трусики женские украина

На головну

 Металургія кольорових металів - Металургія

Курсова робота на тему:

Металургія кольорових металів

 Зміст

1. Введення

2. Опис технології отримання катодного міді

3. Вибір технології плавки на штейн

4. Теоретичні основи процесу Ванюкова

5. Розрахунок матеріального і теплового балансу

6. ЗаключеніеВведеніе

Металургія міді, а також інших важких кольорових металів є провідною ланкою вітчизняної кольорової металургії. На частку важких кольорових металів в РФ припадає значна частина валової продукції галузі.

Значення міді з року в рік зростає, особливо у зв'язку з бурхливим розвитком енергетики, електроніки, машинобудування, авіаційної, космічної та атомної техніки. Подальший розвиток і технічний рівень мідного і нікелевого виробництв багато в чому визначають технічний прогрес багатьох галузей народного господарства нашої країни, в тому числі мікропроцесорної техніки. Для отримання міді використовуються всілякі способи плавок, наприклад, плавка мідних концентратів в електричних, відбивних, шахтних печах, при використанні процесу конвертації мідних штейн, завдяки автогенний плавок в підвішеному стані, на штейн та ін. На сьогоднішній день існує декілька основних процесів автогенних плавок: процес «Норанда», «Уоркра», «Міцубісі» та Ванюкова. На жаль, розробка новий конструкцій печей і різних процесів вимагає значних капіталовкладень, а вільний коштів у Російських підприємств недостатньо. У цій роботі буде розглянута технологія А.В. Ванюкова або ПЖВ.Технологія отримання катодного міді

Електролітичне рафінування міді переслідує дві мети:

1) отримання міді високої чистоти (99,90-99,99% Сі), що задовольняє вимогам більшості споживачів;

2) витяг попутно з рафінуванням благородних та інших цінних компонентів (Se, Ті, Ni, Bi і ін.).

Слід зазначити, що чим вище у вихідній міді вміст благородних металів, тим нижчою буде собівартість електролітний міді. Саме тому при конвертації мідних штейн прагнуть використовувати як флюс золотовмісні кварцити.

Для здійснення електролітичного рафінування міді аноди, відлиті після вогневого рафінування, поміщають в електролізних ванни, заповнені сірчанокислим електролітом. Між анодами у ваннах розташовуються тонкі мідні листи - катодні основи.

При включенні ванн в мережу постійного струму відбувається електрохімічне розчинення міді на аноді, перенесення катіонів через електроліт і осадження її на катоді. Домішки міді при цьому в основному розподіляються між шламом (твердим осадом на дні ванн) і електролітом.

В результаті електролітичного рафінування отримують катодний мідь; шлам, що містить благородні метали; селен;

телур і забруднений електроліт, частина якого іноді використовують для отримання мідного і нікелевого купоросу. Крім того, внаслідок неповного електрохімічного розчинення анодів отримують анодні залишки (анодний скрап).

Електролітичне рафінування міді засноване на відмінності її електрохімічних властивостей і що містяться в ній домішок. У таблиці наведено нормальні електродні потенціали міді і найбільш часто зустрічаються в ній домішок.

Мідь належить до групи електропозитивних металів, її нормальний потенціал +0,34 В, що дозволяє здійснювати процес електролізу у водних розчинах (зазвичай в сірчанокислих).

На катоді протікають ті ж електрохімічні реакції, але у зворотному напрямку. Співвідношення між одновалентной і двухвалентной міддю в розчині визначається рівновагою реакції диспропорціонування.

Отже, в стані рівноваги концентрація в розчині іонів Сu + приблизно в тисячу разів менше, ніж концентрація іонів Си2 +. Проте реакція має істотне значення для електролізу. Вона зокрема визначає перехід міді в шлам. У початковий момент поблизу анода в розчині співвідношення двох-і одновалентних міді відповідає константі рівноваги. Однак внаслідок більшого заряду і меншого іонного радіусу швидкість переміщення двовалентних іонів до катода перевищує швидкість переносу іонів одновалентних. У результаті цього в пріанодном шарі концентрація іонів Си2 + стає вище рівноважної і реакція починає йти в бік утворення тонкого порошку міді, що випадає в шлам.

Як зазначалося вище, електролітичне рафінування здійснюють у сірчанокислих розчинах. Електропозитивний потенціал міді дозволяє виділити мідь на катоді з кислих розчинів без побоювання виділення водню. Введення в електроліт поряд з мідним купоросом вільної сірчаної кислоти істотно підвищує електропровідність розчину. Пояснюється це більшою рухливістю іонів водню в порівнянні з рухливістю великих катіонів і складних аніонних комплексів.

Для поліпшення якості катодного поверхні в електроліти для рафінування міді на всіх заводах обов'язково вводять різноманітні поверхнево-активні (колоїдні) добавки:

клей (частіше столярний), желатин, сульфітно луг. У процесі електролізу на поверхні катода можуть утворюватися дендрити, що зменшує в даному місці відстань між катодом і анодом. Зменшення межелектродного відстані веде до зменшення електричного опору, а отже, до місцевого збільшення щільності струму. Останнє в свою чергу обумовлює прискорене осадження міді на дендрит і прискорений його зростання. Почався ріст дендрита в кінцевому підсумку може призвести до короткого замикання між катодом і анодом. При наявності дендритів сильно розвинена поверхня катода утримує велику кількість електроліту і погано промивається, що не тільки погіршує якість товарних катодів, але й може викликати шлюб катодного міді за складом. Одне з пояснень механізму дії поверхнево-активних речовин полягає в тому, що вони адсорбуються на найбільш активних частинах поверхні і при цьому викликають місцеве підвищення електричного опору, що і перешкоджає росту дендрита. В результаті поверхня катодів виходить більш рівною, а катодний осад більш щільним. Після вирівнювання катодного поверхні колоїдна добавка десорбуються в електроліт.

Розчини колоїдних добавок безперервно вводять в циркулюючий електроліт. Вид і витрата поверхнево-активних речовин різні для кожного підприємства. Зазвичай застосовують одночасно дві добавки. На 1 т одержуваної катодного міді витрачають 15-40 г клею, 15-20 г желатину, 20-60 г сульфітних лугів або 60-100 г тіосечовини.

Основними вимогами, що пред'являються до електроліту, є його висока електропровідність (низький електричний опір) і чистота. Однак реальні електроліти, крім сульфату міді, сірчаної кислоти, води та необхідних добавок, обов'язково містять розчинені домішки, що містяться до цього в анодной- міді. Поведінка домішок анодного міді при електролітичному рафінуванні визначається їх положенням у ряді напруг. За електрохімічним властивостям домішки можна розділити на чотири групи:

I група - метали більш електронегативний, ніж мідь (Ni, Fe, Zn та ін.);

II група - метали, близько стоять у ряді напруг к-міді (As, Sb, Bi);

III група - метали більш електропозитивні, ніж мідь (Au, Ag і платиноїди);

IV група - електрохімічних нейтральні в умовах рафінування міді хімічні сполуки (Cu2S, Cu2Se, Cu2Te, AuTe2, Ag2Te).

Домішки першої групи, що володіють найбільш електронегативний потенціалом, практично повністю переходять в електроліт. Виняток становить лише нікель, близько 5% якого з анода осідає в шлам у вигляді твердого розчину нікелю в міді. Тверді розчини за законом Нернста стають навіть більш електропозитивні, ніж мідь, що і є причиною їх переходу в шлам.

Особливо в порівнянні з перерахованими групами домішок-поводяться свинець і олово, які за електрохімічним властивостей відносяться до домішок I групи, але по своїй поведінці в процесі електролізу можуть бути віднесені до домішок III і IV груп. Свинець і олово утворюють нерозчинні в сірчанокисле розчині сульфат свинцю PbS04 і метаоловянную кислоту H2SnO3. Електронегативний домішки на катоді в умовах електролізу міді практично не осідають і поступово накопичуються в електроліті. При великій концентрації в електроліті металів першої групи електроліз може істотно почати турбуватися.

Накопичення в електроліті сульфатів заліза, нікелю та цинку знижує концентрацію в електроліті сульфату міді. Крім того, участь електронегативний металів у переносі струму через електроліт посилює концентраційну поляризацію у катода.

Електронегативний метали можуть потрапляти в катодну мідь в основному у вигляді межкристаллических включень. розчину або основних солей, особливо при їх значній концентрації в електроліті. У практиці електролітичного рафінування міді не рекомендується допускати їх концентрацію в розчині понад наступних значень, г / л: 20 Ni; 25 Zn; 5 Fe.

Домішки II групи (As, Sb, Bi), які мають близькі до міді електродні потенціали, є найбільш шкідливими з точки зору можливості забруднення катода. Будучи трохи більш електронегативними в порівнянні з міддю, вони повністю розчиняються на аноді з утворенням відповідних сульфатів, які накопичуються в електроліті. Однак сульфати цих домішок нестійкі і в значній мірі піддаються гідролізу, утворюючи основні солі (Sb і Bi) або миш'яковисті кислоту (As). Основні солі сурми утворюють плаваючі в електроліті пластівці драглисті опадів («плавучий» шлам), які захоплюють частково і миш'як.

У катодні опади домішки миш'яку, сурми і вісмуту можуть потрапляти як електрохімічним, так і механічним шляхом в результаті адсорбції тонкодисперсних частинок «плавучого» шламу. Таким чином, домішки II групи розподіляються між електролітом, катодного міддю і шламом. Гранично допустимі концентрації домішок II групи в електроліті становлять, г / л:

9 As; 5 Sb і 1,5 Bi.

Більш електропозитивні в порівнянні з міддю домішки (III група), до яких відносяться благородні метали (головним чином, Au і Ag), відповідно до положення в ряді напруг повинні переходити в шлам у вигляді тонкодисперсного залишку. Це підтверджується практикою електролітичного рафінування міді.

Перехід золота в шлам складає більше 99,5% від його вмісту в анодах, а срібла - більше 98%. Дещо менший перехід срібла в шлам в порівнянні із золотом пов'язаний з тим, що срібло здатне в невеликій кількості розчинятися в електроліті і потім з розчину виділятися на катоді. Для зменшення розчинності срібла і переведення його в шлам до складу електроліту вводять невелику кількість іона хлору.

Незважаючи на практично повний перехід золота і срібла в шлам, вони все ж в невеликій кількості потрапляють в катодні опади. Пояснюється це механічним захопленням скаламученого шламу і частково явищем катофореза. На механічний перенос шламу на катод впливають вживана щільність струму і взаємопов'язана з нею швидкість циркуляції електроліту. Зі збільшенням швидкості циркуляції внаслідок взмучивания шламу перехід золота і срібла на катод зростає. При виборі щільності струму і способу циркуляції електроліту необхідно враховувати вміст благородних металів в анодах. У разі їх підвищеного вмісту щільність струму повинна бути менше. Зниженню перенесення шламу на катод сприяє також наявність у ванні зони відстоювання (область від нижнього кінця катода до дна ванни). На багатьох заводах електроліт перед його поверненням у ванну в циклі циркуляції піддають фільтруванню, що зменшує втрати шламу і забезпечує отримання більш чистої міді.

Аналогічно електропозитивні домішках ведуть себе при електролізі міді хімічні сполуки (домішки IV групи). Хоча в принципі хімічні сполуки і можуть окислюватися на аноді і відновлюватися на катоді, що використовують в спеціальних процесах, в умовах електролітичного рафінування міді анодного потенціалу недостатньо для їх окислення. Тому при електролізі міді в електродних процесах вони не беруть участь і в міру розчинення анода осипаються на дно ванни. У вигляді селенідов і теллурідов переходять в шлам більш ніж 99% селену і телуру.

Таким чином, в результаті електролітичного рафінування анодного міді все що містяться в ній домішки розподіляються між катодного міддю, електролітом і шламом '.

Основними характеристиками, що визначають параметри і показники електролітичного рафінування міді, є щільність струму, вихід металу по струму, напруга на ванні, питома витрата електроенергії.

Щільність струму є найважливішим параметром процесу електролізу. Вона виражається в амперах на одиницю поверхні електрода (D = I / S). У металургії міді її прийнято виражати в амперах на квадратний метр площі катодів. За законом Фарадея на кожен 1 А - ч електрики осідає 1 електрохімічний еквівалент металу. Для міді він дорівнює 1,1857 г / А - ч. Отже, зі збільшенням щільності струму інтенсивність (продуктивність) процесу електролізу зростає. Величина щільності струму, при якій проводять процес електролітичного рафінування, визначає всі його основні техніко-економічні показники: напруга на ванні, вихід за струмом, витрати електроенергії, а також капітальні та експлуатаційні витрати. Зі збільшенням щільності струму за інших рівних умов збільшується продуктивність цеху, зменшуються число потрібних ванн, витрати на капітальне будівництво і робочу силу, але зростають витрати на електроенергію. Слід зазначити, однак, що зі збільшенням щільності струму збільшуються втрати благородних металів за рахунок більшого взмучивания шламу і захоплення його зростаючим катодних осадом. В даний час застосування особливих режимів електролізу (реверсивного струму, зміненої системи циркуляції електроліту та ін.) Дозволяє довести щільність струму до 500 А / м2і більше.

Електрохімічний еквівалент міді становить 1,1857 г / А - ч. Проте практично при електролізі для виділення 1 г-екв металу витрачається електрики більше. Це удаване протиріччя пояснюється тим, що частина електричного струму витрачається на побічні електрохімічні процеси і витік струму. Ступінь використання струму на основний електрохімічний процес називається виходом металу по струму.

У практиці електрометалургії кольорових металів в більшості випадків доводиться мати справу з катодним виходом по струму, так як маса катодного осаду визначає кінцевий вихід товарної продукції. Навмисний підвищений переклад міді в електроліт за рахунок хімічного розчинення часто обумовлюють ко?юнктурнимі міркуваннями. Надлишкова мідь може бути виділена з електроліту у вигляді мідного купоросу при його регенерації. У тих випадках, коли потреба в мідному купоросу, використовуваному в основному для боротьби з хворобами та шкідниками сільськогосподарських рослин, дуже велика (наприклад, в НРБ), допускається робота електролізних цехів з підвищеною температурою електроліту.

Вибір технології плавки на штейн

Майже століття в металургії міді і близько півстоліття в металургії нікелю (у Канаді) «панує» відбивна плавка. Своє широке поширення вона набула завдяки освоєності плавки стосовно переробки різних видів дрібних рудних матеріалів, головним чином флотаційних концентратів, простоті організації процесу майже в будь-яких умовах металургійного виробництва. Основними причинами гострої необхідності заміни відбивної плавки стали високі вимоги до запобігання забруднення навколишнього середовища викидами оксидів сірки. В умовах відбивної плавки, що характеризується утворенням величезних кількостей дуже бідних по SO2 газів, їх знешкодження вимагає великих капітальних витрат і обходиться дорого в експлуатації. У зв'язку з цим, а також у зв'язку з необхідністю активного використання теплотворної здатності сульфідів і ряду інших розглянутих вище чинників були розроблені і освоєні нові способи плавки мідного сировини. Головним чином це - автогенний процеси, що поєднують в собі випал, плавку і конвертування. У цих процесах велика частина сірки переходить в гази, що відходять з досить високим і постійним вмістом SO2.

Нижче наведені порівняльні основні техніко-економічні показники застосовуються в даний час в мідної промисловості пірометалургійних процесів.

Вже в початковій стадії освоєння процесу плавки в рідкій ванні досягнута питома продуктивність, що перевищує більш ніж в 15 разів продуктивність відбивної печі при плавці сирої шихти, і в 6-8 разів продуктивність КВП і фінською технологією. Можливо широке управління складом Штейна і одержання на багатих Штейна щодо бідних відвальних шлаків.

Процес характеризується низьким пилеунос та отриманням возгонов, багатих за змістом цінних компонентів. Для здійснення процесу створена надійна і довговічна апаратура. Процес не вимагає складної підготовки сировини і придатний для переробки як кусковий руди, так і концентратів різного складу. За своїми показниками він перевершує всі відомі у світовій практиці процеси. Процес слід вважати в основному освоєним і заслуговує широкого і швидкого впровадження у вітчизняній мідної і нікелевої промисловості.

Крім основного використання для плавки сульфідних концентратів на штейн, плавка в рідкій ванні придатна для більш широкого застосування. При впровадженні процесу в рідкій ванні необхідно враховувати його можливості, шляхи та напрямки розвитку, які будуть здійснюватися вже в недалекому майбутньому.

До перспективних напрямків відносяться насамперед пряме отримання чорнової міді і глибоке збіднення шлаків, пряме отримання мідно-нікелевого Файнштейн, плавка колективних мідно-цинкових концентратів, комплексна переробка відвальних шлаків. Заслуговує на увагу також використання принципів плавки в рідкій ванні для переробки окислених нікелевих і залізних руд.

Порівняльні техніко-економічні показники деяких видів плавки сульфідних мідних концентратів

 Показник ПЖВ КФП Фінська КІ ВЦЕТ Норанда Міцубісі Відбивна плавка сирої шихти

 Питома проплав,

 т / (м 2 - добу) 60-80 10-13 9-12 3-5 10-11 До 20 4-5

 Зміст міді,%:

 в штейн 45-55 37-40 60 40-50 70-75 65 20-30

 в шлаку (без обід

 нання) 0,5-0,6 До 1,2 1-1,5 0,3-0,6 5 0,5 0,4-0,5

 Зміст Si02 в

 шлаку,% 30-32 28-34 29-30 30-34 22 30-35 34-42

 Вологість шихти,% 6-8 <1 <1 <1 10-13 <1 6-8

 Максимальна круп

 ність шихти, мм До 50 0,1 0,1 0,1 10 1 5

 Пиловиносу,% 1 9-12 7-10 - 5 3-5 1-2

 Зміст Оа в

 дуття,% 60-65 95 35-40 95 26-28 45 До 25

 Зміст SOz в

 газах,% 20-40 70-75 18-20 35-50 6-7 35 1-2

 Витрата умовного топ

 лива,% До 2 До 2 До 5 10-12 9-10 3-5 18-22

Процес ПЖВ забезпечує кращу продуктивність серед всіх типів процесів, перевершуючи їх на десятки відсотків. Зміст міді в штейн складає близько 45-55%, що є середнім рівнем; в шлаку міді, фактично, мінімальна кількість, допустимий сьогоднішніми технологіями. Завдяки цьому процесу досягається впевнене розподіл 30% SiO2 в шлак. Процес може переробляти досить велику шихту, що знижує витрати на її подрібнення і обробку. Низька витрата палива також вносить свою лепту в те, що технологічний процес А. В. Ванюкова один з найкращих за своїми техніко-економічними показниками.

Процес плавки в рідкій ванні (ПЖВ)

Оригінальний процес автогенної плавки сульфідних мідних і мідно-цинкових концентратів, названий авторами даної книги «плавкою в рідкій ванні», почав розроблятися в Радянському Союзі в 1951 г Подальші розробка і впровадження до 1986 р велися під спільним науковим керівництвом проф. А. В. Ванюкова.

Перші випробування цього методу плавки були проведені в лабораторних і заводських умовах в 1954-1956 рр. В даний час за методом плавки в рідкій ванні працюють промислові установки на мідному заводі Норильського ГМК і Балхашском гірничо-металургійному комбінаті.

Схема печі для плавки в рідкій ванні:

1 - шихта; 2 - дуття; 3 - штейн; 4 - шлак; 5 - гази; 6 - кладка печі; 7 - мідні литі кесони; 8 - фурми; 9 завантажувальна воронка; 10 - аптейка; 11 - штейновий сифон; 12 шлаковий сифон

Процес ПЖВ запатентований в ряді зарубіжних країн. При розробці процесу плавки в рідкій ванні ставилося завдання створення максимально сприятливих умов для протікання всіх фізико-хімічних процесів. Запропоновано кілька варіантів технологічного і апаратурного оформлення процесу в залежності від складу вихідної сировини і кінцевих результатів його переробки. Розглянемо роботу плавильної печі для автогенний і полуавтогенной плавки сульфідних мідних концентратів з одержанням багатого Штейн. Для здійснення процесу плавки запропоновано використовувати частково кессонірованний піч шахтного типу. Оптимальна довжина промислових печей визначається потрібної одиничною потужністю агрегату, т. Е. Його абсолютної добовою продуктивністю, і може змінюватися від 10 до 30 м і більше. Ширина печей при цьому з урахуванням можливостей дутьевого господарства і властивостей розплавів становить 2,5-3, висота шахти 6-6,5 м. Відмінною особливістю конструкції печі є високе розташування дуттєвих фурм над подом (1,5-2 м).

Вміст кисню в дуття для забезпечення автогенного режиму при плавці сухої шихти з вологістю менше 1-2% становить 40-45%, вологою (6-8% вологи) 55-65%. У печі можна плавити як дрібні матеріали, так і кусковую шихту. Велику і вологу шихту завантажують безпосередньо на поверхню розплаву. При необхідності сухі дрібні і пилоподібні матеріали вдуватися через фурми. Таким чином, плавлення шихти і окислення сульфідів у процесі ПЖВ здійснюються безпосередньо в шарі розплаву.

Шлак і штейн випускаються роздільно з нижньої частини ванни з допомогою сифонів.

Характерною особливістю плавки в рідкій ванні, що відрізняє її від усіх розглянутих раніше процесів, є те, що плавлення і окислення сульфідів здійснюються у ванні шлаку, а не Штейна, і шлак рухається в печі не в горизонтальному напрямку, як це має місце в усіх відомих процесах плавки, а у вертикальному - зверху вниз.

Горизонтальною площиною по осях фурм розплав в печі ділиться на дві зони: верхню надфурменной (барботируемом) і нижню подфурменной, де розплав знаходиться у відносно спокійному стані.

У надфурменной зоні здійснюються плавлення, розчинення тугоплавких складових шихти, окислення сульфідів і укрупнення дрібних сульфідних частинок. Великі краплі сульфідів швидко осідають в шарі шлаку, багаторазово промиваючи шлак за час його руху зверху вниз в подфурменной зоні. При безперервному здійсненні процесу встановлюється динамічна рівновага між кількістю вступників із завантаженням дрібних сульфідних частинок, швидкістю їх укрупнення та відділення від шлаку. В результаті одночасного протікання цих процесів встановлюється постійне утримання сульфідів (крапель) в шлаку, що лежить на рівні 5-10% від маси розплаву. Таким чином, всі процеси в надфурменной області протікають в шлако-штейновой емульсії, в якій переважає шлак.

Окислення сульфідів, як відомо, є дуже швидким процесом і звичайно не обмежує кінцеву продуктивність агрегатів. У виробничих процесах бажано не тільки не підвищувати, але навіть уповільнювати швидкість окислення сульфідів. Дійсно, великі швидкості окислення сульфідів, наприклад при продувці рідких сульфідів киснем, призводять до надмірного підвищення температури в області фурм.

Окислення сульфідів в шлако-штейновой емульсії протікає менш інтенсивно, ніж в сульфідному розплаві, фокус горіння розтягується, що дозволяє уникнути локального підвищення температури в області фурм навіть при використанні чистого кисню. Це в свою чергу полегшує завдання створення надійної і довговічною апаратури. При цьому швидкість окислення залишається досить високою і ступінь використання кисню на окислення сульфідів практично дорівнює 100% при будь-якому необхідному його кількості, що подається в розплав. Таким чином, і при окислюванні сульфідів в шлако-штейновой емульсії швидкість їх окислення не лімітує продуктивності агрегату. Можливість інтенсивного окислення сульфідів в шлако-штейновой емульсії без великого локального підвищення температури в області фурм є важливим достоїнством плавки в рідкій ванні.

Окислення сульфідів в шлако-штейновой емульсії являє собою складний багатостадійний процес, що складається з окислення крапельок Штейна, окислення розчинених у шлаку сульфідів, окислення FeO шлаку до магнетиту і окислення сульфідів магнетитом. Таким чином, шлак також є передавачем кисню. За останніми даними, найбільше значення має стадія окислення сульфідів, розчинених в шлаку.

Характерна особливість окислення сульфідів в шлако-штейновой емульсії полягає в тому, що воно не супроводжується утворенням первинних залізистих шлаків і випадінням дрібних сульфідних частинок. Оксиди, що утворюються на поверхні сульфідних крапель, негайно розчиняються в шлаку кінцевого складу.

Відсутність умов для утворення значних кількостей дрібної сульфідної суспензії є важливим достоїнством плавки в рідкій ванні, що створює передумови для отримання бідних відвальних шлаків.

Високий ступінь використання кисню забезпечує просте управління складом Штейна і співвідношенням кількостей що подається через фурму кисню і завантажуються за той же час концентратів. Склад Штейна можна регулювати в широкому діапазоні аж до отримання білого Матта або навіть чорнової міді. Нагадаємо, що втрати міді з шлаком починають різко зростати, коли її зміст в штейн перевищить 60%. Тому при плавці на штейн, якщо в технологічній схемі не передбачається спеціальне збіднення шлаку, збільшувати вміст міді в штейн понад 50-55% недоцільно. При отриманні білого Матта або чорнової міді в технологічну схему повинна обов'язково включатися операція збіднення шлаків.

Розчинення тугоплавких складових шихти є одним з відносно повільних процесів. Енергійний барботаж ванни різко прискорює процес розчинення кварцу і компонентів порожньої породи, що дозволяє використовувати навіть порівняно великі флюси. Промислові випробування показали, що при крупності кварцу близько 50 мм швидкість його розчинення не впливає на продуктивність печі, принаймні, аж до питомої проплавити, рівного 80 т / (м2-добу). Висока швидкість розчинення тугоплавких складових є важливою особливістю плавки в рідкій ванні.

Мінімальний вміст магнетиту в шлаках - обов'язкова умова досконалого плавильного процесу. Як вже говорилося, зі збільшенням вмісту магнетиту різко зростає вміст розчиненої міді в шлаках. Крім того, підвищення вмісту магнетиту (ступеня окислення системи) призводить до зниження міжфазного натягу на межі розділу Штейна і шлаку.

 ВИХІДНІ ДАНІ РОЗРАХУНКІВ

 1. Виробництво по вологому концентрату т / год 80

 2. Склад концентрату%

 Cu 17

 Fe 28

 S 36

 SiO2 5

 CaO 3

 MgO 0

 Al2O3 0

 Zn 6

 Pb 2

 3. Вологість 5

 4. Збагачення дуття 85

 5. Зміст міді в штейн 45

 6. Витяг міді в штейн 97

 7. Вихід в штейн

 Pb 20

 Zn 35

 8. Вихід в газ

 Pb 22

 Zn 12

 9. Склад кварцового флюсу

 Si02 70

 Волог. 6

 10. Склад шлаку

 Si02 33

 Ca0 6

 11. Подача конверторного шлаку Т / годину 10

 12. Температура конверторного шлаку C 1200

 13. Температура продуктів C 1250

 14. Склад палива%

 CH4 0

 C 95

 Волог. 6

 15. Тепло згоряння природного газу Ккал / м3 0

85% концентрату міді у вигляді халькопирита. Витяг Cu з конверторного шлаку - 80%. Склад конверторного шлаку: Cu - 3%, Fe - 52%, SiO2 - 24% /

Зміст інших в штейн - 1%.

Зміст O2 у технічному кисні 96% (решта N2)

Концентрація магнетиту в конверторному шлаку - 30%.

Розрахунок основних сульфідних мінералів

Доповнимо систему ще одним рівнянням:

Таблиця раціонального складу концентрату

 CuFeS2 CuS Cu2S FeS2 ZnS PbS CaCO3 MgCO3 SiO2 Al2O3 Проч. Всього

 Cu 14,45 0,13 2,41 - - - - - - - - 17

 Fe 12,71 - - 15,29 - - - - - - - 28

 S 14,56 0,07 0,61 17,52 2,94 0,31 - - - - - 36

 Zn - - - - 6 - - - - - - 6

 Pb - - - - - 2 - - - - - 2

 SiO2 - - - - - - - - 5 - - 5

 CaO - - - - - - 3 - - - - 3

 CO2 - - - - - - 2,35 - - - - 2,35

 Інш. - - - - - - - - - - 0,65 0,65

 Всього 41,72 0,2 ??3,02 32,81 8,94 2,31 5,35 - 5 - 0,65 100

Розрахунок складу конверторного шлаку

Вихідні дані:

Cu - 3% Fe - 52%

SiO2 - 24%

Fe3O4 - 30%

 Компонент Кг%

 SiO2 3,16 24

 Cu 0,39 3

 Fe 6,84 52

 O 2,28 17,32

 Інші 0,48 3,68

 Разом 13,16 100

Задамо витяг Cu в штейн

Витяг Cu з конвертерного шлаку - 80%

Витяг Cu в штейн з концентрату - 97% Розрахунок складу і кількості штейну

Зміст Cu в штейн - 45%.

Зміст S в штейн - 25%

 Компонент Кг%

 Cu 16,8 45

 Fe 7,28 19,51

 S 9,33 25

 Pb 0,4 1,07

 Zn 2,1 5,62

 O 1,04 2,8

 Інші 0,37 1

 Всього 37,33 100

Розрахунок самоплавкого шлаку

При

 Компонент Кг% Норма,%

 Si02 8,16 15,35 33

 Fe 27,56 51,83

 Pb 1,16 2,18

 Zn 3,18 5,98

 CaO 3 5,64 6

 O 8,76 16,47

 Cu 0,59 1,11

 Інші 0,76 1,43

 Всього 53,17 100

Балансове рівняння по кремнезему

Балансове рівняння по кальцію

Дано:

Cостав флюсу

1) SiO2-70% 2) СaO - 56%

Інші - 30% Інші - 0,08%

W = 6 W = 0

 Компонент Кг%

 SiO2 27,05 33

 Fe 27,56 32,63

 Pb 1,16 1,41

 Zn 3,18 3,88

 CaO 4.92 6

 Cu 0,59 0,07

 O 8,76 10,69

 Інші 8,85 10,80

 Всього 81,96 100

W = 6

Розрахунок необхідної кількості дуття

FeS + 3 / 2O2 = FeO + SO2

1 / 2S2 + O2 = SO2

PbS + 3 / 2O2 = PbO + SO2

ZnS + 3 / 2O2 = ZnO + SO2

 Компонент Кг Нм3%

 SO2 53,34 18,67 55,17

 N2 5,27 4,22 12,47

 H2O 6,98 8,69 25,68

 CO2 3,85 1,96 5,79

 Pb 0,44 0,05 0,15

 Zn 0,72 0,25 0,74

 Разом 70,6 33,84 100

 Матеріал Кількість Cu Fe S SiO2 O2 CaO N2 H2O CO2 Pb Zn

 Завантажено

 1. К-т 105,26 17 28 36 5 3 5,26 2,35 2 6

 2. Кварц 28,70 18.89 1.72

 3. Изв-к 3.42 1.92 1.5

 4. Кон.шл. 13.16 0,39 6,84 3,16 2,28

 5. Повітря 5.30 1.24 4.06

 6. Т.К. 34.16 32.96 1.20

 Всього 190 17,39 34,84 36 27.05 36.48 4.92 5.26 6.98 3.85 2 6

 Отримано

 1. Штейн 37,33 16,80 7.28 9.33 1.04 0,4 ??2,1

 2. Шлаки 81,96 0,59 27,56 27.05 8.76 4.92 1,16 3,18

 3. Гази 70.6 26.67 26.67 5.26 6.98 3.85 0,44 0,72

 Всього 190 17.39 34.84 36 27.05 36.48 4.92 5.26 6.98 3.85 2 6

Розрахунок тепла

Розрахунок приходу тепла

1.

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)

б)

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

FeS2 = FeS + 1 / 2S2

2CuS = Cu2S + 1 / 2S2

в)

г)

д)

е)

Розрахунок витрати тепла

На нагрівання від 25 до 100 C

Ендотермічні реакції

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

2) 2FeS2 a 2FeS + S2 - 64600

3) CuS a ?Cu2S + ? S2 - 10675

4) CaCO3 a CaO + CO2 - 42500

Втрати тепла

Приймемо втрати = 15% від 15607,47 ккал

Розрахунок необхідної кількості дуття

На 1 кг вугілля.

 С = 95% 0,893

 Інш = 5% 0,047

 W = 6% 0,06

 Разом 1 кг

З + O2 = CO2 + 94052 ккал

Остаточний склад газів, що відходять

 Компонент Кг Нм3%

 SO2 53,34 18.67 53.83

 CO2 5.01 2.55 7.35

 N2 5.52 4.42 12.74

 H2O 7.02 8.74 25.20

 Pb 0.44 0.05 0.14

 Zn 0.72 0.25 0.72

 Всього 72.05 34.68 100

Баланс по теплу

 Прихід Ккал Витрата Ккал

 Горіння палива 4857,33 Тепло шлаку 30132,28

 Тепло к.шлака 4638,9 Тепло штейну 10289,08

 Тепло реакцій окиснення 79526,19 Тепло газів, що відходять 20751,2

 Реакції шлакообразования 6193,82 Випаровування вологи 4290,22

 Ендотерм. Реакції 15607.47

 Втрати 14146,15

 Всього 95216.24 * Всього 95216.4 *

* Похибка обчислень = 0,000168%

Висновок

У цій роботі був складений теплової і матеріальний баланс процесу плавки на штейн на прикладі плавки в рідкій ванні або процесі А. В. Ванюкова, який був обраний через своїх техніко-економічних показників.

Технологічний процес А. В. Ванюкова дозволив перевести в конверторний шлак 24% кварцу, 3% міді, 52% заліза, 17,32% кисню; в 45% тий мідний штейн: майже 20% заліза, 25% сірки; в шлак після додавання кварцового і вапнякового флюсів перейшло: 33% кварцу і 6% оксиду кальцію (згідно необхідним показниками), а також 33.63% заліза і близько 0.6% міді.

У роботі також був розрахований тепловий баланс процесу, що дозволило зробити наступні висновки: тепло на нагрівання конверторного шлаку склало 4638,9 ккал, на реакції окислення і шлакообразования: 85720,01 ккал, на нагрів Штейна, шлаку і газів, що відходять з урахуванням необхідного палива в розмірі 0,694 кг вугілля (95% C, 5% інших): 10289.08 ккал, 30132,28 ккал і 20751,2 ккал відповідно. Випаровування вологи зажадало 4290,22 ккал, а втрати склали 14146,15 ккал.

Відходять гази взяли остаточний вигляд: SO2 ~ 53,83%, CO2 ~ 7,35%, N2 ~ 12,74%. Необхідно зауважити те, що обсяг необхідного дутися на спалювання 0,694 кг палива склав 1,36 нм3.

Таким чином, на прикладі даної роботи, ми ще раз переконалися в тому, що процес плавки за технологією А. В. Ванюкова є одним з кращих за своїми техніко-економічними показниками, і, я сподіваюся, що з розвитком науки і появою вільних грошових коштів у підприємств, а також НДІ, дозволить в майбутньому його вдосконалити.

Авіація і космонавтика
Автоматизація та управління
Архітектура
Астрологія
Астрономія
Банківська справа
Безпека життєдіяльності
Біографії
Біологія
Біологія і хімія
Біржова справа
Ботаніка та сільське господарство
Валютні відносини
Ветеринарія
Військова кафедра
Географія
Геодезія
Геологія
Діловодство
Гроші та кредит
Природознавство
Журналістика
Зарубіжна література
Зоологія
Видавнича справа та поліграфія
Інвестиції
Інформатика
Історія
Історія техніки
Комунікації і зв'язок
Косметологія
Короткий зміст творів
Криміналістика
Кримінологія
Криптологія
Кулінарія
Культура і мистецтво
Культурологія
Логіка
Логістика
Маркетинг
Математика
Медицина, здоров'я
Медичні науки
Менеджмент
Металургія
Музика
Наука і техніка
Нарисна геометрія
Фільми онлайн
Педагогіка
Підприємництво
Промисловість, виробництво
Психологія
Психологія, педагогіка
Радіоелектроніка
Реклама
Релігія і міфологія
Риторика
Різне
Сексологія
Соціологія
Статистика
Страхування
Будівельні науки
Будівництво
Схемотехніка
Теорія організації
Теплотехніка
Технологія
Товарознавство
Транспорт
Туризм
Управління
Керуючі науки
Фізика
Фізкультура і спорт
Філософія
Фінансові науки
Фінанси
Фотографія
Хімія
Цифрові пристрої
Екологія
Економіка
Економіко-математичне моделювання
Економічна географія
Економічна теорія
Етика

8ref.com

© 8ref.com - українські реферати


енциклопедія  бефстроганов  рагу  оселедець  солянка