Реферат: Металлургия цветных металлов

Курсоваяработа на тему:

Металлургияцветных металлов

 

Содержание

1.  Введение

2.  Описание технологии получениякатодной меди

3.  Выбор технологии плавки на штейне

4.  Теоретические основы процессаВанюкова

5.  Расчет материального и тепловогобаланса

6.    Заключение

Введение

Металлургия меди, а такжедругих тяжелых цветных ме­таллов является ведущим звеном отечественной цветнойметаллур­гии. На долю тяжелых цветных металлов в РФ прихо­дится значительнаячасть валовой продукции отрасли.

Значение меди из года в год возрастает, особенно всвязи с бурным развитием энергетики, электроники, машинострое­ния, авиационной,космической и атомной техники. Дальнейшее развитие и технический уровеньмедного и никелевого производств во многом определяют технический прогрессмногих отраслей на­родного хозяйства нашей страны, в том числемикропроцессорной техники. Для получения меди используются всевозможные способыплавок, 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 сегодняшнийдень существует несколько основных процессов автогенных плавок: процесс«Норанда», «Уоркра», «Мицубиси» и Ванюкова. К сожалению, разработка новыйконструкций печей и различных процессов требует значительных капиталовложений,а свободный средств у Российских предприятий недостаточно. В данной курсовойработе будет рассмотрена технология А.В. Ванюкова или ПЖВ.

Технология получения катодной меди

Электролитическоерафинирование меди преследует две цели:

1) получение меди высокойчистоты (99,90—99,99% Си), удовлетворяющей требованиям большинствапотребителей;

2) извлечение попутно срафинированием благородных и других ценных компонентов (Se, Те, Ni, Bi и др.).

Следует отметить, что чем выше висходной меди содержание благородных металлов, тем ниже будет себестоимостьэлектролит­ной меди. Именно поэтому при конвертировании медных штейновстремятся использовать в качестве флюса золотосодержащие кварциты.

Для осуществленияэлектролитического рафинирования меди аноды, отлитые после огневого рафинирования,помещают в элект­ролизные ванны, заполненные сернокислым электролитом. Междуанодами в ваннах располагаются тонкие медные листы — катод­ные основы.

При включении ванн в сетьпостоянного тока происходит элек­трохимическое растворение меди на аноде, переноскатионов через электролит и осаждение ее на катоде. Примеси меди при этом восновном распределяются между шламом (твердым осадком на дне ванн) иэлектролитом.

Врезультате 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 получаютанодные остатки (анодный скрап).

   Электролитическое рафинированиемеди основано на различии ее электрохимических свойств и содержащихся в нейпримесей. В таблице приведены нормальные электродные потенциалы меди и наиболеечасто встречающихся в ней примесей.

Медь относится к группеэлектроположительных металлов, ее нормальный потенциал +0,34 В, что позволяетосуществлять процесс электролиза в водных растворах (обычно в сернокислых).

    На катоде протекают те же электрохимическиереакции, но в обратном направлении. Соотношение между одновалентной и двух­валентноймедью в растворе определяется равновесием реакции диспропорционирования.

Следовательно, в состоянии равновесияконцентрация в растворе ионов Сu+примерно в тысячу раз меньше, чем кон­центрация ионов Си2+. Тем неменее реакция имеет сущест­венное значение для электролиза. Она в частностиопределяет переход меди в шлам. В начальный момент вблизи анода в раст­воресоотношение двух- и одновалентной меди соответствует кон­станте равновесия.Однако вследствие большего заряда и меньшего ионного радиуса скоростьперемещения двухвалентных ионов к катоду превышает скорость переноса ионоводновалентных. В ре­зультате этого в прианодном слое концентрация ионов Си2+ста­новится выше равновесной и реакция  начинает идти в сто­рону образованиятонкого порошка меди, выпадающего в шлам.

Как указывалось выше, электролитическое рафинированиеосу­ществляют в сернокислых растворах. Электроположительный потенциал медипозволяет выделить медь на катоде из кислых растворов без опасения выделенияводорода. Введение в электро­лит наряду с медным купоросом свободной сернойкислоты су­щественно повышает электропроводность раствора. Объясняется этобольшей подвижностью ионов водорода по сравнению с под­вижностью крупныхкатионов и сложных анионных комплексов.

Для улучшения качества катоднойповерхности в электролиты для рафинирования меди на всех заводах обязательновводят разнообразные поверхностно-активные  (коллоидные) добавки:

клей (чаще столярный), желатин,сульфитный щелок. В процессе электролиза на поверхности катода могут образо­выватьсядендриты, что уменьшает в данном месте расстояние между катодом и анодом.Уменьшение межэлектродного расстоя­ния ведет к уменьшению электрическогосопротивления, а следо­вательно, к местному увеличению плотности тока.Последнее в свою очередь обусловливает ускоренное осаждение меди на дендри­те иускоренный его рост. Начавшийся рост дендрита в конечном итоге может привести ккороткому замыканию между катодом и анодом. При наличии дендритов сильноразвитая поверхность ка­тода удерживает большое количество электролита и плохопромы­вается, что не только ухудшает качество товарных катодов, но и можетвызвать брак катодной меди по составу. Одно из объясне­ний механизма действияповерхностно-активных веществ заклю­чается в том, что они адсорбируются нанаиболее активных частях поверхности и при этом вызывают местное повышение элек­трическогосопротивления, что и препятствует росту дендрита. В результате поверхностькатодов получается более ровной, а катод­ный осадок более плотным. После выравниваниякатодной поверх­ности коллоидная добавка десорбирует в электролит.

Растворы коллоидных добавокнепрерывно вводят в циркули­рующий электролит. Вид и расходповерхностно-активных веществ различны для каждого предприятия. Обычноприменяют одновре­менно две добавки. На 1 т получаемой катодной меди расходуют15—40 г клея, 15—20 г желатина, 20—60 г сульфитных щелоков или 60—100 гтиомочевины.

Основными требованиями,предъявляемыми к электролиту, явля­ются его высокая электропроводность (низкоеэлектрическое сопротивление) и чистота. Однако реальные электролиты, помимосульфата меди, серной кислоты, воды и необходимых добавок, обязательно содержатрастворенные примеси, содержащиеся до этого в анодной- меди.  Поведениепримесей анодной меди при электролитическом рафинировании определяется ихположением в ряду напряжений. По электрохимическим свойствам примеси можноразделить на четыре группы:

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

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

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

IV группа —электрохимически нейтральные в условиях рафи­нирования меди химическиесоединения (Cu2S, Cu2Se, Cu2Te, AuTe2, Ag2Te).

Примеси первой группы,обладающие наиболее электроотрица­тельным потенциалом, практически полностьюпереходят в электро­лит. Исключение составляет лишь никель, около 5% которогоиз анода осаждается в шлам в виде твердого раствора никеля в меди. Твердыерастворы по закону Нернста становятся даже более электроположительными, чеммедь, что и является причиной их перехода в шлам.

Особо по сравнению с перечисленнымигруппами примесей-ведут себя свинец и олово, которые по электрохимическим свой­ствамотносятся к примесям I группы, но по своему поведению в процессе электролизамогут быть отнесены к приме­сям III и IV групп. Свинец и олово образуютнерастворимые в сернокислом растворе сульфат свинца PbS04 и метаоловянную кислоту H2SnO3.Электроотрицательные примеси на катоде в условиях электро­лиза меди практическине осаждаются и постепенно накаплива­ются в электролите. При большойконцентрации в электролите металлов первой группы электролиз может существеннорас­строиться.

Накопление в электролите сульфатовжелеза, никеля и цинка снижает концентрацию в электролите сульфата меди. Крометого, участие электроотрицательных металлов в переносе тока через электролитусиливает концентрационную поляризацию у катода.

Электроотрицательные металлы могутпопадать в катодную медь в основном в виде межкристаллических включений.раство­ра или основных солей, особенно при их значительной концентра­ции вэлектролите. В практике электролитического рафинирования меди не рекомендуетсядопускать 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, являютсянаиболее вредными с точки зре­ния возможности загрязнения катода. Будучинесколько более электроотрицательными по сравнению с медью, они полностьюрастворяются на аноде с образованием соответствующих суль­фатов, которыенакапливаются в электролите. Однако сульфаты этих примесей неустойчивы и взначительной степени подверга­ются гидролизу, образуя основные соли (Sb и Bi)или мышьяко­вистую кислоту (As).Основные соли сурьмы образуют плавающие в электролите хлопья студенистыхосадков («плавучий» шлам), которые захватывают частично и мышьяк.

В катодные осадки примеси мышьяка,сурьмы и висмута могут попадать как электрохимическим, так и механическим путемв результате адсорбции тонкодисперсных частичек «плавучего» шлама. Такимобразом, примеси II группы распределяются между электролитом, катодной медью ишламом. Предельно допустимые концентрации примесей II группы в электролитесоставляют, г/л:

9 As; 5 Sb и 1,5 Bi.

Более электроположительные посравнению с медью примеси (III группа), к которым относятся благородные металлы(главным образом, Au и Ag), в соответствии с положением в ряду напряже­нийдолжны переходить в шлам в виде тонкодисперсного остатка. Это подтверждаетсяпрактикой электролитического рафинирования меди.

Переход золота в шлам составляет более99,5% от его содер­жания в анодах, а серебра — более 98%. Несколько меньшийпереход серебра в шлам по сравнению с золотом связан с тем, что сереброспособно в небольшом количестве растворяться в электролите и затем из растворавыделяться на катоде. Для умень­шения растворимости серебра и перевода его вшлам в состав электролита вводят небольшое количество иона хлора.

Несмотря на практически полный переходзолота и серебра в шлам, они все же в небольшом количестве попадают в катодныеосадки. Объясняется это механическим захватом взмученного шлама и отчастиявлением катофореза. На механический перенос шлама на катод влияют применяемаяплотность тока и взаимосвя­занная с ней скорость циркуляции электролита. Сувеличением скорости циркуляции вследствие взмучивания шлама переход золо­та исеребра на катод возрастает. При выборе плотности тока и способа циркуляцииэлектролита необходимо учитывать содержание благородных металлов в анодах. Вслучае их повышенного содер­жания плотность тока должна быть меньше. Снижениюпереноса шлама на катод способствует также наличие в ванне зоны отстаи­вания(область от нижнего конца катода до дна ванны). На многих заводах электролитперед его возвращением в ванну в цикле цирку­ляции подвергают фильтрованию, чтоуменьшает потери шлама и обеспечивает получение более чистой меди.

Аналогично электроположительнымпримесям ведут себя при электролизе меди химические соединения (примеси IVгруппы). Хотя в принципе химические соединения и могут окисляться на аноде ивосстанавливаться на катоде, что используют в специаль­ных процессах, вусловиях электролитического рафинирования меди анодного потенциала недостаточнодля их окисления. Поэтому при электролизе меди в электродных процессах они неучаствуют и по мере растворения анода осыпаются на дно ванны. В виде селенидови теллуридов переходят в шлам более чем 99% селена и теллура.

Таким образом, в результатеэлектролитического рафинирования анодной меди все содержащиеся в ней примесираспределяются 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, удельныйрасход электроэнергии.

Плотность тока является важнейшимпараметром процесса элек­тролиза. Она выражается в амперах на единицуповерхности элек­трода (D=I/S). В металлургии меди ее принято выражать в ампе­рах наквадратный метр площади катодов. По закону Фарадея на каждый 1 А • чэлектричества осаждается 1 электрохимический эквивалент металла. Для меди онравен 1,1857 г/А • ч. Следова­тельно, с увеличением плотности токаинтенсивность (производи­тельность) процесса электролиза возрастает. Величинаплотности тока, при которой проводят процесс элек­тролитического рафинирования,определяет все его основные техни­ко-экономические показатели: напряжение наванне, выход по току, расход электроэнергии, а также капитальные иэксплуатационные затраты. С увеличением плотности тока при прочих равных услови­яхувеличивается производительность цеха, уменьшаются число потребных ванн,затраты на капитальное строительство и рабочую силу, но возрастают затраты наэлектроэнергию. Следует отметить, однако, что с увеличением плотности токаувеличиваются потери благородных металлов за счет большего взмучивания шлама изахвата его растущим катод­ным осадком. В настоящее время применение особыхрежимов элек­тролиза (реверсивного тока, измененной системы циркуляции элек­тролитаи др.) позволяет довести плотность тока до 500 А/м2 и более.

Электрохимическийэквивалент меди составляет 1,1857 г/А • ч. Однако практически при электролизедля выделения 1 г-экв метал­ла расходуется электричества больше. Это кажущеесяпротиворечие объясняется тем, что часть электрического тока расходуется напобочные электрохимические процессы и утечку тока. Степень использования токана основной электрохимический процесс назы­вается выходом металла по току.

В практике электрометаллургиицветных металлов в большин­стве случаев приходится иметь дело с катоднымвыходом по току, так как масса катодного осадка определяет конечный выход товар­нойпродукции. Преднамеренный повышенный перевод меди в электролит за счетхимического растворения часто обусловливают конъюнктурными соображениями.Избыточная медь может быть выделена из электроли­та в виде медного купороса приего регенерации. В тех случаях, когда потребность в медном купоросе,используемом в основном для борьбы с болезнями и вредителямисельскохозяйственных растений, очень велика (например, в НРБ), допускаетсяработа электролиз­ных цехов с повышенной температурой электролита.

Выбор технологии плавки на штейне

Почти столетие вметаллургии меди и около полувека в металлур­гии никеля (в Канаде)«господствует» отражательная плавка. Свое широкое распространение она получилаблагодаря освоенности плавки применительно к переработке различных видов мелкихруд­ных материалов, главным образом флотационных концентратов, простотеорганизации процесса почти в любых условиях металлургического производства.Основными причинами острой необходи­мости замены отражательной плавки сталивысокие требования к предотвращению загрязнения окружающей среды выбросами окси­довсеры. В условиях отражательной плавки, характеризующейся образованием огромныхколичеств очень бедных по SO2газов, их обезвреживание требует больших капитальных затрат и обходится дорогов эксплуатации. В связи с этим, а также в связи с необхо­димостью активного использованиятеплотворной способности суль­фидов и ряда других рассмотренных выше факторовбыли разрабо­таны и освоены новые способы плавки медного сырья. Главным образомэто — автогенные процессы, совмещающие в себе обжиг, плавку и конвертирование.В этих процессах большая часть серы переходит в отходящие газы с достаточновысоким и постоянным содержанием SO2.

Ниже приведенысравнительные основные технико-эконо­мические показатели применяемых внастоящее время в медной промышленности пирометаллургических процессов.

Уже в начальной стадииосвоения процесса плавки в жидкой ванне достигнута удельная производительность,превышающая более чем в 15 раз производительность отражательной печи при плавкесырой шихты, и в 6—8 раз производительность КВП и фин­ской технологии. Возможноширокое управление составом штейна и получение на богатых штейнах относительнобедных отвальных шлаков.

Процесс характеризуетсянизким пылеуносом и получением возгонов, богатых по содержанию ценныхкомпонентов. Для осущест­вления процесса создана надежная и долговечнаяаппаратура. Про­цесс не требует сложной подготовки сырья и пригоден дляпереработки как кусковой руды, так и концентратов различного состава. По своимпоказателям он превосходит все известные в мировой практике процессы. Процессследует считать в основном освоенным и заслуживающим широкого и быстроговнедрения в отечественной медной и никелевой промышленности.

Помимо основногоиспользования для плавки сульфидных кон­центратов на штейн, плавка в жидкойванне пригодна для более широкого применения. При внедрении процесса в жидкойванне необходимо учитывать его возможности, пути и направления раз­вития,которые будут осуществляться уже в недалеком будущем.

К перспективным направлениям относятся прежде всегопрямое получение черновой меди и глубокое обеднение шлаков, прямое получениемедно-никелевого файнштейна, плавка коллективных медно-цинковых концентратов,комплексная переработка отвальных шлаков. Заслуживает внимания такжеиспользование принципов плавки в жидкой ванне для переработки окисленныхникелевых и железных руд.

Сравнительные технико-экономические показатели некоторыхвидов плавки сульфидных медных концентратов

Показатель ПЖВ КФП Финская КИ ВЦЭТ Норанда Мицубиси Отража­тельная плавка сырой шихты

Удельный проплав,

т/(м2 • сут)

60—80 10—13 9—12 3—5 10—11 До 20 4—5

Содержание меди, %:

в штейне

45—55 37—40 60 40—50 70-75 65 20—30

в шлаке (без обед­

нения)

0,5—0,6 До 1,2 1—1,5 0,3—0,6 5 0,5 0,4—0,5

Содержание Si02 в

шлаке, %

30—32 28—34 29—30 30—34 22 30—35 34—42 Влажность шихты, % 6—8 <1 <1 <1 10—13 <1 6—8

Максимальная круп­

ность шихты, мм

До 50 0,1 0,1 0,1 10 1 5 Пылевынос, % 1 9—12 7—10 — 5 3—5 1—2

Содержание Оа в

дутье, %

60—65 95 35—40 95 26—28 45 До 25

Содержание SOz в

газах, %

20—40 70—75 18—20 35—50 6—7 35 1—2

Расход условного топ­

лива, %

До 2 До 2 До 5 10—12 9—10 3—5 18—22

Процесс ПЖВ обеспечивает лучшую производительностьсреди всех типов процессов, превосходя их на десятки процентов.  Содержаниемеди в штейне составляет порядка 45-55%, что является средним уровнем; в шлакемеди, фактически, минимальное количество, допустимое сегодняшними технологиями.Благодаря этому процессу достигается уверенное распределение 30% SiO2 в шлак. Процесс может перерабатывать достаточно крупнуюшихту, что снижает затраты на ее измельчение и обработку. Низкий расход топливатакже вносит свою лепту в то, что технологический процесс А.В.Ванюкова один излучших по своим технико-экономическим показателям.

Процесс плавки в жидкой ванне (ПЖВ)

 

     Оригинальный процесс автогеннойплавки сульфидных мед­ных и медно-цинковых  концентратов, названный авторамиданной книги «плавкой в жидкой ванне», начал разрабатываться в Совет­ском Союзев 1951 г Дальнейшие разработка и внедрение до 1986 г. велись под общим научнымруководством проф. А. В. Ванюкова.

      Первые испытания этого методаплавки были проведены в лабо­раторных и заводских условиях в 1954—1956 гг. Внастоящее время по методу плавки в жидкой ванне работают промышленные установкина медном заводе Норильского ГМК и Балхашском горнометаллургическом комбинате.

/>

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 запатентованв ряде зарубежных стран. При разработке процесса плавки в жидкой ваннеставилась задача создания максимально благоприятных условий для проте­каниявсех физико-химических процессов. Предложено несколько вариантовтехнологического и аппара­турного оформления процесса в зависимости от составаисходного сырья и конечных результатов его переработки. Рассмотрим работуплавильной печи для автогенной и полуавтогенной плавки сульфид­ных медныхконцентратов с получением богатого штейна. Для осуществления процесса плавкипредложено использовать частично кессонированную печь шахтного типа.Оптимальная длина промышленных печей определяется потреб­ной единичноймощностью агрегата, т. е. его абсолютной суточной производительностью, и можетизменяться от 10 до 30 м и более. Ширина печей при этом с учетом возможностейдутьевого хозяйства и свойств расплавов составляет 2,5—3, высота шахты 6—6,5 м.Отличительной особенностью конструкции печи является высокое расположениедутьевых фурм над подом (1,5—2 м).

Содержание кислорода вдутье для обеспечения автогенного режима при плавке сухой шихты с влажностьюменее 1—2% со­ставляет 40—45%, влажной (6—8% влаги) 55—65%. В печи можноплавить как мелкие материалы, так и кусковую шихту. Крупную и влажную шихтузагружают непосредственно на поверхность рас­плава. При необходимости сухиемелкие и пылевидные материалы могут вдуваться через фурмы. Таким образом,плавление шихты и окисление сульфидов в процессе ПЖВ осуществляются непосред­ственнов слое расплава.

Шлак и штейн выпускаютсяраздельно из нижней части ванны с помощью сифонов.

Характерной особенностьюплавки 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 этоимеет место во всех известных процессах плавки, а в верти­кальном — сверхувниз.

Горизонтальной плоскостьюпо осям фурм расплав в печи делит­ся на две зоны: верхнюю надфурменную(барботируемую) и ниж­нюю подфурменную, где расплав находится в относительноспокой­ном состоянии.

В надфурменной зонеосуществляются плавление, растворение тугоплавких составляющих шихты, окислениесульфидов и укрупне­ние мелких сульфидных частиц. Крупные капли сульфидовбыстро оседают в слое шлака, многократно промывая шлак за время его движениясверху вниз в подфурменной зоне. При непрерывном осу­ществлении процессаустанавливается динамическое равновесие между количеством поступающих сзагрузкой мелких сульфидных частиц, скоростью их укрупнения и отделения отшлака. В резуль­тате одновременного протекания этих процессов устанавливаетсяпостоянное содержание сульфидов (капель) в шлаке, лежащее на уровне 5—10% отмассы расплава. Таким образом, все процессы в надфурменной области протекают вшлако-штейновой эмульсии, в которой преобладает шлак.

Окисление сульфидов, какизвестно, является очень быстрым процессом и обычно не ограничивает конечнуюпроизводительность агрегатов. В производственных процессах желательно не тольконе повышать, но даже замедлять скорость окисления сульфидов. Дей­ствительно,большие скорости окисления сульфидов, например при продувке жидких сульфидовкислородом, приводят к чрезмерному повышению температуры в области фурм.

Окисление сульфидов вшлако-штейновой эмульсии протекает менее интенсивно, чем в сульфидном расплаве,фокус горения рас­тягивается, что позволяет избежать локального повышения темпе­ратурыв области фурм даже при использовании чистого кислорода. Это в свою очередьоблегчает задачу создания надежной и дол­говечной аппаратуры. При этом скоростьокисления остается доста­точно высокой и степень использования кислорода наокисление сульфидов практически равна 100% при любом необходимом егоколичестве, подаваемом в расплав. Таким образом, и при окислении сульфидов вшлако-штейновой эмульсии скорость их окисления не лимитирует производительностиагрегата. Возможность интенсив­ного окисления сульфидов в шлако-штейновойэмульсии без боль­шого локального повышения температуры в области фурм являетсяважным достоинством плавки в жидкой ванне.

Окисление сульфидов в шлако-штейновойэмульсии представля­ет собой сложный многостадийный процесс, состоящий изокисле­ния капелек штейна, окисления растворенных в шлаке сульфидов, окисления FeO шлака до магнетита и окислениясульфидов магне­титом. Таким образом, шлак также является передатчиком кисло­рода.По последним данным, наибольшее значение имеет стадия окисления сульфидов,растворенных в шлаке.

Характерная особенностьокисления сульфидов в шлако-штейно­вой эмульсии состоит в том, что оно несопровождается образова­нием первичных железистых шлаков и выпадением мелкихсуль­фидных частиц. Оксиды, образующиеся на поверхности сульфидных капель,немедленно растворяются в шлаке конечного состава.

Отсутствие условий дляобразования значительных количеств мелкой сульфидной взвеси является важнымдостоинством плавки в жидкой ванне, создающим предпосылки для получения бедныхотвальных шлаков.

Высокая степеньиспользования кислорода обеспечивает про­стое управление составом штейна исоотношением количеств пода­ваемого через фурму кислорода и загружаемых за тоже время концентратов. Состав штейна можно регулировать в широком диа­пазоневплоть до получения белого матта или даже черновой меди. Напомним, что потеримеди со шлаком начинают резко воз­растать, когда ее содержание в штейне превысит60%. Поэтому при плавке на штейн, если в технологической схеме не предусматрива­етсяспециальное обеднение шлака, увеличивать содержание меди в штейне свыше 50—55%нецелесообразно. При получении белого матта или черновой меди в технологическуюсхему должна обяза­тельно включаться операция обеднения шлаков.

Растворение тугоплавкихсоставляющих шихты является одним из относительно медленных процессов.Энергичный барботаж ванны резко ускоряет процесс растворения кварца икомпонентов пустой породы, что позволяет использовать даже сравнительно крупныефлюсы. Промышленные испытания показали, что при крупности кварца около 50 ммскорость его растворения не влияет на произ­водительность печи, по крайнеймере, вплоть до удельного пропла­ва, равного 80 т/(м2 • сут).Высокая скорость растворения туго­плавких составляющих является важнойособенностью плавки в жидкой ванне.

Минимальное содержаниемагнетита в шлаках — обязательное условие совершенного плавильного процесса.Как уже говорилось, с увеличением содержания магнетита резко возрастаетсодержание растворенной меди в шлаках. Кроме того, повышение содержаниямагнетита (степени окисленности системы) приводит к снижению межфазногонатяжения на границе раздела штейна и шлака.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ РАСЧЕТОВ1. Производство по влажному концентрату т/час 80 2. Состав концентрата % Cu 17 Fe 28 S 36 SiO2 5 CaO 3 MgO Al2O3 Zn 6 Pb 2 3. Влажность 5 4. Обогащение дутья 85 5. Содержание меди в штейне 45 6. Извлечение меди в штейн 97 7. Выход в штейн Pb 20 Zn 35 8. Выход в газ Pb 22 Zn 12 9. Состав кварцевого флюса Si02 70 Влажн. 6 10. Состав шлака Si02 33 Ca0 6 11. Подача конверторного шлака Т/час 10 12. Температура конверторного шлака C 1200 13. Температура продуктов C 1250 14. Состав топлива % CH4 C 95 Влажн. 6 15. Тепло сгорания природного газа Ккал/м3

85%концентрата меди в виде халькопирита. Извлечение Cu изконверторного шлака – 80%. Состав конверторного шлака: Cu –3%, Fe – 52%, SiO2 – 24%/

Содержаниепрочих в штейне – 1%.

СодержаниеO2 в техническом кислороде 96% (остальное N2)

Концентрациямагнетита в конверторном шлаке – 30%.

/>/>/>

Расчет основных сульфидных минералов

/>

Дополним систему еще однимуравнением:

/>

/>

/>

/>

/>

/>/>

Таблица рационального состава концентрата CuFeS2 CuS Cu2S FeS2 ZnS PbS CaCO3 MgCO3 SiO2 Al2O3 Проч. Всего 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 Проч. - - - - - - - - - - 0,65 0,65 Всего 41,72 0,2 3,02 32,81 8,94 2,31 5,35 - 5 - 0,65 100 Расчет состава конверторного шлака

Исходныеданные:

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 Прочие 0,48 3,68 Итого 13,16 100

 

Зададимизвлечение Cuв штейн

ИзвлечениеCu из конвертерного шлака – 80%

ИзвлечениеCu в штейн из концентрата – 97%

Расчет состава и количества штейна

/>/>

CодержаниеCu в штейне – 45%.

/>

CодержаниеS в штейне – 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 Прочие 0,37 1 Всего 37,33 100 Расчет самоплавкого шлака

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 Прочие 0,76 1,43 Всего 53,17 100 Балансовое уравнение по кремнезему

/>

Балансовое уравнение по кальцию

/>

Дано:

Cостав флюса

 

1)   SiO2-70%          2) СaO – 56%

Прочие – 30%             Прочие – 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 Прочие 8,85 10,80 Всего 81,96 100

W=6

/>

Расчет необходимого количества дутья

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 Итого 70,6 33,84 100