схемою вилуговування - цементація - флотація.
Проводяться пошуки гідрометалургійної переробки сульфідних мідь містять матеріалів з використанням автоклавного способу, сольового вилуговування, сульфатезаціі.
Значні успіхи досягнуті щодо підвищення комплексності використання сировини за рахунок розширення асортименту продукції, що випускається, організації пиловловлення, більш повного використання сірковмісних газів, а також використання вторинних енергоресурсів.
Отримані досягнення багато в чому пов'язані з широким впровадженням в металургію кисню і природного газу.
В даний час при виробництві міді витягується з сировини більше 15 компонентів і виробляється більше 20 найменувань продукції [1].
1. Вибір і обгрунтування технологічної схеми
Найбільш поширена технологічна схема переробки мідних руд і концентратів обов'язково включає плавку на штейн, і наступне його конвертування. У ряді випадків перед плавкою на штейн проводять окислювальний випал.
Даний концентрат містить 23% міді, тобто є бідною і його попередньо піддають випалу.
Для плавки на штейн вибираємо відбивну піч, тому що вона є надійним, добре освоєним процесом, легко управляється і придатний для переробки сировини в широкому діапазоні його складів.
Отриманий в результаті плавки штейн направляється на конвертування. Отримана після конвертації чорнова мідь піддається вогневому, а потім електролітичному рафінування [3]. лавки на штейн вибираємо відбивну піч, тому що жигу.
2. Опис технологічного процесу
Випаленням називають пірометалургійний процес, що проводиться в інтервалі температур 600-1200 0С з метою зміни хімічного і фазового складу сировини, що переробляється.
Окислювальний випал застосовують підготовчої обробки сульфідних матеріалів перед плавкою з метою часткового або повного перекладу сульфідів в оксиди.
Основним призначенням окисного випалу мідних концентратів перед плавкою на штейн є часткове окислення сульфіду заліза і переведення його в оксидну форму для того, щоб при подальшій плавки недогарка більше заліза перейшло в шлак. Тоді штейн будуть отримані з великим вмістом міді. Кінцевий склад штейну при цьому визначається тим, скільки сірки було видалено при випаленні. Зазвичай ступінь десульфуризації при випалюванні становить 70-75%.
Окислення сульфідів при випалюванні здійснюється при підвищених температурах (700-900 0С). Необхідна для процесу випалу теплота виходить за рахунок екзотермічних реакції окислення сульфідів.
Що виходять в процесі випалу гази містять 6-12% SО2, що дозволяє до 70% сірки вихідного концентрату використовувати для виробництва сірчаної кислоти.
В даний час для випалу мідних концентратів використовують переважно печі киплячого шару.
Характерною особливістю процесів, що протікають в киплячому шарі є те, що кожна частка шихти з усіх сторін омивається газами, завдяки чому ефективно використовується величезна активна поверхня концентрату. Хороший контакт сульфідних частинок з газами зумовлюють високу швидкість протікання реакцій, а отже і високу питому продуктивність печі.
Висока швидкість протікання процесу обумовлює практично повне використання кисню. Це в свою чергу є причиною отримання багатих за змістом SО2 газів.
Для регулювання температури необхідно відводити тепло з шару за допомогою кесонів.
Продування повітря через шар дрібних матеріалів неминуче пов'язане зі значним виносом пилу. Тому печі КС обладнають потужною системою пиловловлювання. Пил є готовим продуктом і об'єднується з недопалком.
Переробка добре термічно підготовленої, ретельно перемішаної шихти призводить до суттєвого збільшення питомої проплавили відбивних печей і зниження витрати палива. Таким чином, включення в технологічну схему процесу випалу дозволяє не тільки керувати складом штейну, зменшити викиди сірчистого ангідриду, знизити витрати на конвертування, але і робить більш економічною саму відбивну плавку.
Велика газонасиченості гарячого недогарка робить його текучим і сильно порошать при перевантаженнях. Виникає завдання герметизації завантаження і зменшення пиловиносу з відбивних печей.
Поверхня ванни при плавці недогарка в більшій своїй частині покрита шаром шихти. Надходить на поверхню ванни теплота сприймається в основному шихтою. При завантаженні недогарка великими порціями через погану його теплопровідності спочатку плавляться і перегріваються тільки поверхневі шари шихти. При завантаженні недогарка малими порціями на поверхню шлаку нагрів його здійснюється частково за рахунок теплоти, акумульованої розплавом. При цьому в поверхневому шарі ванни формується шлаковий розплав, що відповідає середньому їх складу в печі. Таким чином, плавлення недогарка при завантаженні невеликими порціями протікає в більш сприятливих умовах.
При плавці недогарка в газову фазу переходить незначна кількість сірки. У той же час реакція взаємодії вищих оксидів заліза та феритів з сульфідами отримує значний розвиток.
При плавці недогарка основна кількість магнетиту надходить з шихтою і відновлюється на поверхні розплаву, де температура вища. Це обумовлює високий ступінь відновлення магнетиту.
Включення в технологічну схему процесу випалу істотно впливає на поведінку і розподіл цінних супутників. Чим більше ступінь десульфуризації при випалюванні і чим більш багатим виходить штейн, тим більше цинку переходить в шлак.
Переважна частина відбивних печей опалюється мазутом і природним газом або їх сумішшю.
Сутність відбивної плавки полягає в тому, що шихта плавиться за рахунок тепла від спалювання вуглецевого палива в газовому просторі над ванною розплаву в печі з горизонтально розташованим робочим простором (малюнок 1).
Шихту при цьому завантажують на ванну або на укоси вздовж бічних стін печі. Розпечені топкові гази, проходячи над поверхнею ванни і шихти, нагрівають їх, а також стіни і склепіння, і залишають піч, маючи ще порівняно високу температуру.
Теплопередача в печі здійснюється в основному за рахунок лучеиспускания від розпечених стін, склепіння і продуктів згоряння.
Конструктивно відбивна піч складається з фундаменту, стін, пода, склепіння, газоходу, металевого каркаса, пристроїв для завантаження шихти і випуску продуктів плавки, пальників для спалювання палива.
Стіни печей викладають з хромомагнезитового цегли безпосередньо на фундаменті. У верхній частині печі вони мають товщину 0,5-0,6 м, а у поду 0,75-1 м. При плавці сирої шихти вздовж бічних стін печі утворюються стійкі шихтові укоси, які захищають вогнетривку кладку від швидкого руйнування.
Відбивні печі є полум'яними. Повітря для вдування, розпорошення і спалювання палива збагачують киснем до 23-28% іноді підігрівають до 200-400 0С.
Штейн, отриманий в результаті плавки піддають конвертації.
Конвертування здійснюють продувкою штейну повітрям у горизонтальному конвертері. Переробляються штейн складаються з сульфідів міді і заліза. Внаслідок екзотермічну основних реакції конвертування не вимагає витрат палива.
Процес конвертування йде в два етапи. Процес починається з окислення сульфіду заліза по реакції
2FeS + 3O2 + SiO2 = FeSiO4 + SO2 + Q
Поки в розплаві є достатня кількість заліза, сульфіду міді практично не окислюється, оскільки рівновага реакції
Cu2O + FeS = Cu2S + FeO
Без остачі зрушено вправо внаслідок більш високого спорідненості заліза до кисню і міді до сірки. Таким чином, у першому періоді конвертації відбувається селективне окиснення сульфіду заліза. У фурменої зоні внаслідок відносного надлишку кисню окислювання FeS протікає за схемою
FeS => FeO => Fe3О4
У кінцевому підсумку при глибокому окисленні все залізо може бути перекисло до магнетиту, який при температурах конвертування знаходиться в твердому стані. При перемішуванні розплаву повітрям буде утворюватися однорідна гетерогенна маса, що складається з магнетиту і залишилися сульфідів.
Для відділення утворюються оксидів заліза від сульфідів необхідно їх конвертувати не у твердому а в рідкому продукт і домагатися можливо меншого переокислення заліза до магнетиту і отримання його в основному як FeO по реакції:
2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2 + Q
З цією метою для освіти залізосилікатних розплаву в першому періоді конвертації в конвертер подають кварц. При розчиненні вюстіта в шлаку знижується його активність і тим більшою мірою, чим більше концентрація SiO2 в шлаку.
У перший період конвертації відбувається поступове накопичення в конвертері збагаченої міддю сульфідної маси. У зв'язку з цим після кожної заливки штейну і його часткової продувки з конвертера зливають шлак і заливають додаткову порцію штейну. Потім знову проводять продувку.
Перший період конвертації закінчується холостий продувкою (без заливки штейну)., Метою якої є практично повне окислювання сульфіду заліза з збагаченої міддю сульфідної маси і отримання білого штейну, що представляє собою майже чистий сульфід міді CuS.
Хімізм другого періоду конвертації, що має на своїй меті одержання чорнової міді, може бути виражений реакцією.
Cu2S + O2 = 2Cu + SO2
Яку часто зображують як послідовне протікання двох процесів
2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + SO2
Cu2S + 2Cu2O = 6 Cu + SO2
Процес конвертації в горизонтальних конвертерах є періодичним.
Рафінування чорнової міді від домішок з економічних міркувань проводять у дві стадії - спочатку методом вогневого рафінування, потім електрохімічним методом.
Мета вогневого рафінування - підготувати мідь до електролітичному рафінування шляхом видалення з нього основної кількості домішок.
При електролітичному рафінуванні вирішуються два завдання - глибоке рафінування міді від домішок, що забезпечує її високу електропровідність, і попутно вилучення цінних золота, срібла і селену [3].
3. Розрахунок матеріального балансу плавки
3.1. Розрахунок раціонального складу мідного сировини
Склад мідного сировини,%: 23,0 Cu, 25,5 Fe, 33,0 S, 0,5 CaO, 0,5 MgO, 2,0 SiO2, 5,2 Al2O3, 10,3 інші.
За мінералогічним складом мідь і залізо знаходиться у вигляді CuFeS2, інше залізо у вигляді FeS2.
Розрахунок ведемо на 100 кг сировини.
Розрахуємо вміст CuFeS2
63,6 кг Cu входять до 183,4 кг CuFeS2
23 кг Cu входять в х кг CuFeS2
Х = 66,32 кг
Знаючи кількість і склад халькопіриту, знайдемо скільки сірки і заліза пов'язано в халькопірит
183,4 кг CuFeS2 містять 64 кг S
66,32 кг CuFeS2 містять х кг S
Х = 23,14 кг
Кількість заліза в халькопірит
183,4 кг CuFeS2 містять 64 кг Fe
66,32 кг CuFeS2 містять х кг Fe
Х = 20,18 кг
Кількість заліза в піриті
25,5 - 20,18 = 5,32 кг
З цією кількістю заліза пов'язане сірки
55,8 кг Fe - 64 кг S
5,32 кг Fe - х кг S
Х = 6,10 кг
Кількість піриту
5,32 + 6,10 = 11,42 кг
Решта сірки знаходиться в елементарному стані
33 - 23,14 - 6,10 = 3,76 кг
За даними розрахунку складаємо таблицю 1 раціонального складу мідного сировини.
Таблиця 1 - Раціональний склад мідного сировини,% CuFeS2
3.2. Випал мідних концентратів у киплячому шарі
Випал ведемо на дуття, збагаченим киснем до 35%. Ступінь десульфуризації при випалюванні приймаємо 55%, температуру випалу 8500С. Розрахунок ведемо на 100 кг шихти.
Визначимо кількість сірки, диссоциирующие при випаленні.
За реакцією
2CuFeS2 => Cu2S + 2 FeS + S утворюється
S своб 66,32.32 / 366,7 = 5,79 кг
FeS 66,32.175,7 / 366,7 = 31,78 кг
Cu2S 66,32.159 / 366,7 = 28,75 кг
За реакцією
FeS2 => FeS + S утворюється
S своб 11,42.32 / 119,85 = 3,05 кг
FeS 11,42.87,85 / 119,85 = 8,37 кг
Всього виділиться вільної сірки
5,79 + 3,05 = 8,84 кг
При 55% десульфуризації в гази перейде сірки
33,0.0,55 = 18,15 кг
У тому числі 3,76 кг за рахунок окислення вільної сірки концентрату і за рахунок окислення FeS
18,15 - 8,84 - 3,76 = 5,55 кг
Утворюється сірчистого ангідриду
18,15.2 = 36,3 кг
Приймаємо, що в процесі випалу сірчисте залізо окислюється до Fe3O4 з реакції
3FeS + 5 O2 = Fe3O4 + 3 SO2
На практиці поряд з утворенням Fe3O4 може відбуватися утворення FeO і Fe2O3
Кількість оксидів FeS
5,55.263,5 / 96 = 15,23 кг
У огарки залишиться сірчистого заліза
31,78 + 8,37 - 15,23 = 24,92 кг
Для окислення FeS потрібно кисню
15,23.160 / 263,5 = 9,25 кг
Результати розрахунків зводимо в таблицю 2.
Таблиця 2 - Раціональний склад недогарка
"1-3" Вступ ............................................ .................................................. ........... 2
1. Вибір і обгрунтування технологічної схеми ..................................... 3
2. Опис технологічного процесу ............................................... ... 4
3. Розрахунок матеріального балансу плавки .............................................. .. 10
3.1. Розрахунок раціонального складу мідного сировини ............................... 10
3.2. Випал мідних концентратів у киплячому шарі .................................. 11
3.3. Розрахунок матеріального балансу плавки обпаленої концентрату 14
3.3.1. Розрахунок десульфуризації та складу штейну .................................. 14
3.3.2. Розрахунок кількість флюсів для ведення плавки на заданому складі шлаків ........................................ .................................................. .............................. 16
4. Розрахунок теплового балансу плавки .............................................. .......... 19
4.1. Розрахунок горіння природного газу .............................................. ........... 19
4.2. Витрата природного газу і теплової баланс відбивної плавки недогарка 20
5. Конвертування штейнів ................................................ ..................... 24
6. Рафінування міді ................................................ ............................... 26
6.1 Матеріальний баланс вогневого рафінування міді .................... 26
6.2 Електроліз міді ............................................... ...................................... 27
7. Розрахунок наскрізного вилучення міді .............................................. ......... 29
Висновок ................................................. ................................................. 30
Список літератури ................................................ ...................................... 31
Введення
Розвиток металургії міді в останні роки характеризується підвищенням комплексності використання сировини, зростаючими масштабами застосування кисню, створення автоматизованих безперервних виробництв.
Основна кількість міді отримують за стандартною схемою пірометалургійний плавка - конвертація - рафінування, на частку гідометаллургіческого способу доводиться 12-16%.
В останні роки в ряді країн зросла увага до гідрометалургійним способам вилучення міді з втраченого та позабалансового сировини.
Змішані руди переробляють за схемою вилуговування - цементація - флотація.
Проводяться пошуки гідрометалургійної переробки сульфідних мідь містять матеріалів з використанням автоклавного способу, сольового вилуговування, сульфатезаціі.
Значні успіхи досягнуті щодо підвищення комплексності використання сировини за рахунок розширення асортименту продукції, що випускається, організації пиловловлення, більш повного використання сірковмісних газів, а також використання вторинних енергоресурсів.
Отримані досягнення багато в чому пов'язані з широким впровадженням в металургію кисню і природного газу.
В даний час при виробництві міді витягується з сировини більше 15 компонентів і виробляється більше 20 найменувань продукції [1].
1. Вибір і обгрунтування технологічної схеми
Найбільш поширена технологічна схема переробки мідних руд і концентратів обов'язково включає плавку на штейн, і наступне його конвертування. У ряді випадків перед плавкою на штейн проводять окислювальний випал.
Даний концентрат містить 23% міді, тобто є бідною і його попередньо піддають випалу.
Для плавки на штейн вибираємо відбивну піч, тому що вона є надійним, добре освоєним процесом, легко управляється і придатний для переробки сировини в широкому діапазоні його складів.
Отриманий в результаті плавки штейн направляється на конвертування. Отримана після конвертації чорнова мідь піддається вогневому, а потім електролітичному рафінування [3]. лавки на штейн вибираємо відбивну піч, тому що жигу.
2. Опис технологічного процесу
Випаленням називають пірометалургійний процес, що проводиться в інтервалі температур 600-1200 0С з метою зміни хімічного і фазового складу сировини, що переробляється.
Окислювальний випал застосовують підготовчої обробки сульфідних матеріалів перед плавкою з метою часткового або повного перекладу сульфідів в оксиди.
Основним призначенням окисного випалу мідних концентратів перед плавкою на штейн є часткове окислення сульфіду заліза і переведення його в оксидну форму для того, щоб при подальшій плавки недогарка більше заліза перейшло в шлак. Тоді штейн будуть отримані з великим вмістом міді. Кінцевий склад штейну при цьому визначається тим, скільки сірки було видалено при випаленні. Зазвичай ступінь десульфуризації при випалюванні становить 70-75%.
Окислення сульфідів при випалюванні здійснюється при підвищених температурах (700-900 0С). Необхідна для процесу випалу теплота виходить за рахунок екзотермічних реакції окислення сульфідів.
Що виходять в процесі випалу гази містять 6-12% SО2, що дозволяє до 70% сірки вихідного концентрату використовувати для виробництва сірчаної кислоти.
В даний час для випалу мідних концентратів використовують переважно печі киплячого шару.
Характерною особливістю процесів, що протікають в киплячому шарі є те, що кожна частка шихти з усіх сторін омивається газами, завдяки чому ефективно використовується величезна активна поверхня концентрату. Хороший контакт сульфідних частинок з газами зумовлюють високу швидкість протікання реакцій, а отже і високу питому продуктивність печі.
Висока швидкість протікання процесу обумовлює практично повне використання кисню. Це в свою чергу є причиною отримання багатих за змістом SО2 газів.
Для регулювання температури необхідно відводити тепло з шару за допомогою кесонів.
Продування повітря через шар дрібних матеріалів неминуче пов'язане зі значним виносом пилу. Тому печі КС обладнають потужною системою пиловловлювання. Пил є готовим продуктом і об'єднується з недопалком.
Переробка добре термічно підготовленої, ретельно перемішаної шихти призводить до суттєвого збільшення питомої проплавили відбивних печей і зниження витрати палива. Таким чином, включення в технологічну схему процесу випалу дозволяє не тільки керувати складом штейну, зменшити викиди сірчистого ангідриду, знизити витрати на конвертування, але і робить більш економічною саму відбивну плавку.
Велика газонасиченості гарячого недогарка робить його текучим і сильно порошать при перевантаженнях. Виникає завдання герметизації завантаження і зменшення пиловиносу з відбивних печей.
Поверхня ванни при плавці недогарка в більшій своїй частині покрита шаром шихти. Надходить на поверхню ванни теплота сприймається в основному шихтою. При завантаженні недогарка великими порціями через погану його теплопровідності спочатку плавляться і перегріваються тільки поверхневі шари шихти. При завантаженні недогарка малими порціями на поверхню шлаку нагрів його здійснюється частково за рахунок теплоти, акумульованої розплавом. При цьому в поверхневому шарі ванни формується шлаковий розплав, що відповідає середньому їх складу в печі. Таким чином, плавлення недогарка при завантаженні невеликими порціями протікає в більш сприятливих умовах.
При плавці недогарка в газову фазу переходить незначна кількість сірки. У той же час реакція взаємодії вищих оксидів заліза та феритів з сульфідами отримує значний розвиток.
При плавці недогарка основна кількість магнетиту надходить з шихтою і відновлюється на поверхні розплаву, де температура вища. Це обумовлює високий ступінь відновлення магнетиту.
Включення в технологічну схему процесу випалу істотно впливає на поведінку і розподіл цінних супутників. Чим більше ступінь десульфуризації при випалюванні і чим більш багатим виходить штейн, тим більше цинку переходить в шлак.
Переважна частина відбивних печей опалюється мазутом і природним газом або їх сумішшю.
Сутність відбивної плавки полягає в тому, що шихта плавиться за рахунок тепла від спалювання вуглецевого палива в газовому просторі над ванною розплаву в печі з горизонтально розташованим робочим простором (малюнок 1).
Шихту при цьому завантажують на ванну або на укоси вздовж бічних стін печі. Розпечені топкові гази, проходячи над поверхнею ванни і шихти, нагрівають їх, а також стіни і склепіння, і залишають піч, маючи ще порівняно високу температуру.
Теплопередача в печі здійснюється в основному за рахунок лучеиспускания від розпечених стін, склепіння і продуктів згоряння.
Конструктивно відбивна піч складається з фундаменту, стін, пода, склепіння, газоходу, металевого каркаса, пристроїв для завантаження шихти і випуску продуктів плавки, пальників для спалювання палива.
Стіни печей викладають з хромомагнезитового цегли безпосередньо на фундаменті. У верхній частині печі вони мають товщину 0,5-0,6 м, а у поду 0,75-1 м. При плавці сирої шихти вздовж бічних стін печі утворюються стійкі шихтові укоси, які захищають вогнетривку кладку від швидкого руйнування.
Відбивні печі є полум'яними. Повітря для вдування, розпорошення і спалювання палива збагачують киснем до 23-28% іноді підігрівають до 200-400 0С.
Штейн, отриманий в результаті плавки піддають конвертації.
Конвертування здійснюють продувкою штейну повітрям у горизонтальному конвертері. Переробляються штейн складаються з сульфідів міді і заліза. Внаслідок екзотермічну основних реакції конвертування не вимагає витрат палива.
Процес конвертування йде в два етапи. Процес починається з окислення сульфіду заліза по реакції
2FeS + 3O2 + SiO2 = FeSiO4 + SO2 + Q
Поки в розплаві є достатня кількість заліза, сульфіду міді практично не окислюється, оскільки рівновага реакції
Cu2O + FeS = Cu2S + FeO
Без остачі зрушено вправо внаслідок більш високого спорідненості заліза до кисню і міді до сірки. Таким чином, у першому періоді конвертації відбувається селективне окиснення сульфіду заліза. У фурменої зоні внаслідок відносного надлишку кисню окислювання FeS протікає за схемою
FeS => FeO => Fe3О4
У кінцевому підсумку при глибокому окисленні все залізо може бути перекисло до магнетиту, який при температурах конвертування знаходиться в твердому стані. При перемішуванні розплаву повітрям буде утворюватися однорідна гетерогенна маса, що складається з магнетиту і залишилися сульфідів.
Для відділення утворюються оксидів заліза від сульфідів необхідно їх конвертувати не у твердому а в рідкому продукт і домагатися можливо меншого переокислення заліза до магнетиту і отримання його в основному як FeO по реакції:
2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2 + Q
З цією метою для освіти залізосилікатних розплаву в першому періоді конвертації в конвертер подають кварц. При розчиненні вюстіта в шлаку знижується його активність і тим більшою мірою, чим більше концентрація SiO2 в шлаку.
У перший період конвертації відбувається поступове накопичення в конвертері збагаченої міддю сульфідної маси. У зв'язку з цим після кожної заливки штейну і його часткової продувки з конвертера зливають шлак і заливають додаткову порцію штейну. Потім знову проводять продувку.
Перший період конвертації закінчується холостий продувкою (без заливки штейну)., Метою якої є практично повне окислювання сульфіду заліза з збагаченої міддю сульфідної маси і отримання білого штейну, що представляє собою майже чистий сульфід міді CuS.
Хімізм другого періоду конвертації, що має на своїй меті одержання чорнової міді, може бути виражений реакцією.
Cu2S + O2 = 2Cu + SO2
Яку часто зображують як послідовне протікання двох процесів
2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + SO2
Cu2S + 2Cu2O = 6 Cu + SO2
Процес конвертації в горизонтальних конвертерах є періодичним.
Рафінування чорнової міді від домішок з економічних міркувань проводять у дві стадії - спочатку методом вогневого рафінування, потім електрохімічним методом.
Мета вогневого рафінування - підготувати мідь до електролітичному рафінування шляхом видалення з нього основної кількості домішок.
При електролітичному рафінуванні вирішуються два завдання - глибоке рафінування міді від домішок, що забезпечує її високу електропровідність, і попутно вилучення цінних золота, срібла і селену [3].
3. Розрахунок матеріального балансу плавки
3.1. Розрахунок раціонального складу мідного сировини
Склад мідного сировини,%: 23,0 Cu, 25,5 Fe, 33,0 S, 0,5 CaO, 0,5 MgO, 2,0 SiO2, 5,2 Al2O3, 10,3 інші.
За мінералогічним складом мідь і залізо знаходиться у вигляді CuFeS2, інше залізо у вигляді FeS2.
Розрахунок ведемо на 100 кг сировини.
Розрахуємо вміст CuFeS2
63,6 кг Cu входять до 183,4 кг CuFeS2
23 кг Cu входять в х кг CuFeS2
Х = 66,32 кг
Знаючи кількість і склад халькопіриту, знайдемо скільки сірки і заліза пов'язано в халькопірит
183,4 кг CuFeS2 містять 64 кг S
66,32 кг CuFeS2 містять х кг S
Х = 23,14 кг
Кількість заліза в халькопірит
183,4 кг CuFeS2 містять 64 кг Fe
66,32 кг CuFeS2 містять х кг Fe
Х = 20,18 кг
Кількість заліза в піриті
25,5 - 20,18 = 5,32 кг
З цією кількістю заліза пов'язане сірки
55,8 кг Fe - 64 кг S
5,32 кг Fe - х кг S
Х = 6,10 кг
Кількість піриту
5,32 + 6,10 = 11,42 кг
Решта сірки знаходиться в елементарному стані
33 - 23,14 - 6,10 = 3,76 кг
За даними розрахунку складаємо таблицю 1 раціонального складу мідного сировини.
Таблиця 1 - Раціональний склад мідного сировини,% CuFeS2
| Мінерали | Cu | Fe | S | SiO2 | CaO | MgO | Al2O3 | інші | всього |
| CuFeS2 | 23 | 20,18 | 23,14 | 66,32 | |||||
| FeS2 | 5,32 | 6,10 | 11,42 | ||||||
| S2 | 3,76 | 3,76 | |||||||
| Порожня порода | 2,0 | 0,5 | 0,5 | 5,2 | 10,3 | 18,5 | |||
| всього | 23 | 25,5 | 33,0 | 2,0 | 0,5 | 0,5 | 5,2 | 10,3 | 100 |
Випал ведемо на дуття, збагаченим киснем до 35%. Ступінь десульфуризації при випалюванні приймаємо 55%, температуру випалу 8500С. Розрахунок ведемо на 100 кг шихти.
Визначимо кількість сірки, диссоциирующие при випаленні.
За реакцією
2CuFeS2 => Cu2S + 2 FeS + S утворюється
S своб 66,32.32 / 366,7 = 5,79 кг
FeS 66,32.175,7 / 366,7 = 31,78 кг
Cu2S 66,32.159 / 366,7 = 28,75 кг
За реакцією
FeS2 => FeS + S утворюється
S своб 11,42.32 / 119,85 = 3,05 кг
FeS 11,42.87,85 / 119,85 = 8,37 кг
Всього виділиться вільної сірки
5,79 + 3,05 = 8,84 кг
При 55% десульфуризації в гази перейде сірки
33,0.0,55 = 18,15 кг
У тому числі 3,76 кг за рахунок окислення вільної сірки концентрату і за рахунок окислення FeS
18,15 - 8,84 - 3,76 = 5,55 кг
Утворюється сірчистого ангідриду
18,15.2 = 36,3 кг
Приймаємо, що в процесі випалу сірчисте залізо окислюється до Fe3O4 з реакції
3FeS + 5 O2 = Fe3O4 + 3 SO2
На практиці поряд з утворенням Fe3O4 може відбуватися утворення FeO і Fe2O3
Кількість оксидів FeS
5,55.263,5 / 96 = 15,23 кг
У огарки залишиться сірчистого заліза
31,78 + 8,37 - 15,23 = 24,92 кг
Для окислення FeS потрібно кисню
15,23.160 / 263,5 = 9,25 кг
Результати розрахунків зводимо в таблицю 2.
Таблиця 2 - Раціональний склад недогарка
| З'єднання | Cu2S | FeS | Fe3O4 | Всього | ||||
| кг | % | кг | % | кг | % | кг | % | |
| Cu Fe S SiO2 CaO MgO Al2O3 О2 Інші | 23 5,75 | 79,9 20,1 | 15,84 9,08 | 63,56 36,44 | 9,66 3,72 | 72,2 27,8 | 23 25,5 14,83 2,0 0,5 0,5 5,2 3,72 10,3 | 26,88 29,81 17,33 2,34 0,58 0,58 6,08 4,35 12,05 |
| Разом | 28,75 | 100 | 24,92 | 100 | 13,38 | 100 | 85,55 | 100 |
Вихід недогарка 85,55%.
Для визначення матеріального балансу випалу розрахуємо кількість сірки і склад газів, що відходять. Для окислення елементарної сірки з реакції
S + О2 = SО2
Буде потрібно кисню
(8,84 + 3,76) .32 / 32 = 12,6 кг
Утворюється при цьому сірчистого ангідриду
12,6.2 = 25,2 кг
Всього кисню з урахуванням окислення сірчистого заліза потрібно
12,6 + 9,25 = 21,85 кг
Кількість дуття при вмісті кисню 35% складе
22,4.21,85.100 / (35.32) = 43,7 м3
Азоту в цьому дуття буде
43,7.65 / 100 = 28,41 м3
Склад газів, що відходять
кг м3% (об)
SO2 36,3 12,7130,91
N2 40,5828,4169,09
Для перевірки виконаних розрахунків складаємо матеріальний баланс випалу (таблиця 3).
Таблиця 3 - Матеріальний баланс випалу
3.3. Розрахунок матеріального балансу плавки обпаленої концентрату
3.3.1. Розрахунок десульфуризації та складу штейну
Розрахунок ведемо на 100 кг недогарка
За даними практики десульфуризація при плавці недогарка становить 15-20%. Приймемо ступінь десульфуризації 15%. Тоді мало виділиться сірки
17,33.0,15 = 2,6 кг за рахунок окислення магнетитом конвертерного шлаку і недогарка.
У штейн перейде сірки
17,33 - 2,6 = 14,73 кг
За даними практики отримання міді в штейн при плаке недогарка становить 93-96%. Для визначення складу штейну приймемо, що витяг складає 93%. У штейн перейде міді з недогарка
26,88.0,93 = 25,0 кг
У заводських штейну вміст сірки коливається в межах 23-27%. Приймемо вміст міді в штейні 25%. Вихід штейну буде дорівнює
14,73 / 0,25 = 58,92 кг
Зміст міді в штейні складе
25,0.100 / 58,92 = 42,43%
Максимальна розчинність кисню в штейні 6%. Приймемо вміст кисню в штейні 2%.
На підставі цих даних отримуємо наступний попередній склад штейну
Cu42, 4325,0 Fe30, 5718,01
S254, 73О221, 18
Для визначення кисню, пов'язаного з магнетитом конвертерного шлаку, приймемо, що все залізо штейну переходить в конвертерний шлак складу,%: 2,3 Cu, 1,4 S, 25 SiO2, 35 Fe, 11 O2, 6 Al2O3, 19,3 інші . Кількість конвертерного шлаку складе
18,01 / 0,35 = 51,46 кг
Визначимо кількість магнетиту в конвертерному шлаку по відношенню кисню до заліза
У FeO
О2: Fe = 16 / 55,85 = 0,286
У Fe3О4
О2: Fe = 64 / 167,55 = 0,382
З отриманих співвідношень складаємо рівняння
11 = 0,286 х + (35 - х) .0,382,
Де х - кількість заліза, пов'язаного у вигляді FeО
35 - х - кількість заліза, пов'язаного у вигляді Fe3О4
Звідси х = 24,69 кг
З цим залізом пов'язано кисню
24,69.16 / 56,85 = 7,07 кг
У Fe3О4 кількість заліза одно
35 - 24,69 = 10,31 кг
Кількість кисню
10,31.64 / 167,55 = 3,94 кг
Разом в конверторному шлаку міститься магнетиту
10,31 + 3,94 = 14,25 кг або 14,25%
З конвертерним шлаком надійде магнетиту
18,01.0,1425 / 0,35 = 7,33 кг
Практично він повністю переходить в штейн.
За даними практики приймемо, що вилучення міді з конвертерного шлаку в відбивної печі складає 85%. У штейн з конвертерного шлаку перейде міді
51,46.0,23.0,85 = 1,01 кг
На підставі розрахунків складу штейну при плавці недогарка із заливкою конвертерних шлаків буде наступним
Cu43, 426,01 Fe30, 0518,01
S24, 5814,73 О21, 971,18
3.3.2. Розрахунок кількість флюсів для ведення плавки на заданому складі шлаків
Потрібно підрахувати кількість вапняку, необхідне для плавки недогарка, склад якого,%: 5 SiO2, 50 CaO, 40 CO2, 5 інші.
Плавка ведеться на відвальний шлак з вмістом 8% СаО. Конвертерний шлак у рідкому вигляді заливають у піч.
Для розрахунку плавки приймемо, що все залізо штейну переходить в конвертерний шлак, вихід якого на 100 кг концентрату дорівнює 51,46 кг. Для розрахунку складу шлаку складаємо попередній баланс плавки (таблиця 4).
Таблиця 4 - Попередній баланс плавки
З балансу виводимо попередній розрахунковий склад шлаку, переводячи все залізо в FeО
FeO38, 9543,36 MgO0, 580,66
SiO215, 2117,2 Cu2, 052,32
CaO 0,580,66 S0, 520,59
Al2O39, 1710,37 прочіе21, 9824,84
Для зменшення щільності шлаку і зниження вмісту міді за умовами розрахунку в шихту вводимо вапняк з отриманням шлаків, що містять 8% СаО. На практиці зазвичай сума FeO + CaO + SiO2 + Al2O3 + MgO в заводських шлаках становить 93-96%. Для нашого випадку приймемо, що ця сума дорівнює 95%. Тоді FeO + SiO2 + Al2O3 + MgO = 87%. Тоді по відношенню
Складаємо рівняння
З якого знаходимо, що х = 10,58 кг
У 10,58 кг вапняку міститься 0,53 кг SiО2, 5,29 кг СаО, 4,23 кг СО2, 0,53 кг інших. На підставі розрахунків отримуємо склад відвального шлаку
FeO38, 3541,3 MgO0, 580,62
SiO215, 7416,95 Cu0, 50,54
CaO 5,876,32 S0, 130,14
Al2O39, 179,88 прочіе22, 5124,25
З урахуванням отриманих даних складаємо матеріальний баланс плавки недогарка із заливкою конвертерного шлаку та добавкою вапняку (таблиця 5).
Таблиця 5 - Матеріальний баланс плавки
4. Розрахунок теплового балансу плавки
4.1. Розрахунок горіння природного газу
Розрахуємо витрати природного газу, склад і кількість газів, що відходять при плавці недогарка. Природний газ має наступний склад,% об.: 0,17 H2S, 0,7 СО2, 88,5 СН4, 6,17 С2Н6, 4,46 N2.
Розрахунок ведемо на 100 кг недогарка. Визначимо теплоту згоряння газу за формулою
QНР = 30,21 СО + 25,81 Н2 + 85,89 СН4 + 148,86 С2Н4 + 170С2Н6 + 55,34 H2S
Для нашого складу газу одержуємо
QНР = (55,34.0,17 + 85,89.88,5 + 170.6,17) .4,187 = 36258 кДж/м3
Для розрахунку кількості повітря, обсягу і складу газів, що відходять приймемо, що спалювання палива ведеться при коефіцієнті надлишку повітря α = 1,1.
Визначимо теоретичну потребу повітря по реакції
СН4 + 2О2 = СО2 + 2 Н2О
2С2Н4 + 7О2 = 4 СО2 + 6Н2О
2Н2S + 3О2 = 2SО2 + 2Н2О
Потреба кисню на 100 м3 природного газу складає, м3:
Для згоряння СН4: 100.0,885.2 = 177
Для згоряння С2Н6: 100.0,0617.7 / 2 = 21,6
Для згоряння H2S: 100.0,0017.3 / 2 = 0,26
Всього буде потрібно 198,56 м3. при цьому надійде азоту
198,86.79 / 21 = 748,1 м3
Теоретична потреба повітря на спалювання 100 м3 газу дорівнює
198,86 + 748,1 = 946,96 м3
Теоретичний склад газів від спалювання палива наступний
СО2: 0,7 + 0,885.100 + 0,0617.100.2 = 101,54
Н2О: 0,885.100.2 + 0,0617.100.3 + 0,0017.100 = 195,67
SО2: 0,0017.100 = 0,2
N2: 4,46 + 748,1 = 752,56
З урахуванням коефіцієнт надлишку повітря α = 1,1, все буде потрібно кисню
1,1. 198,86 = 218,75 м3
З ним надійде азоту
218,75.79 / 21 = 822,92 м3
Всього повітря
218,75 + 822,92 = 1041,67 м3
Склад димових газів з урахуванням надлишку повітря, але без обліку газів шихти:
м3%, об. м3%, об.
СО2101, 548,87 N2827, 3872,28
SО20, 20,02 О219, 891,74
Н2О195, 6717,09
4.2. Витрата природного газу і теплової баланс відбивної плавки недогарка
Для складання теплового балансу плавки, приймемо, що температура відхідних газів, штейну і відвальних шлаків дорівнює відповідно 1300,1150 і 1280 0С. Розрахунок ведемо на 100 кг недогарка. Згідно матеріального балансу плавки, на 100 кг концентрату подається 10,58 кг вапняку, тобто кількість шихти дорівнюватиме 110,58 кг.
Витрати газу для розплавлення шихти позначимо через х, м3.
Для спалювання газу при α = 1,1 згідно з предидущим розрахунком на 1м3 буде потрібно повітря
1041,67 / 100х = 10,42 х м3
У гази також перейдуть з шихти СО2 і SО2, кількість яких складе
кгм3
SO2 2,8 + 2,8 = 5,6 1,96
СО24, 232,15
Склад газів, що відходять буде, м3
СО2х.1, 015 + 2,15 N2 х.8, 27
Н2Ох.1, 96О2х.0, два
SО2х.0, 002 + 1,96
Для визначення витрати газу розрахуємо окремі статті балансу на 100 кг концентрату
Прихід тепла
1 Фізичне тепло недогарка
Приймаються середню питому теплоємність недогарка 0,95 кДж / КГК
Кількість тепла внесеного недогарком при 600 0С складе
100.0,95.600 = 57000 кДж
2 Фізичне тепло рідкого конвертерного шлаку. Температура рідкого конвертерного шлаку дорівнює 1150 0С. Ентальпія шлаку при цій температурі дорівнює 1361 кДж / кг. Кількість тепла, що вноситься рідким конвертерним шлаком складе
51,46.1361 = 70037 кДж
3 Фізична тепло вапняку при 25 0С.
10,58.0,95.25 = 251 кДж
4 Фізична тепло повітря. Температура повітря, що подається на спалювання газу, дорівнює 200 0С, а його теплоємність 1,3 кДж/см3К. отже, тепло внесене повітрям, складе
Х.10, 42. 200.1,3 = 2709,2 х кДж
5 Тепло від спалювання природного газу
Х.36258 кДж
6 Тепло від ошлакования заліза і вапняку
Вважаємо що всі FeО відвального шлаку пов'язано з SiО2 з реакції
2FeO + SiO2 = (FeO) 2. SiO2 + 29 309 кДж
У відвальних шлаках міститься Fe в FeО 29,81 кг. На 1 кг заліза виділиться тепла
29309 / (2.55,85) = 262 кДж
З конвертерним шлаком надходить 51,46.0,2469 = 12,71 кг Fe в FeO. Отже, ошлакования піддається 17,1 кг Fe.
Всього тепла від ошлакования заліза виділиться
17,1.262 = 4480 кДж
З вапняком SiО2 зв'язується з реакції
СаО + SiO2 = CaO. SiО2 + 90 037 кДж
На 1 кг СаО виділиться 1608 кДж тепла. Прихід тепла складе
5,87.1608 = 9439 кДж
Всього прихід тепла складе
57000 + 251 + 70037 + 2709,2 х + 36258х + 4480 + 9439 = 141207 + 38967х кДж
Витрата тепла
1 Фізичне тепло штейну при 1180 0С складе
61,87.0,92.1180 = 67166 кДж
2 Фізичне тепло відвального шлаку при 1280 0С складе
92,85.1,21.1280 = 143806 кДж
3 З газами, що відходять при 1300 0С, кДж
СО2 Х.1, 015.2992,4 + 2,15.2992,4 = 3037х + 6434
Н2О Х.1, 96.2326,7 = 4560х
SО2 х.0, 002.2994,96 + 1,96.2994,96 = 6х + 5870
N2 х.8, 27.1863 = 15407х
О2 х.0, 2. 1969,98 = 394х
Всього 23404х + 12 304
4 втрати тепла через кладку і нещільності печі приймаємо рівним 12% від приходу тепла
0,12 (141 207 + 38967,2 х) = 16945 + 4676х
Усього витрат тепла складе
67166 + 143806 + 23404х + 12304 + 16945 + 4676 х = 240 221 + 28080х
По приходу і витраті тепла складаємо рівняння
141207 + 38967,2 х = 240221 + 28080х
Знаходимо витрату природного газу х = 9,09 м3
Зведемо отримані дані в таблицю 6 теплового балансу плавки
Таблиця 6 - Тепловий баланс відбивної плавки
5. Конвертування штейнів
Склад штейнів,%: Cu 43,4, S 24,58, Fe 30,05,1,97 О2.
Приймемо складу кварцового флюсу,%: Fe2O3, 85 (SiO2 + Al2O3 + інші)
Склад конвертерного шлаку,%: 2,3 Cu, 1,4 S, 25 SiO2, 35 Fe, 11 O2, 6 Al2O3, 19,3 інші.
Зміст міді в чорнової міді 99%.
На 100 кг штейну орієнтовно виходить конвертерного шлаку
30,05 / 0,35 = 85,86 кг
У ньому буде вміст міді
85,86.0,023 = 1,97 кг
Враховуючи ще 2% втрат в угар, в чорнову мідь перейде
43,40 - 1,97 - 43,40.0,02 = 40,56 кг
І маємо отримати чорнової міді
40,56 / 0,99 = 40,97 кг
1% домішок у чорнової міді розподіляється на 0,5% Fe, 0,2% S і 0,3% О2.
Кількість потрібного повітря беремо по таблиці Х. К. Аветисян [5]. На 100 кг штейну потрібно повітря по масі, без урахування що міститься в ньому вологи, але з урахуванням використання 90% кисню
101,6.1,293 / 0,9 = 145,97 кг
У ньому 33,57 кг О2 (23%) та 112,4 кг N2 (77%)
Розрахуємо кількість кварцу
(21,47 + 5,15 + 16,58) / 0,85 = 50,82 кг
Всі отримані дані зводимо в таблицю 7 матеріального балансу конвертації.
Таблиця 7 - Матеріальний баланс конвертації
6. Рафінування міді
6.1 Матеріальний баланс вогневого рафінування міді
Зміст міді в чорнової міді 99%.
В анодний піч завантажується 1913% анодного скрапу (від маси чорнової міді), 1% шлюбу і анодного скрапу цеху і 1% старих виливниць.
З анодної печі виходить,% від маси чорнової міді
Шлаку вогневого рафінування 1,5
Чаду 0,31
Міститься міді,%
У анодах 99,4
У шлаку 40,0
Визначимо загальна кількість завантаженої в піч міді
113,9 - (0,99 + 0,99 + 0,6 + 0,31) = 111,01 т
Це кількість міді входить до складу анодів, що містять 99,4% міді. Маса анодів складе
111,01 / 0,994 = 111,68 т
Таблиця 8 - Матеріальний баланс вогневого рафінування
6.2 Електроліз міді
На електроліз надходить чорнова мідь наступного складу,%: 99,4 Cu, 0,32 Ni, 0,018 Fe, 0,052 As, 0,041 Sb, 0,005 Bi, 0,068 Se, 0,028 Te, 0,057 Pb, 0,037 O2, 0,174 Ag + Au.
Для виконання розрахунку задаємося з практичних даними роботи заводів наступними зразковими величинами
Вихід анодного скрапу 15%
Переходить у розчин,% від маси розчиненої анода: 100 Ni, 100 Fe, 80 As, 15 Sb, 20 Bi, 1,2 Cu.
У шлам переходить 100% Se, Te, Pb, O2, Ag + Au. Нехтуємо в розрахунку вмістом домішок на катоді і вважаємо його на 100% з міді. Складаємо таблицю 9 матеріального балансу електролізу міді на 100 т анодів.
З практичних даними сумарна кількість Se, Te, Pb, O2, Ag + Au приймаємо 61% (у шламі). Загальна маса шламу
(0,0578 + 0,0238 + 0,0485 + 0,0315 + 0,1479) / 0,61 = 0,5074 т
Компоненти шламу (As, Sb, Bi) беруться за різницею після розрахунку їх кількості, що перейшли в розчин згідно з прийнятими коефіцієнтами.
Таблиця 9 - Матеріальний баланс електролізу
7. Розрахунок наскрізного вилучення міді
При відбивної плавці отримання міді становитиме
27,56.100 / 28,06 = 98,22%
При конвертуванні отримання міді
40,56.100 / 43,40 = 93,46%
При вогневому рафінуванні чорнової міді
111,01.100 / 113,90 = 97,46%
При електролітичному рафінуванні
83,32.100 / 99,4 = 83,82%
Наскрізне отримання міді становитиме
0,9822.0,9346.0,9746.0,8382.100 = 74,99%
Висновок
У курсовій роботі обгрунтована необхідність переробки мідного концентрату в відбивної печі з попередніми випаленням. У роботі виконано розрахунок матеріального балансу випалу, матеріального і теплового балансів процесу відбивної плавки, розрахунок процесу конвертування штейну, вогневого і електролітичного рафінування чорнової міді.
З теплового балансу можна зробити висновок, що к. п. д. печі (тепло штейну і шлаку) становить 42,59%. Основним джерелом втрат тепла є гази, що відходять. Використання тепла відхідних газів на виробництво пари і підігрів повітря дозволить підвищити коефіцієнт використання тепла до 60-65%. Наскрізне отримання міді при переробці сировини запропонованим способом становить 74,99%.
Список літератури
1. Худяков І.Ф., Тихонов О.І., Дєєв В.І., Набойченко С.С. Металургія міді, нікелю і кобальту. Т1. - М.: Металургія, 1977
2. Ванюков А.В., Уткін Н.І. Комплексна переробка і нікелевої сировини. - М.: Металургія, 1982
3. Технологічні розрахунки в металургії важких кольорових металів / під ред. Н.В. Гудими. - М.: Металургія, 1977
4. Лоскутов Ф.М., Цейдлер А.А. Розрахунки по металургії важких кольорових металів. - М.: Металлургиздат, 1963
Для визначення матеріального балансу випалу розрахуємо кількість сірки і склад газів, що відходять. Для окислення елементарної сірки з реакції
S + О2 = SО2
Буде потрібно кисню
(8,84 + 3,76) .32 / 32 = 12,6 кг
Утворюється при цьому сірчистого ангідриду
12,6.2 = 25,2 кг
Всього кисню з урахуванням окислення сірчистого заліза потрібно
12,6 + 9,25 = 21,85 кг
Кількість дуття при вмісті кисню 35% складе
22,4.21,85.100 / (35.32) = 43,7 м3
Азоту в цьому дуття буде
43,7.65 / 100 = 28,41 м3
Склад газів, що відходять
кг м3% (об)
SO2 36,3 12,7130,91
N2 40,5828,4169,09
Для перевірки виконаних розрахунків складаємо матеріальний баланс випалу (таблиця 3).
Таблиця 3 - Матеріальний баланс випалу
| Статті балансу | Всього, кг | У тому числі | ||||||
| Cu | Fe | S | породи | інші | О2 | N2 | ||
| Завантажено Шихти Повітря | 100 62,43 | 23 | 25,5 | 33 | 8,2 | 10,3 | 21,85 | 40,58 |
| Разом | 162,43 | 23 | 25,5 | 33 | 8,2 | 10,3 | 21,85 | 40,58 |
| Отримано Недогарка Газів | 85,55 76,86 | 23 | 25,5 | 14,83 18,17 | 8,2 | 10,3 | 3,72 18,13 | 40,58 |
| Разом | 162,43 | 23 | 25,5 | 33 | 8,2 | 10,3 | 21,85 | 40,58 |
3.3.1. Розрахунок десульфуризації та складу штейну
Розрахунок ведемо на 100 кг недогарка
За даними практики десульфуризація при плавці недогарка становить 15-20%. Приймемо ступінь десульфуризації 15%. Тоді мало виділиться сірки
17,33.0,15 = 2,6 кг за рахунок окислення магнетитом конвертерного шлаку і недогарка.
У штейн перейде сірки
17,33 - 2,6 = 14,73 кг
За даними практики отримання міді в штейн при плаке недогарка становить 93-96%. Для визначення складу штейну приймемо, що витяг складає 93%. У штейн перейде міді з недогарка
26,88.0,93 = 25,0 кг
У заводських штейну вміст сірки коливається в межах 23-27%. Приймемо вміст міді в штейні 25%. Вихід штейну буде дорівнює
14,73 / 0,25 = 58,92 кг
Зміст міді в штейні складе
25,0.100 / 58,92 = 42,43%
Максимальна розчинність кисню в штейні 6%. Приймемо вміст кисню в штейні 2%.
На підставі цих даних отримуємо наступний попередній склад штейну
Cu42, 4325,0 Fe30, 5718,01
S254, 73О221, 18
Для визначення кисню, пов'язаного з магнетитом конвертерного шлаку, приймемо, що все залізо штейну переходить в конвертерний шлак складу,%: 2,3 Cu, 1,4 S, 25 SiO2, 35 Fe, 11 O2, 6 Al2O3, 19,3 інші . Кількість конвертерного шлаку складе
18,01 / 0,35 = 51,46 кг
Визначимо кількість магнетиту в конвертерному шлаку по відношенню кисню до заліза
У FeO
О2: Fe = 16 / 55,85 = 0,286
У Fe3О4
О2: Fe = 64 / 167,55 = 0,382
З отриманих співвідношень складаємо рівняння
11 = 0,286 х + (35 - х) .0,382,
Де х - кількість заліза, пов'язаного у вигляді FeО
35 - х - кількість заліза, пов'язаного у вигляді Fe3О4
Звідси х = 24,69 кг
З цим залізом пов'язано кисню
24,69.16 / 56,85 = 7,07 кг
У Fe3О4 кількість заліза одно
35 - 24,69 = 10,31 кг
Кількість кисню
10,31.64 / 167,55 = 3,94 кг
Разом в конверторному шлаку міститься магнетиту
10,31 + 3,94 = 14,25 кг або 14,25%
З конвертерним шлаком надійде магнетиту
18,01.0,1425 / 0,35 = 7,33 кг
Практично він повністю переходить в штейн.
За даними практики приймемо, що вилучення міді з конвертерного шлаку в відбивної печі складає 85%. У штейн з конвертерного шлаку перейде міді
51,46.0,23.0,85 = 1,01 кг
На підставі розрахунків складу штейну при плавці недогарка із заливкою конвертерних шлаків буде наступним
Cu43, 426,01 Fe30, 0518,01
S24, 5814,73 О21, 971,18
3.3.2. Розрахунок кількість флюсів для ведення плавки на заданому складі шлаків
Потрібно підрахувати кількість вапняку, необхідне для плавки недогарка, склад якого,%: 5 SiO2, 50 CaO, 40 CO2, 5 інші.
Плавка ведеться на відвальний шлак з вмістом 8% СаО. Конвертерний шлак у рідкому вигляді заливають у піч.
Для розрахунку плавки приймемо, що все залізо штейну переходить в конвертерний шлак, вихід якого на 100 кг концентрату дорівнює 51,46 кг. Для розрахунку складу шлаку складаємо попередній баланс плавки (таблиця 4).
Таблиця 4 - Попередній баланс плавки
| Статті балансу | Всього, кг | У тому числі | ||||||||
| Cu | Fe | S | SiO2 | СаО | Al2О3 | MgO | О2 | Інші | ||
| Завантажено недогарка конвертерного шлаку | 100 51,46 | 26,88 1,18 | 29,81 18,01 | 17,33 0,78 | 2,34 12,87 | 0,58 | 6,08 3,09 | 0,58 | 4,95 5,66 | 12,05 9,93 |
| Разом | 151,46 | 28,06 | 47,82 | 18,05 | 15,21 | 0,58 | 9,17 | 0,58 | 10,01 | 21,98 |
| Отримано штейну шлаку газів | 59,93 88,44 3,09 | 26,01 2,05 | 18,01 29,81 | 14,73 0,52 2,8 | 15,21 | 0,58 | 9,17 | 0,58 | 1,18 8,54 0,29 | 21,98 |
| Разом | 151,46 | 28,06 | 47,82 | 18,05 | 15,21 | 0,58 | 9,17 | 0,58 | 10,01 | 21,98 |
FeO38, 9543,36 MgO0, 580,66
SiO215, 2117,2 Cu2, 052,32
CaO 0,580,66 S0, 520,59
Al2O39, 1710,37 прочіе21, 9824,84
Для зменшення щільності шлаку і зниження вмісту міді за умовами розрахунку в шихту вводимо вапняк з отриманням шлаків, що містять 8% СаО. На практиці зазвичай сума FeO + CaO + SiO2 + Al2O3 + MgO в заводських шлаках становить 93-96%. Для нашого випадку приймемо, що ця сума дорівнює 95%. Тоді FeO + SiO2 + Al2O3 + MgO = 87%. Тоді по відношенню
Складаємо рівняння
З якого знаходимо, що х = 10,58 кг
У 10,58 кг вапняку міститься 0,53 кг SiО2, 5,29 кг СаО, 4,23 кг СО2, 0,53 кг інших. На підставі розрахунків отримуємо склад відвального шлаку
FeO38, 3541,3 MgO0, 580,62
SiO215, 7416,95 Cu0, 50,54
CaO 5,876,32 S0, 130,14
Al2O39, 179,88 прочіе22, 5124,25
З урахуванням отриманих даних складаємо матеріальний баланс плавки недогарка із заливкою конвертерного шлаку та добавкою вапняку (таблиця 5).
Таблиця 5 - Матеріальний баланс плавки
| Статті балансу | Всього, кг | У тому числі | ||||||||
| Cu | Fe | S | SiO2 | СаО | Al2О3 | MgO | О2 | Інші | ||
| Завантажено недогарка конвертерного шлаку вапняку | 100 51,46 10,58 | 26,88 1,18 | 29,81 18,01 | 17,33 0,72 | 2,34 12,87 0,53 | 0,58 5,29 | 6,08 3,09 | 0,58 | 4,95 5,66 | 12,05 9,93 0,53 |
| Разом | 162,04 | 28,06 | 47,82 | 18,05 | 15,74 | 5,87 | 9,17 | 0,58 | 10,01 | 22,51 |
| Отримано штейну шлаку газів | 61,87 92,85 7,32 | 27,56 0,5 | 18,01 29,81 | 15,12 0,13 2,8 | 15,74 | 5,87 | 9,17 | 0,58 | 1,18 8,54 0,29 | 22,51 |
| Разом | 162,04 | 28,06 | 47,82 | 18,05 | 15,21 | 5,87 | 9,17 | 0,58 | 10,01 | 22,51 |
4. Розрахунок теплового балансу плавки
4.1. Розрахунок горіння природного газу
Розрахуємо витрати природного газу, склад і кількість газів, що відходять при плавці недогарка. Природний газ має наступний склад,% об.: 0,17 H2S, 0,7 СО2, 88,5 СН4, 6,17 С2Н6, 4,46 N2.
Розрахунок ведемо на 100 кг недогарка. Визначимо теплоту згоряння газу за формулою
QНР = 30,21 СО + 25,81 Н2 + 85,89 СН4 + 148,86 С2Н4 + 170С2Н6 + 55,34 H2S
Для нашого складу газу одержуємо
QНР = (55,34.0,17 + 85,89.88,5 + 170.6,17) .4,187 = 36258 кДж/м3
Для розрахунку кількості повітря, обсягу і складу газів, що відходять приймемо, що спалювання палива ведеться при коефіцієнті надлишку повітря α = 1,1.
Визначимо теоретичну потребу повітря по реакції
СН4 + 2О2 = СО2 + 2 Н2О
2С2Н4 + 7О2 = 4 СО2 + 6Н2О
2Н2S + 3О2 = 2SО2 + 2Н2О
Потреба кисню на 100 м3 природного газу складає, м3:
Для згоряння СН4: 100.0,885.2 = 177
Для згоряння С2Н6: 100.0,0617.7 / 2 = 21,6
Для згоряння H2S: 100.0,0017.3 / 2 = 0,26
Всього буде потрібно 198,56 м3. при цьому надійде азоту
198,86.79 / 21 = 748,1 м3
Теоретична потреба повітря на спалювання 100 м3 газу дорівнює
198,86 + 748,1 = 946,96 м3
Теоретичний склад газів від спалювання палива наступний
СО2: 0,7 + 0,885.100 + 0,0617.100.2 = 101,54
Н2О: 0,885.100.2 + 0,0617.100.3 + 0,0017.100 = 195,67
SО2: 0,0017.100 = 0,2
N2: 4,46 + 748,1 = 752,56
З урахуванням коефіцієнт надлишку повітря α = 1,1, все буде потрібно кисню
1,1. 198,86 = 218,75 м3
З ним надійде азоту
218,75.79 / 21 = 822,92 м3
Всього повітря
218,75 + 822,92 = 1041,67 м3
Склад димових газів з урахуванням надлишку повітря, але без обліку газів шихти:
м3%, об. м3%, об.
СО2101, 548,87 N2827, 3872,28
SО20, 20,02 О219, 891,74
Н2О195, 6717,09
4.2. Витрата природного газу і теплової баланс відбивної плавки недогарка
Для складання теплового балансу плавки, приймемо, що температура відхідних газів, штейну і відвальних шлаків дорівнює відповідно 1300,1150 і 1280 0С. Розрахунок ведемо на 100 кг недогарка. Згідно матеріального балансу плавки, на 100 кг концентрату подається 10,58 кг вапняку, тобто кількість шихти дорівнюватиме 110,58 кг.
Витрати газу для розплавлення шихти позначимо через х, м3.
Для спалювання газу при α = 1,1 згідно з предидущим розрахунком на 1м3 буде потрібно повітря
1041,67 / 100х = 10,42 х м3
У гази також перейдуть з шихти СО2 і SО2, кількість яких складе
кгм3
SO2 2,8 + 2,8 = 5,6 1,96
СО24, 232,15
Склад газів, що відходять буде, м3
СО2х.1, 015 + 2,15 N2 х.8, 27
Н2Ох.1, 96О2х.0, два
SО2х.0, 002 + 1,96
Для визначення витрати газу розрахуємо окремі статті балансу на 100 кг концентрату
Прихід тепла
1 Фізичне тепло недогарка
Приймаються середню питому теплоємність недогарка 0,95 кДж / КГК
Кількість тепла внесеного недогарком при 600 0С складе
100.0,95.600 = 57000 кДж
2 Фізичне тепло рідкого конвертерного шлаку. Температура рідкого конвертерного шлаку дорівнює 1150 0С. Ентальпія шлаку при цій температурі дорівнює 1361 кДж / кг. Кількість тепла, що вноситься рідким конвертерним шлаком складе
51,46.1361 = 70037 кДж
3 Фізична тепло вапняку при 25 0С.
10,58.0,95.25 = 251 кДж
4 Фізична тепло повітря. Температура повітря, що подається на спалювання газу, дорівнює 200 0С, а його теплоємність 1,3 кДж/см3К. отже, тепло внесене повітрям, складе
Х.10, 42. 200.1,3 = 2709,2 х кДж
5 Тепло від спалювання природного газу
Х.36258 кДж
6 Тепло від ошлакования заліза і вапняку
Вважаємо що всі FeО відвального шлаку пов'язано з SiО2 з реакції
2FeO + SiO2 = (FeO) 2. SiO2 + 29 309 кДж
У відвальних шлаках міститься Fe в FeО 29,81 кг. На 1 кг заліза виділиться тепла
29309 / (2.55,85) = 262 кДж
З конвертерним шлаком надходить 51,46.0,2469 = 12,71 кг Fe в FeO. Отже, ошлакования піддається 17,1 кг Fe.
Всього тепла від ошлакования заліза виділиться
17,1.262 = 4480 кДж
З вапняком SiО2 зв'язується з реакції
СаО + SiO2 = CaO. SiО2 + 90 037 кДж
На 1 кг СаО виділиться 1608 кДж тепла. Прихід тепла складе
5,87.1608 = 9439 кДж
Всього прихід тепла складе
57000 + 251 + 70037 + 2709,2 х + 36258х + 4480 + 9439 = 141207 + 38967х кДж
Витрата тепла
1 Фізичне тепло штейну при 1180 0С складе
61,87.0,92.1180 = 67166 кДж
2 Фізичне тепло відвального шлаку при 1280 0С складе
92,85.1,21.1280 = 143806 кДж
3 З газами, що відходять при 1300 0С, кДж
СО2 Х.1, 015.2992,4 + 2,15.2992,4 = 3037х + 6434
Н2О Х.1, 96.2326,7 = 4560х
SО2 х.0, 002.2994,96 + 1,96.2994,96 = 6х + 5870
N2 х.8, 27.1863 = 15407х
О2 х.0, 2. 1969,98 = 394х
Всього 23404х + 12 304
4 втрати тепла через кладку і нещільності печі приймаємо рівним 12% від приходу тепла
0,12 (141 207 + 38967,2 х) = 16945 + 4676х
Усього витрат тепла складе
67166 + 143806 + 23404х + 12304 + 16945 + 4676 х = 240 221 + 28080х
По приходу і витраті тепла складаємо рівняння
141207 + 38967,2 х = 240221 + 28080х
Знаходимо витрату природного газу х = 9,09 м3
Зведемо отримані дані в таблицю 6 теплового балансу плавки
Таблиця 6 - Тепловий баланс відбивної плавки
| Прихід тепла | Витрата тепла | ||||
| Статті балансу | кДж | % | Статті балансу | кДж | % |
| Недогарок Вапняк Конвертерний шлак Повітря Спалювання природного газу Хімічні реакції | 57000 251 70037 24627 329585 13919 | 11,51 0,05 14,14 4,97 66,53 2,8 | Штейн Шлак Відходять гази Втрати через кладку і нещільності | 67166 143806 225046 59401 | 13,56 29,03 45,41 12,0 |
| Всього | 495419 | 100 | Всього | 495419 | 100 |
5. Конвертування штейнів
Склад штейнів,%: Cu 43,4, S 24,58, Fe 30,05,1,97 О2.
Приймемо складу кварцового флюсу,%: Fe2O3, 85 (SiO2 + Al2O3 + інші)
Склад конвертерного шлаку,%: 2,3 Cu, 1,4 S, 25 SiO2, 35 Fe, 11 O2, 6 Al2O3, 19,3 інші.
Зміст міді в чорнової міді 99%.
На 100 кг штейну орієнтовно виходить конвертерного шлаку
30,05 / 0,35 = 85,86 кг
У ньому буде вміст міді
85,86.0,023 = 1,97 кг
Враховуючи ще 2% втрат в угар, в чорнову мідь перейде
43,40 - 1,97 - 43,40.0,02 = 40,56 кг
І маємо отримати чорнової міді
40,56 / 0,99 = 40,97 кг
1% домішок у чорнової міді розподіляється на 0,5% Fe, 0,2% S і 0,3% О2.
Кількість потрібного повітря беремо по таблиці Х. К. Аветисян [5]. На 100 кг штейну потрібно повітря по масі, без урахування що міститься в ньому вологи, але з урахуванням використання 90% кисню
101,6.1,293 / 0,9 = 145,97 кг
У ньому 33,57 кг О2 (23%) та 112,4 кг N2 (77%)
Розрахуємо кількість кварцу
(21,47 + 5,15 + 16,58) / 0,85 = 50,82 кг
Всі отримані дані зводимо в таблицю 7 матеріального балансу конвертації.
Таблиця 7 - Матеріальний баланс конвертації
| компоненти | додано | Разом | Отримано | ||||
| штейну | кварцу | повітря | Чорнової міді | шлаку | Чаду і газів | ||
| Cu Fe S O2 N2 SiO2 Al2О3 Інші | 43,4 30,05 24,58 1,97 | 2,33 2,29 21,47 5,15 16,58 | 33,57 112,4 | 43,4 35,38 24,58 37,83 112,4 21,47 5,15 16,58 | 40,56 0,21 0,08 0,12 | 1,97 30,05 1,2 9,44 21,47 5,15 16,58 | 0,87 5,12 23,3 28,27 112,4 |
| Разом | 100 | 50,82 | 145,97 | 296,79 | 40,97 | 85,86 | 169,96 |
6. Рафінування міді
6.1 Матеріальний баланс вогневого рафінування міді
Зміст міді в чорнової міді 99%.
В анодний піч завантажується 1913% анодного скрапу (від маси чорнової міді), 1% шлюбу і анодного скрапу цеху і 1% старих виливниць.
З анодної печі виходить,% від маси чорнової міді
Шлаку вогневого рафінування 1,5
Чаду 0,31
Міститься міді,%
У анодах 99,4
У шлаку 40,0
Визначимо загальна кількість завантаженої в піч міді
113,9 - (0,99 + 0,99 + 0,6 + 0,31) = 111,01 т
Це кількість міді входить до складу анодів, що містять 99,4% міді. Маса анодів складе
111,01 / 0,994 = 111,68 т
Таблиця 8 - Матеріальний баланс вогневого рафінування
| Статті балансу | Всього, т | У тому числі Cu | |
| % | т | ||
| Завантажено Чорнової міді Анодного скрапу Шлюбу і скрапу Виливниць старих Кварцу і ткосов | 100 13 1 1 0,49 | 99,0 99,4 99,4 99,4 | 99,0 12,92 0,99 0,99 |
| Разом | 115,49 | 113,90 | |
| Отримано Анодів придатних Шлюбу і скрапу Виливниць Шлаку Чаду | 111,68 1 1 1,5 0,31 | 99,4 99,4 99,4 40 | 111,01 0,99 0,99 0,60 0,31 |
| Разом | 115,49 | 113,90 | |
На електроліз надходить чорнова мідь наступного складу,%: 99,4 Cu, 0,32 Ni, 0,018 Fe, 0,052 As, 0,041 Sb, 0,005 Bi, 0,068 Se, 0,028 Te, 0,057 Pb, 0,037 O2, 0,174 Ag + Au.
Для виконання розрахунку задаємося з практичних даними роботи заводів наступними зразковими величинами
Вихід анодного скрапу 15%
Переходить у розчин,% від маси розчиненої анода: 100 Ni, 100 Fe, 80 As, 15 Sb, 20 Bi, 1,2 Cu.
У шлам переходить 100% Se, Te, Pb, O2, Ag + Au. Нехтуємо в розрахунку вмістом домішок на катоді і вважаємо його на 100% з міді. Складаємо таблицю 9 матеріального балансу електролізу міді на 100 т анодів.
З практичних даними сумарна кількість Se, Te, Pb, O2, Ag + Au приймаємо 61% (у шламі). Загальна маса шламу
(0,0578 + 0,0238 + 0,0485 + 0,0315 + 0,1479) / 0,61 = 0,5074 т
Компоненти шламу (As, Sb, Bi) беруться за різницею після розрахунку їх кількості, що перейшли в розчин згідно з прийнятими коефіцієнтами.
Таблиця 9 - Матеріальний баланс електролізу
| Компоненти | Надійшло з анодами, т | Перейшло, т | |||
| У скрап | У шлам | У розчин | На катод | ||
| Cu Ni Fe As Sb Bi Se Te Pb O2 Ag + Au | 99,400 0,120 0,018 0,052 0,041 0,005 0,068 0,028 0,057 0,037 0,174 | 14,9100 0,0180 0,0027 0,0078 0,0062 0,0008 0,0102 0,0042 0,0085 0,0055 0,0261 | 0,1561 0,0088 0,0296 0,0034 0,0578 0,0238 0,0485 0,0315 0,1479 | 1,0139 0,102 0,0153 0,0354 0,0052 0,0008 | 83,3200 |
| Разом | 100 | 15,0000 | 0,5074 | 1,1726 | 83,3200 |
7. Розрахунок наскрізного вилучення міді
При відбивної плавці отримання міді становитиме
27,56.100 / 28,06 = 98,22%
При конвертуванні отримання міді
40,56.100 / 43,40 = 93,46%
При вогневому рафінуванні чорнової міді
111,01.100 / 113,90 = 97,46%
При електролітичному рафінуванні
83,32.100 / 99,4 = 83,82%
Наскрізне отримання міді становитиме
0,9822.0,9346.0,9746.0,8382.100 = 74,99%
Висновок
У курсовій роботі обгрунтована необхідність переробки мідного концентрату в відбивної печі з попередніми випаленням. У роботі виконано розрахунок матеріального балансу випалу, матеріального і теплового балансів процесу відбивної плавки, розрахунок процесу конвертування штейну, вогневого і електролітичного рафінування чорнової міді.
З теплового балансу можна зробити висновок, що к. п. д. печі (тепло штейну і шлаку) становить 42,59%. Основним джерелом втрат тепла є гази, що відходять. Використання тепла відхідних газів на виробництво пари і підігрів повітря дозволить підвищити коефіцієнт використання тепла до 60-65%. Наскрізне отримання міді при переробці сировини запропонованим способом становить 74,99%.
Список літератури
1. Худяков І.Ф., Тихонов О.І., Дєєв В.І., Набойченко С.С. Металургія міді, нікелю і кобальту. Т1. - М.: Металургія, 1977
2. Ванюков А.В., Уткін Н.І. Комплексна переробка і нікелевої сировини. - М.: Металургія, 1982
3. Технологічні розрахунки в металургії важких кольорових металів / під ред. Н.В. Гудими. - М.: Металургія, 1977
4. Лоскутов Ф.М., Цейдлер А.А. Розрахунки по металургії важких кольорових металів. - М.: Металлургиздат, 1963