Рефераты
 

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Московский Государственный Институт Стали и Сплавов

(Технологический Университет)

Кафедра металлургии цветных и благородных металлов

Курсовая работа на тему:

Металлургия цветных металлов

Выполнил:

студент группы

Руководитель:

Комков А.А.

---=== Москва 2000 ===---

Содержание

1. Введение.....................3

2. Описание технологии получения катодной меди...4

3. Выбор технологии плавки на штейне..........8

4. Теоретические основы процесса Ванюкова......10

5. Расчет материального и теплового баланса......13

6. Заключение...................28

Введение

Металлургия меди, а также других тяжелых цветных ме­таллов является ведущим

звеном отечественной цветной металлур­гии. На долю тяжелых цветных металлов в

РФ прихо­дится значительная часть валовой продукции отрасли.

Значение меди из года в год возрастает, особенно в связи с бурным развитием

энергетики, электроники, машинострое­ния, авиационной, космической и атомной

техники. Дальнейшее развитие и технический уровень медного и никелевого

производств во многом определяют технический прогресс многих отраслей

на­родного хозяйства нашей страны, в том числе микропроцессорной техники. Для

получения меди используются всевозможные способы плавок, например, плавка

медных концентратов в электрических, отражательных, шахтных печах, при

использовании процесса конвертирования медных штейнов, благодаря автогенным

плавкам во взвешенном состоянии, на штейне и др. На сегодняшний день

существует несколько основных процессов автогенных плавок : процесс

«Норанда», «Уоркра», «Мицубиси» и Ванюкова. К сожалению, разработка новый

конструкций печей и различных процессов требует значительных

капиталовложений, а свободный средств у Российских предприятий недостаточно.

В данной курсовой работе будет рассмотрена технология А.В. Ванюкова или ПЖВ.

Технология получения катодной меди

Электролитическое рафинирование меди преследует две цели:

1) получение меди высокой чистоты (99,90—99,99% Си), удовлетворяющей

требованиям большинства потребителей;

2) извлечение попутно с рафинированием благородных и других ценных

компонентов (Se, Те, Ni, Bi и др.).

Следует отметить, что чем выше в исходной меди содержание благородных

металлов, тем ниже будет себестоимость электролит­ной меди. Именно поэтому

при конвертировании медных штейнов стремятся использовать в качестве флюса

золотосодержащие кварциты.

Для осуществления электролитического рафинирования меди аноды, отлитые после

огневого рафинирования, помещают в элект­ролизные ванны, заполненные

сернокислым электролитом. Между анодами в ваннах располагаются тонкие медные

листы — катод­ные основы.

При включении ванн в сеть постоянного тока происходит элек­трохимическое

растворение меди на аноде, перенос катионов через электролит и осаждение ее

на катоде. Примеси меди при этом в основном распределяются между шламом

(твердым осадком на дне ванн) и электролитом.

В результате электролитического рафинирования получают катодную медь; шлам,

содержащий благородные металлы; селен;

теллур и загрязненный электролит, часть которого иногда исполь­зуют для

получения медного и никелевого купоросов. Кроме того, вследствие неполного

электрохимического растворения анодов получают анодные остатки (анодный

скрап).

Электролитическое рафинирование меди основано на различии ее

электрохимических свойств и содержащихся в ней примесей. В таблице приведены

нормальные электродные потенциалы меди и наиболее часто встречающихся в ней

примесей.

Медь относится к группе электроположительных металлов, ее нормальный

потенциал +0,34 В, что позволяет осуществлять процесс электролиза в водных

растворах (обычно в сернокислых).

На катоде протекают те же электрохимические реакции, но в обратном

направлении. Соотношение между одновалентной и двух­валентной медью в

растворе определяется равновесием реакции диспропорционирования.

Следовательно, в состоянии равновесия концентрация в растворе ионов Сu+ примерно

в тысячу раз меньше, чем кон­центрация ионов Си2+. Тем не менее

реакция имеет сущест­венное значение для электролиза. Она в частности

определяет переход меди в шлам. В начальный момент вблизи анода в раст­воре

соотношение двух- и одновалентной меди соответствует кон­станте равновесия.

Однако вследствие большего заряда и меньшего ионного радиуса скорость

перемещения двухвалентных ионов к катоду превышает скорость переноса ионов

одновалентных. В ре­зультате этого в прианодном слое концентрация ионов Си

2+ ста­новится выше равновесной и реакция начинает идти в сто­рону

образования тонкого порошка меди, выпадающего в шлам.

Как указывалось выше, электролитическое рафинирование осу­ществляют в

сернокислых растворах. Электроположительный потенциал меди позволяет выделить

медь на катоде из кислых растворов без опасения выделения водорода. Введение

в электро­лит наряду с медным купоросом свободной серной кислоты су­щественно

повышает электропроводность раствора. Объясняется это большей подвижностью

ионов водорода по сравнению с под­вижностью крупных катионов и сложных

анионных комплексов.

Для улучшения качества катодной поверхности в электролиты для рафинирования

меди на всех заводах обязательно вводят разнообразные поверхностно-активные

(коллоидные) добавки:

клей (чаще столярный), желатин, сульфитный щелок. В процессе электролиза на

поверхности катода могут образо­вываться дендриты, что уменьшает в данном

месте расстояние между катодом и анодом. Уменьшение межэлектродного

расстоя­ния ведет к уменьшению электрического сопротивления, а

следо­вательно, к местному увеличению плотности тока. Последнее в свою

очередь обусловливает ускоренное осаждение меди на дендри­те и ускоренный его

рост. Начавшийся рост дендрита в конечном итоге может привести к короткому

замыканию между катодом и анодом. При наличии дендритов сильно развитая

поверхность ка­тода удерживает большое количество электролита и плохо

промы­вается, что не только ухудшает качество товарных катодов, но и может

вызвать брак катодной меди по составу. Одно из объясне­ний механизма действия

поверхностно-активных веществ заклю­чается в том, что они адсорбируются на

наиболее активных частях поверхности и при этом вызывают местное повышение

элек­трического сопротивления, что и препятствует росту дендрита. В

результате поверхность катодов получается более ровной, а катод­ный осадок

более плотным. После выравнивания катодной поверх­ности коллоидная добавка

десорбирует в электролит.

Растворы коллоидных добавок непрерывно вводят в циркули­рующий электролит.

Вид и расход поверхностно-активных веществ различны для каждого предприятия.

Обычно применяют одновре­менно две добавки. На 1 т получаемой катодной меди

расходуют 15—40 г клея, 15—20 г желатина, 20—60 г сульфитных щелоков или

60—100 г тиомочевины.

Основными требованиями, предъявляемыми к электролиту, явля­ются его высокая

электропроводность (низкое электрическое сопротивление) и чистота. Однако

реальные электролиты, помимо сульфата меди, серной кислоты, воды и

необходимых добавок, обязательно содержат растворенные примеси, содержащиеся

до этого в анодной- меди. Поведение примесей анодной меди при

электролитическом рафинировании определяется их положением в ряду напряжений.

По электрохимическим свойствам примеси можно разделить на четыре группы:

I группа — металлы более электроотрицательные, чем медь (Ni, Fe, Zn и др.);

II группа — металлы, близко стоящие в ряду напряжений к-меди (As, Sb, Bi);

III группа — металлы более электроположительные, чем медь (Au, Ag и платиноиды);

IV группа — электрохимически нейтральные в условиях рафи­нирования меди

химические соединения (Cu2S, Cu2Se, Cu2Te, AuTe2, Ag2Te).

Примеси первой группы, обладающие наиболее электроотрица­тельным потенциалом,

практически полностью переходят в электро­лит. Исключение составляет лишь

никель, около 5% которого из анода осаждается в шлам в виде твердого раствора

никеля в меди. Твердые растворы по закону Нернста становятся даже более

электроположительными, чем медь, что и является причиной их перехода в шлам.

Особо по сравнению с перечисленными группами примесей-ведут себя свинец и

олово, которые по электрохимическим свой­ствам относятся к примесям I группы,

но по своему поведению в процессе электролиза могут быть отнесены к приме­сям

III и IV групп. Свинец и олово образуют нерастворимые в сернокислом растворе

сульфат свинца PbS04 и метаоловянную кислоту H2SnO3. Электроотрицательные

примеси на катоде в условиях электро­лиза меди практически не осаждаются и

постепенно накаплива­ются в электролите. При большой концентрации в

электролите металлов первой группы электролиз может существенно

рас­строиться.

Накопление в электролите сульфатов железа, никеля и цинка снижает

концентрацию в электролите сульфата меди. Кроме того, участие

электроотрицательных металлов в переносе тока через электролит усиливает

концентрационную поляризацию у катода.

Электроотрицательные металлы могут попадать в катодную медь в основном в виде

межкристаллических включений . раство­ра или основных солей, особенно при их

значительной концентра­ции в электролите. В практике электролитического

рафинирования меди не рекомендуется допускать их концентрацию в растворе

свыше следующих значений, г/л: 20 Ni; 25 Zn; 5 Fe.

Примеси II группы (As, Sb, Bi), имеющие близкие к меди электродные

потенциалы, являются наиболее вредными с точки зре­ния возможности

загрязнения катода. Будучи несколько более электроотрицательными по сравнению

с медью, они полностью растворяются на аноде с образованием соответствующих

суль­фатов, которые накапливаются в электролите. Однако сульфаты этих

примесей неустойчивы и в значительной степени подверга­ются гидролизу,

образуя основные соли (Sb и Bi) или мышьяко­вистую кислоту (As). Основные

соли сурьмы образуют плавающие в электролите хлопья студенистых осадков

(«плавучий» шлам), которые захватывают частично и мышьяк.

В катодные осадки примеси мышьяка, сурьмы и висмута могут попадать как

электрохимическим, так и механическим путем в результате адсорбции

тонкодисперсных частичек «плавучего» шлама. Таким образом, примеси II группы

распределяются между электролитом, катодной медью и шламом. Предельно

допустимые концентрации примесей II группы в электролите составляют, г/л:

9 As; 5 Sb и 1,5 Bi.

Более электроположительные по сравнению с медью примеси (III группа), к

которым относятся благородные металлы (главным образом, Au и Ag), в

соответствии с положением в ряду напряже­ний должны переходить в шлам в виде

тонкодисперсного остатка. Это подтверждается практикой электролитического

рафинирования меди.

Переход золота в шлам составляет более 99,5% от его содер­жания в анодах, а

серебра — более 98%. Несколько меньший переход серебра в шлам по сравнению с

золотом связан с тем, что серебро способно в небольшом количестве

растворяться в электролите и затем из раствора выделяться на катоде. Для

умень­шения растворимости серебра и перевода его в шлам в состав электролита

вводят небольшое количество иона хлора.

Несмотря на практически полный переход золота и серебра в шлам, они все же в

небольшом количестве попадают в катодные осадки. Объясняется это механическим

захватом взмученного шлама и отчасти явлением катофореза. На механический

перенос шлама на катод влияют применяемая плотность тока и взаимосвя­занная с

ней скорость циркуляции электролита. С увеличением скорости циркуляции

вследствие взмучивания шлама переход золо­та и серебра на катод возрастает.

При выборе плотности тока и способа циркуляции электролита необходимо

учитывать содержание благородных металлов в анодах. В случае их повышенного

содер­жания плотность тока должна быть меньше. Снижению переноса шлама на

катод способствует также наличие в ванне зоны отстаи­вания (область от

нижнего конца катода до дна ванны). На многих заводах электролит перед его

возвращением в ванну в цикле цирку­ляции подвергают фильтрованию, что

уменьшает потери шлама и обеспечивает получение более чистой меди.

Аналогично электроположительным примесям ведут себя при электролизе меди

химические соединения (примеси IV группы). Хотя в принципе химические

соединения и могут окисляться на аноде и восстанавливаться на катоде, что

используют в специаль­ных процессах, в условиях электролитического

рафинирования меди анодного потенциала недостаточно для их окисления. Поэтому

при электролизе меди в электродных процессах они не участвуют и по мере

растворения анода осыпаются на дно ванны. В виде селенидов и теллуридов

переходят в шлам более чем 99% селена и теллура.

Таким образом, в результате электролитического рафинирования анодной меди все

содержащиеся в ней примеси распределяются между катодной медью, электролитом

и шламом'.

Основными характеристиками, определяющими параметры и пока­затели

электролитического рафинирования меди, являются плот­ность тока, выход

металла по току, напряжение на ванне, удельный расход электроэнергии.

Плотность тока является важнейшим параметром процесса элек­тролиза. Она

выражается в амперах на единицу поверхности элек­трода (D=I/S). В

металлургии меди ее принято выражать в ампе­рах на квадратный метр площади

катодов. По закону Фарадея на каждый 1 А • ч электричества осаждается 1

электрохимический эквивалент металла. Для меди он равен 1,1857 г/А • ч.

Следова­тельно, с увеличением плотности тока интенсивность

(производи­тельность) процесса электролиза возрастает. Величина плотности тока,

при которой проводят процесс элек­тролитического рафинирования, определяет все

его основные техни­ко-экономические показатели: напряжение на ванне, выход по

току, расход электроэнергии, а также капитальные и эксплуатационные затраты. С

увеличением плотности тока при прочих равных услови­ях увеличивается

производительность цеха, уменьшаются число потребных ванн, затраты на

капитальное строительство и рабочую силу, но возрастают затраты на

электроэнергию. Следует отметить, однако, что с увеличением плотности тока

увеличиваются потери благородных металлов за счет большего взмучивания шлама и

захвата его растущим катод­ным осадком. В настоящее время применение особых

режимов элек­тролиза (реверсивного тока, измененной системы циркуляции

элек­тролита и др.) позволяет довести плотность тока до 500 А/м2 и

более.

Электрохимический эквивалент меди составляет 1,1857 г/А • ч. Однако

практически при электролизе для выделения 1 г-экв метал­ла расходуется

электричества больше. Это кажущееся противоречие объясняется тем, что часть

электрического тока расходуется на побочные электрохимические процессы и

утечку тока. Степень использования тока на основной электрохимический процесс

назы­вается выходом металла по току.

В практике электрометаллургии цветных металлов в большин­стве случаев

приходится иметь дело с катодным выходом по току, так как масса катодного

осадка определяет конечный выход товар­ной продукции. Преднамеренный

повышенный перевод меди в электролит за счет химического растворения часто

обусловливают конъюнктурными соображениями. Избыточная медь может быть

выделена из электроли­та в виде медного купороса при его регенерации. В тех

случаях, когда потребность в медном купоросе, используемом в основном для

борьбы с болезнями и вредителями сельскохозяйственных растений, очень велика

(например, в НРБ), допускается работа электролиз­ных цехов с повышенной

температурой электролита.

Выбор технологии плавки на штейне

Почти столетие в металлургии меди и около полувека в металлур­гии никеля (в

Канаде) «господствует» отражательная плавка. Свое широкое распространение она

получила благодаря освоенности плавки применительно к переработке различных

видов мелких руд­ных материалов, главным образом флотационных концентратов,

простоте организации процесса почти в любых условиях металлургического

производства. Основными причинами острой необходи­мости замены отражательной

плавки стали высокие требования к предотвращению загрязнения окружающей среды

выбросами окси­дов серы. В условиях отражательной плавки, характеризующейся

образованием огромных количеств очень бедных по SO2 газов, их обезвреживание

требует больших капитальных затрат и обходится дорого в эксплуатации. В связи

с этим, а также в связи с необхо­димостью активного использования

теплотворной способности суль­фидов и ряда других рассмотренных выше факторов

были разрабо­таны и освоены новые способы плавки медного сырья. Главным

образом это — автогенные процессы, совмещающие в себе обжиг, плавку и

конвертирование. В этих процессах большая часть серы переходит в отходящие

газы с достаточно высоким и постоянным содержанием SO2.

Ниже приведены сравнительные основные технико-эконо­мические показатели

применяемых в настоящее время в медной промышленности пирометаллургических

процессов.

Уже в начальной стадии освоения процесса плавки в жидкой ванне достигнута

удельная производительность, превышающая более чем в 15 раз

производительность отражательной печи при плавке сырой шихты, и в 6—8 раз

производительность КВП и фин­ской технологии. Возможно широкое управление

составом штейна и получение на богатых штейнах относительно бедных отвальных

шлаков.

Процесс характеризуется низким пылеуносом и получением возгонов, богатых по

содержанию ценных компонентов. Для осущест­вления процесса создана надежная и

долговечная аппаратура. Про­цесс не требует сложной подготовки сырья и

пригоден для переработки как кусковой руды, так и концентратов различного

состава. По своим показателям он превосходит все известные в мировой практике

процессы. Процесс следует считать в основном освоенным и заслуживающим

широкого и быстрого внедрения в отечественной медной и никелевой

промышленности.

Помимо основного использования для плавки сульфидных кон­центратов на штейн,

плавка в жидкой ванне пригодна для более широкого применения. При внедрении

процесса в жидкой ванне необходимо учитывать его возможности, пути и

направления раз­вития, которые будут осуществляться уже в недалеком будущем.

К перспективным направлениям относятся прежде всего прямое получение черновой

меди и глубокое обеднение шлаков, прямое получение медно-никелевого

файнштейна, плавка коллективных медно-цинковых концентратов, комплексная

переработка отвальных шлаков. Заслуживает внимания также использование

принципов плавки в жидкой ванне для переработки окисленных никелевых и

железных руд.

Сравнительные технико-экономические показатели некоторых видов плавки

сульфидных медных концентратов

ПоказательПЖВКФПФинскаяКИ ВЦЭТНорандаМицубисиОтража­тельная плавка сырой шихты

Удельный проплав,

т/(м2 • сут)

60—8010—139—123—510—11До 204—5

Содержание меди, %:

в штейне

45—5537—406040—5070-756520—30

в шлаке (без обед­

нения)

0,5—0,6До 1,21—1,50,3—0,650,50,4—0,5

Содержание Si02 в

шлаке, %

30—3228—3429—3030—342230—3534—42
Влажность шихты, %6—8<1<1<110—13<16—8

Максимальная круп­

ность шихты, мм

До 500,10,10,11015
Пылевынос, % 19—127—1053—51—2

Содержание Оа в

дутье, %

60—659535—409526—2845До 25

Содержание SOz в

газах, %

20—4070—7518—2035—506—7351—2

Расход условного топ­

лива, %

До 2До 2До 510—129—103—518—22

Процесс ПЖВ обеспечивает лучшую производительность среди всех типов

процессов, превосходя их на десятки процентов. Содержание меди в штейне

составляет порядка 45-55%, что является средним уровнем; в шлаке меди,

фактически, минимальное количество, допустимое сегодняшними технологиями.

Благодаря этому процессу достигается уверенное распределение 30% SiO2 в шлак.

Процесс может перерабатывать достаточно крупную шихту, что снижает затраты на

ее измельчение и обработку. Низкий расход топлива также вносит свою лепту в

то, что технологический процесс А.В.Ванюкова один из лучших по своим технико-

экономическим показателям.

Процесс плавки в жидкой ванне (ПЖВ)

Оригинальный процесс автогенной плавки сульфидных мед­ных и медно-цинковых

концентратов, названный авторами данной книги «плавкой в жидкой ванне», начал

разрабатываться в Совет­ском Союзе в 1951 г Дальнейшие разработка и внедрение

до 1986 г. велись под общим научным руководством проф. А. В. Ванюкова.

Первые испытания этого метода плавки были проведены в лабо­раторных и

заводских условиях в 1954—1956 гг. В настоящее время по методу плавки в

жидкой ванне работают промышленные установки на медном заводе Норильского ГМК

и Балхашском горнометаллургическом комбинате.

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Схема печи для плавки в жидкой ванне:

1 — шихта; 2 — дутье; 3 — штейн; 4 — шлак; 5

газы; 6 — кладка печи; 7 — медные литые кес­соны; 8 —

фурмы; 9 загрузочная воронка; 10 — аптейк; 11 — штейновый

сифон; 12 шлаковый сифон

Процесс ПЖВ запатентован в ряде зарубежных стран. При разработке процесса

плавки в жидкой ванне ставилась задача создания максимально благоприятных

условий для проте­кания всех физико-химических процессов. Предложено

несколько вариантов технологического и аппара­турного оформления процесса в

зависимости от состава исходного сырья и конечных результатов его

переработки. Рассмотрим работу плавильной печи для автогенной и

полуавтогенной плавки сульфид­ных медных концентратов с получением богатого

штейна. Для осуществления процесса плавки предложено использовать частично

кессонированную печь шахтного типа. Оптимальная длина промышленных печей

определяется потреб­ной единичной мощностью агрегата, т. е. его абсолютной

суточной производительностью, и может изменяться от 10 до 30 м и более.

Ширина печей при этом с учетом возможностей дутьевого хозяйства и свойств

расплавов составляет 2,5—3, высота шахты 6—6,5 м. Отличительной особенностью

конструкции печи является высокое расположение дутьевых фурм над подом (1,5—2

м).

Содержание кислорода в дутье для обеспечения автогенного режима при плавке сухой

шихты с влажностью менее 1—2% со­ставляет 40—45%, влажной (6—8% влаги)

55—65%. В печи можно плавить как мелкие материалы, так и кусковую шихту.

Крупную и влажную шихту загружают непосредственно на поверхность рас­плава. При

необходимости сухие мелкие и пылевидные материалы могут вдуваться через фурмы.

Таким образом, плавление шихты и окисление сульфидов в процессе ПЖВ

осуществляются непосред­ственно в слое расплава.

Шлак и штейн выпускаются раздельно из нижней части ванны с помощью сифонов.

Характерной особенностью плавки в жидкой ванне, отличающей ее от всех

рассмотренных ранее процессов, является то, что плав­ление и окисление

сульфидов осуществляются в ванне шлака, а не штейна, и шлак движется в печи

не в горизонтальном направлении, как это имеет место во всех известных

процессах плавки, а в верти­кальном — сверху вниз.

Горизонтальной плоскостью по осям фурм расплав в печи делит­ся на две зоны:

верхнюю надфурменную (барботируемую) и ниж­нюю подфурменную, где расплав

находится в относительно спокой­ном состоянии.

В надфурменной зоне осуществляются плавление, растворение тугоплавких

составляющих шихты, окисление сульфидов и укрупне­ние мелких сульфидных

частиц. Крупные капли сульфидов быстро оседают в слое шлака, многократно

промывая шлак за время его движения сверху вниз в подфурменной зоне. При

непрерывном осу­ществлении процесса устанавливается динамическое равновесие

между количеством поступающих с загрузкой мелких сульфидных частиц, скоростью

их укрупнения и отделения от шлака. В резуль­тате одновременного протекания

этих процессов устанавливается постоянное содержание сульфидов (капель) в

шлаке, лежащее на уровне 5—10% от массы расплава. Таким образом, все процессы

в надфурменной области протекают в шлако-штейновой эмульсии, в которой

преобладает шлак.

Окисление сульфидов, как известно, является очень быстрым процессом и обычно

не ограничивает конечную производительность агрегатов. В производственных

процессах желательно не только не повышать, но даже замедлять скорость

окисления сульфидов. Дей­ствительно, большие скорости окисления сульфидов,

например при продувке жидких сульфидов кислородом, приводят к чрезмерному

повышению температуры в области фурм.

Окисление сульфидов в шлако-штейновой эмульсии протекает менее интенсивно,

чем в сульфидном расплаве, фокус горения рас­тягивается, что позволяет

избежать локального повышения темпе­ратуры в области фурм даже при

использовании чистого кислорода. Это в свою очередь облегчает задачу создания

надежной и дол­говечной аппаратуры. При этом скорость окисления остается

доста­точно высокой и степень использования кислорода на окисление сульфидов

практически равна 100% при любом необходимом его количестве, подаваемом в

расплав. Таким образом, и при окислении сульфидов в шлако-штейновой эмульсии

скорость их окисления не лимитирует производительности агрегата. Возможность

интенсив­ного окисления сульфидов в шлако-штейновой эмульсии без боль­шого

локального повышения температуры в области фурм является важным достоинством

плавки в жидкой ванне.

Окисление сульфидов в шлако-штейновой эмульсии представля­ет собой сложный

многостадийный процесс, состоящий из окисле­ния капелек штейна, окисления

растворенных в шлаке сульфидов, окисления FeO шлака до магнетита и окисления

сульфидов магне­титом. Таким образом, шлак также является передатчиком

кисло­рода. По последним данным, наибольшее значение имеет стадия окисления

сульфидов, растворенных в шлаке.

Характерная особенность окисления сульфидов в шлако-штейно­вой эмульсии

состоит в том, что оно не сопровождается образова­нием первичных железистых

шлаков и выпадением мелких суль­фидных частиц. Оксиды, образующиеся на

поверхности сульфидных капель, немедленно растворяются в шлаке конечного

состава.

Отсутствие условий для образования значительных количеств мелкой сульфидной

взвеси является важным достоинством плавки в жидкой ванне, создающим

предпосылки для получения бедных отвальных шлаков.

Высокая степень использования кислорода обеспечивает про­стое управление

составом штейна и соотношением количеств пода­ваемого через фурму кислорода и

загружаемых за то же время концентратов. Состав штейна можно регулировать в

широком диа­пазоне вплоть до получения белого матта или даже черновой меди.

Напомним, что потери меди со шлаком начинают резко воз­растать, когда ее

содержание в штейне превысит 60%. Поэтому при плавке на штейн, если в

технологической схеме не предусматрива­ется специальное обеднение шлака,

увеличивать содержание меди в штейне свыше 50—55% нецелесообразно. При

получении белого матта или черновой меди в технологическую схему должна

обяза­тельно включаться операция обеднения шлаков.

Растворение тугоплавких составляющих шихты является одним из относительно

медленных процессов. Энергичный барботаж ванны резко ускоряет процесс

растворения кварца и компонентов пустой породы, что позволяет использовать даже

сравнительно крупные флюсы. Промышленные испытания показали, что при крупности

кварца около 50 мм скорость его растворения не влияет на произ­водительность

печи, по крайней мере, вплоть до удельного пропла­ва, равного 80 т/(м2

• сут). Высокая скорость растворения туго­плавких составляющих является важной

особенностью плавки в жидкой ванне.

Минимальное содержание магнетита в шлаках — обязательное условие совершенного

плавильного процесса. Как уже говорилось, с увеличением содержания магнетита

резко возрастает содержание растворенной меди в шлаках. Кроме того, повышение

содержания магнетита (степени окисленности системы) приводит к снижению

межфазного натяжения на границе раздела штейна и шлака.

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ РАСЧЕТОВ

1. Производство по влажному концентратут/час80
2. Состав концентрата%
Cu17
Fe28
S36
SiO25
CaO3
MgO0
Al2O30
Zn6
Pb2
3. Влажность5
4. Обогащение дутья85
5. Содержание меди в штейне45
6. Извлечение меди в штейн97
7. Выход в штейн
Pb20
Zn35
8. Выход в газ
Pb22
Zn12
9. Состав кварцевого флюса
Si0270
Влажн.6
10. Состав шлака
Si0233
Ca06
11. Подача конверторного шлакаТ/час10
12. Температура конверторного шлакаC1200
13. Температура продуктовC1250
14. Состав топлива%
CH40
C95
Влажн.6
15. Тепло сгорания природного газаКкал/м30

85% концентрата меди в виде халькопирита. Извлечение Cu из конверторного

шлака – 80%. Состав конверторного шлака : Cu – 3%, Fe – 52%, SiO2 – 24%/

Содержание прочих в штейне – 1%.

Содержание O2 в техническом кислороде 96% (остальное N2)

Концентрация магнетита в конверторном шлаке – 30%.

Курсовая: Металлургия цветных металлов Курсовая: Металлургия цветных металлов Курсовая: Металлургия цветных металлов

Расчет основных сульфидных минералов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Дополним систему еще одним уравнением:

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов Курсовая: Металлургия цветных металлов

Таблица рационального состава концентрата

CuFeS2CuSCu2SFeS2ZnSPbSCaCO3MgCO3SiO2Al2O3Проч.Всего
Cu14,450,132,41--------17
Fe12,71--15,29-------28
S14,560,070,6117,522,940,31-----36
Zn----6------6
Pb-----2-----2
SiO2--------5--5
CaO------3----3
CO2------2,35----2,35
Проч.----------0,650,65
Всего41,720,23,0232,818,942,315,35-5-0,65100

Расчет состава конверторного шлака

Исходные данные:

Cu – 3%

Fe – 52%

SiO2 – 24%

Fe3O4 – 30%

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

КомпонентКг%
SiO23,1624
Cu0,393
Fe6,8452
O2,2817,32
Прочие0,483,68
Итого13,16100

Зададим извлечение Cu в штейн

Извлечение Cu из конвертерного шлака – 80%

Извлечение Cu в штейн из концентрата – 97%

Расчет состава и количества штейна

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Cодержание Cu в штейне – 45%.

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Cодержание S в штейне – 25%

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

КомпонентКг%
Cu16,845
Fe7,2819,51
S9,3325
Pb0,41,07
Zn2,15,62
O1,042,8
Прочие0,371
Всего37,33100

Расчет самоплавкого шлака

При

Курсовая: Металлургия цветных металлов

КомпонентКг%Норма, %
Si028,1615,3533
Fe27,5651,83
Pb1,162,18
Zn3,185,98
CaO35,646
O8,7616,47
Cu0,591,11
Прочие0,761,43
Всего53,17100

Балансовое уравнение по кремнезему

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Балансовое уравнение по кальцию

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Дано:

Cостав флюса

1) SiO2-70% 2) СaO – 56%

Прочие – 30% Прочие – 0,08%

W=6 W=0

Курсовая: Металлургия цветных металлов

КомпонентКг%

SiO2

27,0533
Fe27,5632,63
Pb1,161,41
Zn3,183,88
CaO4.926
Cu0,590,07
O8,7610,69
Прочие8,8510,80
Всего81,96100

W=6

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Расчет необходимого количества дутья

FeS + 3/2O2 = FeO + SO2

1/2S2 + O2 = SO2

PbS + 3/2O2 = PbO + SO2

ZnS + 3/2O2 = ZnO + SO2

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

КомпонентКгНм3%
SO253,3418,6755,17
N25,274,2212,47
H2O6,988,6925,68
CO23,851,965,79
Pb0,440,050,15
Zn0,720,250,74
Итого70,633,84100

МатериалКол-воCuFeSSiO2O2CaON2H2OCO2PbZn
Загружено
1. К-т105,26172836535,262,3526
2. Кварц28,7018.891.72
3. Изв-к3.421.921.5
4. Кон.шл.13.160,396,843,162,28
5. Воздух5.301.244.06
6. Т.К.34.1632.961.20
Всего19017,3934,843627.0536.484.925.266.983.852 6
Получено
1. Штейн37,3316,807.289.331.040,42,1
2. Шлак81,960,5927,5627.058.764.921,163,18
3. Газы70.626.6726.675.266.983.850,440,72
Всего19017.3934.843627.0536.484.925.266.983.8526

Расчет тепла

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Расчет прихода тепла

1.

Курсовая: Металлургия цветных металлов

2.

а) FeS + 3/2O2 = FeO + SO2 + 11025

б) 1/2S2 + O2 = SO2 +70900

в) ZnS + 3/2O2 = SO2 + ZnO +105560

г) PbS + 3/2O2 = SO2 + PbO +99760

д) 2FeO + SiO2 = (FeO)2 * SiO2 + 22200

е) CaO + SiO2 = CaO*SiO2 +21500

а)

Курсовая: Металлургия цветных металлов

б)

2CuFeS2 = Cu2S + 2FeS + 1/2S2

FeS2 = FeS +1/2S2

2CuS = Cu2S + 1/2S2

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Курсовая: Металлургия цветных металлов

в)

Курсовая: Металлургия цветных металлов

г)

Курсовая: Металлургия цветных металлов

д)

Курсовая: Металлургия цветных металлов

е)

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Расчет расхода тепла

Курсовая: Металлургия цветных металлов

На нагрев от 25 до 100 C

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Эндотермические реакции

1) 4CuFeS2 à 2Cu2S + 4FeS + S2 - 78600

2) 2FeS2 à 2FeS + S2 - 64600

3) CuS à ½Cu2S + ¼ S2 - 10675

4) CaCO3 à CaO + CO2 - 42500

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Потери тепла

Примем потери = 15% от 15607,47 ккал

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Расчет необходимого количества дутья

Курсовая: Металлургия цветных металлов

На 1 кг угля.

С = 95 %0,893
Проч = 5 %0,047
W = 6%0,06
Итого1 кг

Курсовая: Металлургия цветных металлов

С + O2 = CO2 + 94052 ккал

Курсовая: Металлургия цветных металлов

Окончательный состав отходящих газов

КомпонентКгНм3%
SO253,3418.6753.83
CO25.012.557.35
N25.524.4212.74
H2O7.028.7425.20
Pb0.440.050.14
Zn0.720.250.72
Всего72.0534.68100

Баланс по теплу

Приход

Ккал

Расход

Ккал

Горение топлива4857,33Тепло шлака30132,28
Тепло к.шлака4638,9Тепло штейна10289,08
Тепло реакций окисления79526,19Тепло отходящих газов20751,2
Реакции шлакообразования6193,82Испарение влаги4290,22
Эндотерм. Реакции15607.47
Потери14146,15
Всего95216.24*Всего95216.4*

*Погрешность вычислений = 0,000168%

Заключение

В данной курсовой работе был составлен тепловой и материальный баланс

процесса плавки на штейне на примере плавки в жидкой ванне или процессе

А.В.Ванюкова, который был выбран из-за своих технико-экономических

показателей.

Технологический процесс А.В.Ванюкова позволил перевести в конверторный шлак

24% кварца, 3% меди, 52% железа, 17,32% кислорода; в 45%-тый медный штейн:

почти 20% железа, 25% серы; в шлак после добавления кварцевого и

известнякового флюсов перешло: 33% кварца и 6% оксида кальция (согласно

требуемым показателям), а также 33.63% железа и около 0.6% меди.

В работе также был рассчитан тепловой баланс процесса, что позволило сделать

следующие выводы: тепло на нагрев конверторного шлака составило 4638,9 ккал,

на реакции окисления и шлакообразования: 85720,01 ккал, на нагрев штейна,

шлака и отходящих газов с учетом требуемого топлива в размере 0,694 кг угля

(95% C, 5% прочих) : 10289.08 ккал, 30132,28 ккал и 20751,2 ккал

соответственно. Испарение влаги потребовало 4290,22 ккал, а потери составили

14146,15 ккал.

Отходящие газы приняли окончательный вид: SO2 ~ 53,83%, CO2 ~ 7,35%, N2 ~

12,74%. Необходимо заметить то, что объем требуемого дуться на сжигание 0,694

кг топлива составил 1,36 нм3.

Таким образом, на примере данной работы, мы еще раз убедились в том, что

процесс плавки по технологии А.В.Ванюкова является одним из лучших по своим

технико-экономическим показателям, и, я надеюсь, что с развитием науки и

появлением свободных денежных средств у предприятий, а также НИИ, позволит в

будущем его усовершенствовать.


© 2010 BANKS OF РЕФЕРАТ