Содержание
Введение… 2
1. Выбор и обоснование технологической схемы… 3
2. Описание технологического процесса… 4
3. Расчет материального баланса плавки… 10
3.1. Расчет рационального состава медного сырья… 10
3.2. Обжиг медных концентратов в кипящем слое… 11
3.3. Расчет материального баланса плавки обожженного концентрата 14
3.3.1. Расчет десульфуризации и состава штейна… 14
3.3.2. Расчет количество флюсов для ведения плавки на заданномсоставе шлаков… 16
4. Расчет теплового баланса плавки… 19
4.1. Расчет горения природного газа… 19
4.2. Расход природного газа и тепловой баланс отражательной плавкиогарка 20
5. Конвертирование штейнов… 24
6. Рафинирование меди… 26
6.1 Материальный баланс огневого рафинирования меди… 26
6.2 Электролиз меди… 27
7. Расчет сквозного извлечения меди… 29
Заключение… 30
Список литературы… 31
Введение
Развитие металлургии меди в последние годы характеризуетсяповышением комплексности использования сырья, возрастающими масштабамиприменения кислорода, создание автоматизированных непрерывных производств.
Основное количество меди получают по стандартнойпирометаллургической схеме плавка – конвертирование – рафинирование, на долюгидометаллургического способа приходится 12-16%.
В последние годы в ряде стран возросло внимание к гидрометаллургическимспособам извлечения меди из потерянного и забалансового сырья.
Смешанные руды перерабатывают по схеме выщелачивания –цементация – флотация.
Проводятся изыскания гидрометаллургической переработкисульфидных медь содержащих материалов с использованием автоклавного способа,солевого выщелачивания, сульфатезации.
Значительные успехи достигнуты по повышению комплексностииспользования сырья за счет расширения ассортимента выпускаемой продукции,организации пылеулавливания, более полного использования серосодержащих газов,а также использования вторичных энергоресурсов.
Полученные достижения во многом связаны с широким внедрениемв металлургию кислорода и природного газа.
В настоящее время при производстве меди извлекается из сырьяболее 15 компонентов и производится более 20 наименований продукции [1].
1. Выбор и обоснование технологической схемы
Наиболее распространенная технологическая схема переработкимедных руд и концентратов обязательно включает плавку на штейн, и последующееего конвертирование. В ряде случаев перед плавкой на штейн проводятокислительный обжиг.
Данный концентрат содержит 23% меди, т.е. является бедным иего предварительно подвергают обжигу.
Для плавки на штейн выбираем отражательную печь, т.к. онаявляется надежным, хорошо освоенным процессом, легко управляется и пригодая дляпереработки сырья в широком диапазоне его составов.
Полученный в результате плавки штейн направляется наконвертирование. Полученная после конвертирования черновая медь подвергаетсяогневому, а затем электролитическому рафинированию [3]. лавки на штейн выбираемотражательную печь, т.к. жигу.
2. Описание технологического процесса
Обжигом называют пирометаллургический процесс, проводимый винтервале температур 600-1200 0С с целью изменения химического и фазовогосостава перерабатываемого сырья.
Окислительный обжиг применяют подготовительной обработкисульфидных материалов перед плавкой с целью частичного или полного переводасульфидов в оксиды.
Основным назначением окислительного обжига медныхконцентратов перед плавкой на штейн является частичное окисление сульфидажелеза и перевод его в оксидную форму для того, чтобы при последующей плавкиогарка больше железа перешло в шлак. Тогда штейны будут получены с большимсодержанием меди. Конечный состав штейна при этом определяется тем, сколькосеры было удалено при обжиге. Обычно степень десульфуризации при обжигесоставляет 70-75%.
Окисление сульфидов при обжиге осуществляется при повышенныхтемпературах (700-900 0С). Необходимое для процесса обжига теплота получаетсяза счет экзотермических реакции окисления сульфидов.
Получающиеся в процессе обжига газы содержат 6-12% SО2, что позволяет до 70% серы исходного концентратаиспользовать для производства серной кислоты.
В настоящее время для обжига медных концентратов используютпреимущественно печи кипящего слоя.
Характерной особенностью процессов, протекающих в кипящемслое является то, что каждая частица шихты со всех сторон омывается газами,благодаря чему эффективно используется огромная активная поверхностьконцентрата. Хороший контакт сульфидных частиц с газами обуславливают высокуюскорость протекания реакций, а следовательно и высокую удельнуюпроизводительность печи.
Высокая скорость протекания процесса обуславливаетпрактически полное использование кислорода. Это в свою очередь являетсяпричиной получения богатых по содержанию SО2 газов.
Для регулирования температуры необходимо отводить тепло изслоя с помощью кессонов.
Продувание воздуха через слой мелких материалов неизбежносвязано со значительным выносом пыли. Поэтому печи КС оборудуют мощной системойпылеулавливания. Пыль является готовым продуктом и объединяется с огарком.
Переработка хорошо термически подготовленной, тщательноперемешанной шихты приводит к существенному увеличению удельного проплаваотражательных печей и снижению расхода топлива. Таким образом, включение втехнологическую схему процесса обжига позволяет не только управлять составомштейна, уменьшить выбросы сернистого ангидрида, снизить затраты наконвертирование, но и делает более экономичной саму отражательную плавку.
Большая газонасыщенность горячего огарка делает его текучими сильно пылящим при перегрузках. Возникает задача герметизации загрузки и уменьшенияпылевыноса из отражательных печей.
Поверхность ванны при плавке огарка в большей своей частипокрыта слоем шихты. Поступающая на поверхность ванны теплота воспринимается восновном шихтой. При загрузке огарка большими порциями из-за плохой его теплопроводностипервоначально плавятся и перегреваются только поверхностные слои шихты. Призагрузке огарка малыми порциями на поверхность шлака нагрев его осуществляетсячастично за счет теплоты, аккумулированной расплавом. При этом в поверхностномслое ванны формируется шлаковый расплав, отвечающий среднему их составу в печи.Таким образом, плавление огарка при загрузке небольшими порциями протекает вболее благоприятных условиях.
При плавке огарка в газовую фазу переходит незначительноеколичество серы. В тоже время реакция взаимодействия высших оксидов железа иферритов с сульфидами получает значительное развитие.
При плавке огарка основное количество магнетита поступает сшихтой и восстанавливается на поверхности расплава, где температура болеевысокая. Это обуславливает высокую степень восстановления магнетита.
Включение в технологическую схему процесса обжигасущественно влияет на поведение и распределение ценных спутников. Чем большестепень десульфуризации при обжиге и чем более богатым получается штейн, тембольше цинка переходит в шлак.
Подавляющая часть отражательных печей отапливается мазутом иприродным газом или их смесью.
Сущность отражательной плавки заключается в том, что шихтаплавится за счет тепла от сжигания углеродистого топлива в газовом пространственад ванной расплава в печи с горизонтально расположенным рабочим пространством(рисунок 1).
Шихту при этом загружают на ванну или на откосы вдольбоковых стен печи. Раскаленные топочные газы, проходя над поверхностью ванны ишихты, нагревают их, а также стены и свод, и покидают печь, имея ещесравнительно высокую температуру.
Теплопередача в печи осуществляется в основном за счетлучеиспускания от раскаленных стен, свода и продуктов сгорания.
Конструктивно отражательная печь состоит из фундамента,стен, пода, свода, газохода, металлического каркаса, устройств для загрузкишихты и выпуска продуктов плавки, горелок для сжигания топлива.
Стены печей выкладывают из хромомагнезитового кирпичанепосредственно на фундаменте. В верхней части печи они имеют толщину 0,5-0,6м, а у лещади 0,75-1 м. При плавке сырой шихты вдоль боковых стен печиобразуются устойчивые шихтовые откосы, которые защищают огнеупорную кладку отбыстрого разрушения.
Отражательные печи являются пламенными. Воздух для вдувания,распыления и сжигания топлива обогащают кислородом до 23-28% иногда подогреваютдо 200-400 0С.
Штейн, полученный в результате плавки подвергаютконвертированию.
Конвертирование осуществляют продувкой штейна воздухом вгоризонтальном конвертере. Перерабатываемые штейны состоят из сульфидов меди ижелеза. Вследствие экзотермичности основных реакции конвертирование не требуетзатрат топлива.
Процесс конвертирования идет в два этапа. Процесс начинаетсяс окисления сульфида железа по реакции
2FeS + 3O2 + SiO2 = FeSiO4 + SO2 + Q
Пока в расплаве имеется достаточное количество железа,сульфида меди практически не окисляется, поскольку равновесие реакции
Cu2O + FeS = Cu2S + FeO
Нацело сдвинуто вправо вследствие более высокого сродстважелеза к кислороду и меди к сере. Таким образом, в первом периодеконвертирования происходит селективное окисление сульфида железа. В фурменнойзоне вследствие относительного избытка кислорода окисление FeSпротекает по схеме
FeS => FeO=> Fe3О4
В конечном итоге при глубоком окислении все железо можетбыть перекислено до магнетита, который при температурах конвертированиянаходится в твердом состоянии. При перемешивании расплава воздухом будетобразовываться однородная гетерогенная масса, состоящая из магнетита иоставшихся сульфидов.
Для отделения образующихся оксидов железа от сульфидовнеобходимо их конвертировать не в твердом а в жидком продукте и добиватьсявозможно меньшего переокисления железа до магнетита и получение его в основномв виде FeO по реакции:
2FeS + 3O2 =2FeO + 2SO2 + Q
С этой целью для образования железосиликатного расплава впервом периоде конвертирования в конвертер подают кварц. При растворениивюстита в шлаке снижается его активность и тем в большей степени, чем большеконцентрация SiO2 в шлаке.
В первый период конвертирования происходит постепенноенакопление в конвертере обогащенной медью сульфидной массы. В связи с этимпосле каждой заливки штейна и его частичной продувки из конвертера сливают шлаки заливают дополнительную порцию штейна. Затем вновь проводят продувку.
Первый период конвертирования заканчивается холостойпродувкой (без заливки штейна)., целью которой является практически полноеокисление сульфида железа из обогащенной медью сульфидной массы и получениебелого штейна, представляющего собой почти чистый сульфид меди CuS.
Химизм второго периода конвертирования, имеющего своей цельюполучение черновой меди, может быть выражен реакцией.
Cu2S + O2 = 2Cu + SO2
Которую часто изображают как последовательное протеканиедвух процессов
2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + SO2
Cu2S + 2Cu2O = 6 Cu + SO2
Процесс конвертирования в горизонтальных конвертерахявляется периодическим.
Рафинирование черновой меди от примесей по экономическимсоображениям проводят в две стадии – сначала методом огневого рафинирования, затемэлектрохимическим методом.
Цель огневого рафинирования – подготовить медь кэлектролитическому рафинированию путем удалении из него основного количествапримесей.
При электролитическом рафинировании решаются две задачи –глубокое рафинирование меди от примесей, что обеспечивает ее высокуюэлектропроводност, и попутно извлечение ценных золота, серебра и селена [3].
3. Расчет материального баланса плавки
3.1. Расчет рационального состава медногосырья
Состав медного сырья,%: 23,0 Cu,25,5 Fe, 33,0 S, 0,5 CaO, 0,5 MgO, 2,0 SiO2,5,2Al2O3,10,3 прочие.
По минералогическому составу медь и железо находится в виде CuFeS2, остальное железо в виде FeS2.
Расчет ведем на 100 кг сырья.
Рассчитаем содержание CuFeS2
63,6 кг Cu входят в 183,4 кг CuFeS2
23 кг Cu входят в х кг CuFeS2
Х = 66,32 кг
Зная количество и состав халькопирита, найдем сколько серы ижелеза связано в халькопирите
183,4 кг CuFeS2 содержат 64 кг S
66,32 кг CuFeS2 содержат х кг S
Х = 23,14 кг
Количество железа в халькопирите
183,4 кг CuFeS2 содержат 64 кг Fe
66,32 кг CuFeS2 содержат х кг Fe
Х = 20,18 кг
Количество железа в пирите
25,5 – 20,18 = 5,32 кг
С этим количеством железа связано серы
55,8 кг Fe – 64 кгS
5,32 кг Fe – хкг S
Х = 6,10 кг
Количество пирита
5,32 + 6,10 = 11,42 кг
Остальная серы находится в элементарном состоянии
33 – 23,14 – 6,10 = 3,76 кг
По данным расчета составляем таблицу 1 рационального составамедного сырья.
Таблица 1 — Рациональный состав медного сырья, % CuFeS2Минералы Cu Fe S SiO2 CaO MgO Al2O3 прочие всего CuFeS2 23 20,18 23,14 66,32 FeS2 5,32 6,10 11,42 S2 3,76 3,76 Пустая порода 2,0 0,5 0,5 5,2 10,3 18,5 всего 23 25,5 33,0 2,0 0,5 0,5 5,2 10,3 100
3.2. Обжиг медных концентратов в кипящемслое
Обжиг ведем на дутье, обогащенным кислородом до 35%. Степеньдесульфуризации при обжиге принимаем 55%, температуру обжига 8500С. Расчетведем на 100 кг шихты.
Определим количество серы, диссоциирующей при обжиге.
По реакции
2CuFeS2 => Cu2S + 2 FeS + S образуется
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
По реакции
FeS2 => FeS+ S образуется
S своб11,42.32 / 119,85 = 3,05 кг
FeS 11,42.87,85 / 119,85 = 8,37 кг
Всего выделится свободной серы
5,79 + 3,05 = 8,84 кг
При 55% десульфуризации в газы перейдет серы
33,0.0,55 = 18,15 кг
В том числе 3,76 кг за счет окисления свободной серыконцентрата и за счет окисления FeS
18,15 – 8,84 – 3,76 = 5,55 кг
Образуется сернистого ангидрида
18,15.2 = 36,3 кг
Принимаем, что в процессе обжига сернистое железо окисляетсядо Fe3O4 по реакции
3FeS + 5 O2= Fe3O4 + 3 SO2
На практике наряду с образованием Fe3O4 может происходить образование FeOи Fe2O3
Количество окислившегося FeS
5,55.263,5 / 96 = 15,23 кг
В огарке останется сернистого железа
31,78 + 8,37 – 15,23 = 24,92 кг
Для окисления FeS потребуетсякислорода
15,23.160 / 263,5 = 9,25 кг
Результаты расчетов сводим в таблицу 2.
Таблица 2 – Рациональный состав огаркаСоединение Cu2S FeS Fe3O4 Всего кг % кг % кг % кг %
Cu
Fe
S
SiO2
CaO
MgO
Al2O3
О2
Прочие
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 Итого 28,75 100 24,92 100 13,38 100 85,55 100
Выход огарка 85,55%.
Для определения материального баланса обжига рассчитаемколичество серы и состав отходящих газов. Для окисления элементарной серы пореакции
S + О2 = SО2
Потребуется кислорода
(8,84 + 3,76).32 / 32 = 12,6 кг
Образуется при этом сернистого ангидрида
12,6.2 = 25,2 кг
Всего кислорода с учетом окисления сернистого железапотребуется
12,6 + 9,25 = 21,85 кг
Количество дутья при содержании кислорода 35% составит
22,4.21,85.100 / (35.32) = 43,7 м3
Азота в этом дутье будет
43,7.65 / 100 = 28,41 м3
Состав отходящих газов
кг м3 % (об)
SO2 36,3 12,7130,91
N2 40,5828,4169,09
Для проверки проделанных расчетов составляем материальныйбаланс обжига (таблица 3).
Таблица 3 — Материальный баланс обжигаСтатьи баланса Всего, кг В том числе Cu Fe S породы прочие О2 N2
Загружено
Шихты
Воздуха
100
62,43 23 25,5 33 8,2 10,3 21,85 40,58 Итого 162,43 23 25,5 33 8,2 10,3 21,85 40,58
Получено
Огарка
Газов
85,55
76,86 23 25,5
14,83
18,17 8,2 10,3
3,72
18,13 40,58 Итого 162,43 23 25,5 33 8,2 10,3 21,85 40,58
3.3. Расчет материального баланса плавкиобожженного концентрата
3.3.1. Расчет десульфуризации и составаштейна
Расчет ведем на 100 кг огарка
По данным практики десульфуризация при плавке огаркасоставляет 15-20%. Примем степень десульфуризации 15%. Тогда должно выделитсясеры
17,33.0,15 = 2,6 кг за счет окисления магнетитомконвертерного шлака и огарка.
В штейн перейдет серы
17,33 – 2,6 = 14,73 кг
По данным практики извлечение меди в штейн при плаке огаркасоставляет 93-96%. Для определения состава штейна примем, что извлечениесоставляет 93%. В штейн перейдет меди из огарка
26,88.0,93 = 25,0 кг
В заводских штейнах содержание серы колеблется в пределах23-27%. Примем содержание меди в штейне 25%. Выход штейна будет равен
14,73 / 0,25 = 58,92 кг
Содержание меди в штейне составит
25,0.100 / 58,92 = 42,43%
Максимальная растворимость кислорода в штейне 6%. Примемсодержание кислорода в штейне 2%.
На основании этих данных получаем следующий предварительныйсостав штейна
Cu42,4325,0Fe30,5718,01
S254,73О221,18
Для определения кислорода, связанного с магнетитомконвертерного шлака, примем, что все железо штейна переходит в конвертерныйшлак состава,%: 2,3 Cu, 1,4 S,25 SiO2,35 Fe, 11 O2,6 Al2O3,19,3прочие. Количество конвертерного шлака составит
18,01 / 0,35 = 51,46 кг
Определим количество магнетита в конвертерном шлаке поотношению кислорода к железу
В FeO
О2: Fe = 16 / 55,85 = 0,286
В Fe3О4
О2: Fe = 64 / 167,55 = 0,382
Из полученных соотношений составляем уравнение
11 = 0,286х + (35 – х).0,382,
Где х – количество железа, связанного в виде FeО
35 – х – количество железа, связанного в виде Fe3О4
Отсюда х = 24,69 кг
С этим железом связано кислорода
24,69.16 / 56,85 = 7,07 кг
В Fe3О4 количество железа равно
35 – 24,69 = 10,31 кг
Количество кислорода
10,31.64 / 167,55 = 3,94 кг
Итого в конверторном шлаке содержится магнетита
10,31 + 3,94 = 14,25 кг или 14,25%
С конвертерным шлаком поступит магнетита
18,01.0,1425 / 0,35 = 7,33 кг
Практически он весь переходит в штейн.
По данным практики примем, что извлечение меди изконвертерного шлака в отражательной печи составляет 85%. В штейн изконвертерного шлака перейдет меди
51,46.0,23.0,85 = 1,01 кг
На основании расчетов состав штейна при плавке огарка сзаливкой конвертерных шлаков будет следующим
Cu43,426,01Fe30,0518,01
S24,5814,73О21,971,18
3.3.2. Расчет количество флюсов для веденияплавки на заданном составе шлаков
Требуется подсчитать количество известняка, необходимое дляплавки огарка, состав которого,%: 5 SiO2,50 CaO, 40 CO2,5 прочие.
Плавка ведется на отвальный шлак с содержанием 8% СаО.Конвертерный шлак в жидком виде заливают в печь.
Для расчета плавки примем, что все железо штейна переходит вконвертерный шлак, выход которого на 100 кг концентрата равен 51,46 кг. Длярасчета состава шлака составляем предварительный баланс плавки (таблица 4).
Таблица 4 — Предварительный баланс плавкиСтатьи баланса Всего, кг В том числе Cu Fe S SiO2 СаО Al2О3 MgO О2 Прочие
Загружено
огарка
конвертерного шлака
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 Итого 151,46 28,06 47,82 18,05 15,21 0,58 9,17 0,58 10,01 21,98
Получено
штейна
шлака
газов
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 Итого 151,46 28,06 47,82 18,05 15,21 0,58 9,17 0,58 10,01 21,98
Из баланса выводим предварительный расчетный состав шлака,переводя все железо в FeО
FeO38,9543,36MgO0,580,66
SiO215,2117,2Cu2,052,32
CaO 0,580,66S0,520,59
Al2O39,1710,37прочие21,9824,84
Для уменьшения плотности шлака и снижения содержания меди поусловиям расчета в шихту вводим известняк с получением шлаков, содержащих 8%СаО. На практике обычно сумма FeO + CaO+ SiO2 + Al2O3+ MgO в заводских шлаках составляет 93-96%. Для нашегослучая примем, что эта сумма равна 95%. Тогда FeO + SiO2 + Al2O3+ MgO = 87%. Тогда по отношению
/>
Составляем уравнение
/>
Из которого находим, что х = 10,58 кг
В 10,58 кг известняка содержится 0,53 кг SiО2,5,29кг СаО, 4,23 кг СО2,0,53 кг прочих. На основании расчетов получаем составотвального шлака
FeO38,3541,3MgO0,580,62
SiO215,7416,95Cu0,50,54
CaO 5,876,32S0,130,14
Al2O39,179,88прочие22,5124,25
С учетом полученных данных составляем материальный балансплавки огарка с заливкой конвертерного шлака и добавкой известняка (таблица 5).
Таблица 5 — Материальный баланс плавкиСтатьи баланса Всего, кг В том числе Cu Fe S SiO2 СаО Al2О3 MgO О2 Прочие
Загружено
огарка
конвертерного шлака
известняка
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 Итого 162,04 28,06 47,82 18,05 15,74 5,87 9,17 0,58 10,01 22,51
Получено
штейна
шлака
газов
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 Итого 162,04 28,06 47,82 18,05 15,21 5,87 9,17 0,58 10,01 22,51
4. Расчет теплового баланса плавки
4.1. Расчет горенияприродного газа
Рассчитаем расход природного газа, состав и количествоотходящих газов при плавке огарка. Природный газ имеет следующий состав,% об.:0,17 H2S, 0,7 СО2,88,5 СН4,6,17С2Н6,4,46 N2.
Расчет ведем на 100 кг огарка. Определим теплоту сгораниягаза по формуле
QНР = 30,21 СО + 25,81 Н2 + 85,89СН4+ 148,86С2Н4 + 170С2Н6 + 55,34 H2S
Для нашего состава газа получаем
QНР = (55,34.0,17 + 85,89.88,5 +170.6,17).4,187 = 36258 кДж/м3
Для расчета количества воздуха, объема и состава отходящихгазов примем, что сжигание топлива ведется при коэффициенте избытка воздухаα = 1,1.
Определим теоретическую потребность воздуха по реакции
СН4 + 2О2 = СО2 + 2 Н2О
2С2Н4 + 7О2 = 4 СО2 + 6Н2О
2Н2S + 3О2 = 2SО2+ 2Н2О
Потребность кислорода на 100 м3 природного газа составляет,м3:
Для сгорания СН4: 100.0,885.2 = 177
Для сгорания С2Н6: 100.0,0617.7 / 2 = 21,6
Для сгорания H2S:100.0,0017.3 / 2 = 0,26
Всего потребуется 198,56 м3. при этом поступит азота
198,86.79 / 21 = 748,1 м3
Теоретическая потребность воздуха на сжигание 100 м3 газаравна
198,86 + 748,1 = 946,96 м3
Теоретический состав газов от сжигания топлива следующий
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
С учетом коэффициент избытка воздуха α = 1,1, всегопотребуется кислорода
1,1. 198,86 = 218,75 м3
С ним поступит азота
218,75.79 / 21 = 822,92 м3
Всего воздуха
218,75 + 822,92 = 1041,67 м3
Состав дымовых газов с учетом избытка воздуха, но без учетагазов шихты:
м3%, об. м3 %, об.
СО2101,548,87N2827,3872,28
SО20,20,02О219,891,74
Н2О195,6717,09
4.2. Расход природного газа и тепловойбаланс отражательной плавки огарка
Для составления теплового баланса плавки, примем, чтотемпература отходящих газов, штейна и отвальных шлаков равна соответственно1300,1150 и 1280 0С. Расчет ведем на 100 кг огарка. Согласно материальномубалансу плавки, на 100 кг концентрата подается 10,58 кг известняка, т.е.количество шихты будет равно 110,58 кг.
Расход газа для расплавления шихты обозначим через х, м3.
Для сжигания газа при α= 1,1 в соответствии спредидущим расчетом на 1м3 потребуется воздуха
1041,67 / 100х = 10,42х м3
В газы также перейдут из шихты СО2 и SО2,количество которых составит
кгм3
SO2 2,8 + 2,8 = 5,6 1,96
СО24,232,15
Состав отходящих газов будет, м3
СО2х.1,015 + 2,15 N2 х.8,27
Н2Ох.1,96О2х.0,2
SО2х.0,002 + 1,96
Для определения расхода газа рассчитаем отдельные статьибаланса на 100 кг концентрата
Приход тепла
1 Физическое тепло огарка
Принимаем среднюю удельную теплоемкость огарка 0,95 кДж/кгК
Количество тепла внесенного огарком при 600 0С составит
100.0,95.600 = 57000 кДж
2 Физическое тепло жидкого конвертерного шлака. Температуражидкого конвертерного шлака равна 1150 0С. Энтальпия шлака при этой температуреравна 1361 кДж/кг. Количество тепла, вносимое жидким конвертерным шлакомсоставит
51,46.1361 = 70037 кДж
3 Физическое тепло известняка при 25 0С.
10,58.0,95.25 = 251 кДж
4 Физическое тепло воздуха. Температура воздуха, подаваемогона сжигание газа, равна 200 0С, а его теплоемкость 1,3 кДж/см3К. следовательно,тепло вносимое воздухом, составит
Х.10,42. 200.1,3 = 2709,2 х кДж
5 Тепло от сжигания природного газа
Х.36258 кДж
6 Тепло от ошлакования железа и известняка
Считаем что все FeО отвального шлакасвязано с SiО2 по реакции
2FeO + SiO2= (FeO) 2. SiO2 + 29309 кДж
В отвальном шлаке содержится Fe в FeО 29,81 кг. На 1 кг железа выделится тепла
29309 / (2.55,85) = 262 кДж
С конвертерным шлаком поступает 51,46.0,2469 = 12,71 кг Fe в FeO. Следовательно, ошлакованиюподвергается 17,1 кг Fe.
Всего тепла от ошлакования железа выделится
17,1.262 = 4480 кДж
С известняком SiО2 связывается пореакции
СаО + SiO2 = CaO.SiО2 + 90037 кДж
На 1 кг СаО выделится 1608 кДж тепла. Приход тепла составит
5,87.1608 = 9439 кДж
Всего приход тепла составит
57000 + 251 + 70037 + 2709,2х + 36258х + 4480 + 9439 =141207 + 38967х кДж
Расход тепла
1 Физическое тепло штейна при 1180 0С составит
61,87.0,92.1180 = 67166 кДж
2 Физическое тепло отвального шлака при 1280 0С составит
92,85.1,21.1280 = 143806 кДж
3 С отходящими газами 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
Всего 23404х + 12304
4 потери тепла через кладку и неплотности печи принимаемравным 12% от прихода тепла
0,12 (141207 + 38967,2х) = 16945 + 4676х
Всего расход тепла составит
67166 + 143806 + 23404х + 12304 + 16945 + 4676 х = 240221 +28080х
По приходу и расходу тепла составляем уравнение
141207 + 38967,2х = 240221 + 28080х
Находим расход природного газа х = 9,09 м3
Сведем полученные данные в таблицу 6 теплового балансаплавки
Таблица 6 – Тепловой баланс отражательной плавкиПриход тепла Расход тепла Статьи баланса кДж % Статьи баланса кДж %
Огарок
Известняк
Конвертерный шлак
Воздух
Сжигание природного газа
Химические реакции
57000
251
70037
24627
329585
13919
11,51
0,05
14,14
4,97
66,53
2,8
Штейн
Шлак
Отходящие газы
Потери через кладку и неплотности
67166
143806
225046
59401
13,56
29,03
45,41
12,0 Всего 495419 100 Всего 495419 100
5. Конвертирование штейнов
Состав штейнов,%: Cu 43,4,S 24,58,Fe 30,05,1,97 О2.
Примем состав кварцевого флюса,%: Fe2O3,85 (SiO2 + Al2O3 + прочие)
Состав конвертерного шлака,%: 2,3 Cu,1,4 S, 25 SiO2,35 Fe, 11 O2,6 Al2O3,19,3 прочие.
Содержание меди в черновой меди 99%.
На 100 кг штейна ориентировочно получается конвертерногошлака
30,05 / 0,35 = 85,86 кг
В нем будет содержание меди
85,86.0,023 = 1,97 кг
Учитывая еще 2% потерь в угар, в черновую медь перейдет
43,40 – 1,97 – 43,40.0,02 = 40,56 кг
И должно получится черновой меди
40,56 / 0,99 = 40,97 кг
1% примесей в черновой меди распределяется на 0,5% Fe, 0,2% S и 0,3% О2.
Количество потребного воздуха берем по таблице Х.К.Аветисяна [5]. На 100 кг штейна потребуется воздуха по массе, без учетасодержащемся в нем влаги, но с учетом использования 90% кислорода
101,6.1,293 / 0,9 = 145,97 кг
В нем 33,57 кг О2 (23%) и 112,4 кг N2(77%)
Рассчитаем количество кварца
(21,47 + 5,15 + 16,58) / 0,85 = 50,82 кг
Все полученные данные сводим в таблицу 7 материальногобаланса конвертирования.
Таблица 7 — Материальный баланс конвертированиякомпоненты загружено Итого Получено штейна кварца воздуха Черновой меди шлака Угара и газов
Cu
Fe
S
O2
N2
SiO2
Al2О3
Прочие
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 Итого 100 50,82 145,97 296,79 40,97 85,86 169,96
6. Рафинирование меди
6.1 Материальный балансогневого рафинирования меди
Содержание меди в черновой меди 99%.
В анодную печь загружается 13% анодного скрапа (от массычерновой меди), 1% брака и анодного скрапа цеха и 1% старых изложниц.
Из анодной печи получается,% от массы черновой меди
Шлака огневого рафинирования 1,5
Угара 0,31
Содержится меди,%
В анодах 99,4
В шлаке 40,0
Определим общее количество загруженной в печь меди
113,9 – (0,99 + 0,99 + 0,6 + 0,31) = 111,01 т
Это количество меди входит в состав анодов, содержащих 99,4%меди. Масса анодов составит
111,01 / 0,994 = 111,68 т
Таблица 8 – Материальный баланс огневого рафинированияСтатьи баланса Всего, т В том числе Cu % т
Загружено
Черновой меди
Анодного скрапа
Брака и скрапа
Изложниц старых
Кварца и ткосов
100
13
1
1
0,49
99,0
99,4
99,4
99,4
99,0
12,92
0,99
0,99 Итого 115,49 113,90
Получено
Анодов годных
Брака и скрапа
Изложниц
Шлака
Угара
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 Итого 115,49 113,90
6.2 Электролиз меди
На электролиз поступает черновая медь следующего состава,%: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 O2,0,174Ag + Au.
Для выполнения расчета задаемся по практическим даннымработы заводов следующими примерными величинами
Выход анодного скрапа 15%
Переходит в раствор,% от массы растворенного анода: 100 Ni, 100 Fe, 80 As,15 Sb, 20 Bi, 1,2 Cu.
В шлам переходит 100% Se, Te, Pb, O2,Ag + Au. Пренебрегаем в расчетесодержанием примесей на катоде и считаем его на 100% из меди. Составляемтаблицу 9 материального баланса электролиза меди на 100 т анодов.
По практическим данным суммарное количество Se, Te, Pb, O2,Ag + Auпринимаем 61% (в шламе). Общая масса шлама
(0,0578 + 0,0238 + 0,0485 + 0,0315 + 0,1479) / 0,61 = 0,5074т
Компоненты шлама (As, Sb, Bi) берутся по разности послерасчета их количеств, перешедших в раствор согласно принятым коэффициентам.
Таблица 9 — Материальный баланс электролизаКомпоненты Поступило с анодами, т Перешло, т В скрап В шлам В раствор 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 Итого 100 15,0000 0,5074 1,1726 83,3200
7. Расчет сквозногоизвлечения меди
При отражательной плавке извлечение меди составит
27,56.100 / 28,06 = 98,22%
При конвертировании извлечение меди
40,56.100 / 43,40 = 93,46%
При огневом рафинировании черновой меди
111,01.100 / 113,90 = 97,46%
При электролитическом рафинировании
83,32.100 / 99,4 = 83,82%
Сквозное извлечение меди составит
0,9822.0,9346.0,9746.0,8382.100 = 74,99%
Заключение
В курсовой работе обоснована необходимость переработкимедного концентрата в отражательной печи с предварительным обжигом. В работевыполнен расчет материального баланса обжига, материального и тепловогобалансов процесса отражательной плавки, расчет процесса конвертирования штейна,огневого и электролитического рафинирования черновой меди.
Из теплового баланса можно сделать вывод, что к. п. д. печи(тепло штейна и шлака) составляет 42,59%. Основным источником потерь теплаявляются отходящие газы. Использование тепла отходящих газов на производствопара и подогрев воздуха позволит повысить коэффициент использования тепла до60-65%. Сквозное извлечение меди при переработке сырья предложенным способомсоставляет 74,99%.
Список литературы
1. Худяков И.Ф., Тихонов А.И., Деев В.И., НабойченкоС.С. Металлургия меди, никеля и кобальта. Т1. – М.: Металлургия, 1977
2. Ванюков А.В., Уткин Н.И. Комплексная переработка иникелевого сырья. – М.: Металлургия, 1982
3. Технологические расчеты в металлургии тяжелыхцветных металлов / под ред. Н.В. Гудимы. – М.: Металлургия, 1977
4. Лоскутов Ф.М., Цейдлер А.А. Расчеты по металлургиитяжелых цветных металлов. – М.: Металлургиздат, 1963