Расчет рационального состава минералного сырья для металлургических предприятий

Размещено на http://www.allbest.ru/

Оглавление

Введение

1.Теоретическая часть

1.1 Сырье для получения свинца

1.2 Приготовление шихты восстановительной плавки

1.3 Шахтная плавка свинцового агломерата

1.4 Переработка шлаков свинцовой плавки

1.5 Реакционный метод получения свинца

1.6 Пирометаллургическое рафинирование чернового свинца

1.7 Электролитическое рафинирование чернового свинца

2.Расчетная часть

Заключение

Список использованной литературы



Введение

Свинец - один из немногих металлов, которые нашли практическое применение уже в глубокой древности. Археологические находки покалывают, что свиней использовали для изготовления монет и медальонов еще в 5-7 тысячелетии до н.э. Хорошо известен свинцовый водопровод Древнего Рима.

Легкоплавкость и пластичность свинца позволяли обрабатывать его самыми примитивными методами. Задолго до начала нашей эры из него изготавливали сосуды, трубы, кровельные листы, орнаментальные литые изделия и др.

Первоначальное применение свинца, по-видимому, обусловлено его попутнымполучениемиз серебряных руд. Позднее ряд ценных его свойств послужил причинойувеличения спроса на этот металл. В настоящее время потребность в свинце остаетсяоченьвысокой и его широко используют во многих отраслях народного хозяйства.

Свинец - элемент IV группы 6-го периода периодической системы элементов.Атомный номер свинца 82, атомная масса 207,2. В химических соединениях устойчивыми являются его двух- и четырехвалентные состояния.

Цель данной курсовой работы - рассчитать рациональный состав сульфидно-свинцового концентрата.

свинец черновой агломерат плавка



1.Теоретическая часть

1.1 Сырье для получения свинца

Основным сырьем для производства свинца являются сульфидные полиметаллические руды. Наибольшее распространение имеютсвинцово-цинковые и медно-свинцово-цинковые руды. Помимосвинца, в таких рудах обычно содержатся цинк, медь, кадмий,висмут, золото, серебро, мышьяк, сурьма, таллий, селен, теллур, германий и индий. В природе встречаются также смешанныеи окисленные руды, которые имеют в настоящее время ограниченное промышленное значение.

Важное место в общем балансе производства свинца занимаетвторичное сырье - промышленные лом и отходы: аккумуляторныйбой, оболочки кабелей, свинцовые сплавы и т.д. На долю вторичного сырья приходится до 40 % от общего выпуска свинца.

Важнейшим свинцовым минералом является галенит PbS.В смешанных и окисленных рудах встречаются церуссит РЬС03ианглезит PbS04. Основные сопутствующие металлы в свинецсодержащих рудах присутствуют в форме сфалерита ZnS, халькопирита CuFeSj, гринокитаCdS, арсенопирита FeAsS2, пиритаFeS2 и пирротина FeS2. Пустая порода представлена различнымисиликатами и карбонатами.

Свинцовые руды, содержащие менее 8-9 % РЬ, для непосредственной металлургической переработки непригодны. По этойпричине практически все добываемые руды подвергают обогащению методом селективной флотации.

При обогащении свинецсодержащих руд преследуют две цели:отделить большую часть пустой породы и одновременно разделитьосновные ценные компоненты по самостоятельным концентратам.Максимально при обогащении полиметаллических руд получаютшесть продуктов - свинцовый, цинковый, медный, пиритный ибаритовый концентраты и отвальные хвосты. Селекция металловпо одноименным концентратам, перерабатываемым на соответствующих заводах, обеспечивает упрощение и удешевлениетехнологии их переработки и повышенное извлечение всех ценных компонентов.

При производстве свинца обычно перерабатывают свинцовыеконцентраты, содержащие, %: 30-80Pb;1-14Zn, до 10Cu,2-15Fe, 9-15S, 2-13Si02; до 5 кг/тAu + Ag.

На свинцовых предприятиях в качестве сырьевых материаловиспользуют также пыли сернокислотных установок, медеплавильных и цинковых заводов и заводов вторичной металлургии.

Для переработки сульфидных свинцовых концентратов применимы в принципе как пирометаллургическая, так и гидрометаллургическая технология.Однако гидрометаллургические способыизвлечения свинца вследствие технологического несовершенстване конкурентоспособны с пирометаллургией и до сего временине нашли применения в промышленности.

Возможны три метода выплавки свинца из сульфидных концентратов: реакционной, осадительной и восстановительнойплавкой.

Реакционная плавка известна с древних времен. Классический вариант этого способа получения свинца - горновая плавкапригодна для переработки только очень богатых свинцовыхконцентратов, содержащих 75 - 78 % РЬ.В основе реакционной плавки свинца лежит принцип частичного окислительного обжига концентрата по реакциям:2PbS + 3O2 = 2РЬО + 2SO2, PbS+ 2O2 = PbSO4

последующим взаимодействием продуктов обжига с остаткомсульфида свинца:PbS+2PbO=3Pb+SO2 и Pb+PbSO4=2Pb+2SO2

По принципу реакционной плавки в настоящее время получаютсвинец методом электроплавки и кивцэтным процессом.

Осадительная плавка основана на реакции вытеснения свинца из его сульфида металлическим железом

Хотя осадительная плавка не применяется в настоящее времяв промышленности, реакция, лежащая в ее основе, частичнореализуется в практике шахтной восстановительной плавки.

По указанным причинам современная металлургия свинцапрактически полностью базируется на использовании технологических схем, включающих восстановительную плавку.

Прямое восстановление сульфидов традиционными углеродистыми восстановителями -задача очень сложная и технологически в промышленных условиях не осуществимая. В то же времяоксид свинца (глет) очень легко восстанавливается уже при160-180 ` С даже в слабо восстановительной атмосфере.

Чтобы получить металлический свинец методом восстановительной плавки из сульфидных концентратов, их нужно предварительно подвергнуть окислительному обжигу с одновременнымспеканием, так как плавку на черновой свинец ведут в шахтных печах. Обожженный агломерат плавят с коксом; свинец приэтом восстанавливается по реакции РЬО + СО = РЬ + С02.

Примеси с большим сродством к кислороду при плавке образуют шлак, а с малым - восстанавливаются до металлов и растворяются в свинце. Загрязненный свинец, содержащий обычно не менее десяти примесей, называется черновым. После выпуска изпечи черновой свинец в жидком виде направляют на рафинирование.

Рафинирование черного свинца производится преимущественно пирометаллургическим способом,хотя на некоторых заводах для этого используют электролиз.

1.2 Приготовление шихты восстановительной плавки

Подготовительные операции перед восстановительной плавкойна черновой свинец включают:

а) приготовление компонентов шихты;

б) составление и смешение шихты;

в) окислительный обжиг со спеканием.

Иногда концентраты сушат в трубчатых вращающихся печахдо 8-10% остаточной влаги. В задачу шихтовки входит приготовление однородной по крупности и химическомусоставусмеси, удовлетворяющей требованиям как агломерирующегообжига, так и самой восстановительной плавки. Полученныйагломерат должен быть самоплавким, чтобы при шахтной плавкене вводить флюсы.

Шихту для агломерации составляют из сульфидных концентратов, богатых окисленных руд, оборотных материалов свинцового и цинкового производств и флюсов - железной руды (пиритного огарка), известняка или кварца. Приготовление шихтыпроводят методом штабелирования в механизированныхшихтарниках или бункерным способом на транспортерной ленте.

Готовая шихта агломерации должна иметь следующий примерный химический состав, %: 45 - 50РЬ; 6 - 8S; 1 0 - 20CaO;25 - 35FeO; 20 - 25Si03.Перед обжигом шихту тщательноперемешивают в барабанных смесителях и одновременно увлажняют до оптимальной влажности 8-10 %.

Требования к ограничениям в шихте содержания свинца впределах 45-50 % обусловлены в основном двумя факторами.Обогащение шихты свинцом приводит к повышенным его потерямпри обжиге за счет улетучивания, а восстановительная плавкабедного агломерата характеризуется худшими технико-экономическими показателями.

Отрицательно влияет на результаты обжига повышенное содержание в шихте серы. В случае избытка сульфидов при их горении выделяется много избыточной теплоты, материал быстроспекается и сера выгорает не полностью. Требуемая степеньдесульфуризации при обжиге достигается либо проведением двух­ступенчатого обжига (в настоящее время почти не применяется),либо добавкой в шихту больших количеств оборотного агломерата - до 300 % от массы первичной шихты.

При повышенном содержании меди в свинцовыхконцентратахиногда в агломерате оставляют до 2 % S, чтобы при плавкемедь перевести в штейн. Однако образование штейна при плавке является нежелательным, так как для переработки сложногопо составу полиметаллического штейна с целью извлечения меди, свинца и благородных металлов требуются сложные дополнительные переделы. Особенно нежелательно образование штейнапри высоком содержании в свинцовых концентратах цинка. Напрактике свинцовые концентраты, значительно загрязненныеодновременно медью и цинком, стараются как можно полнееобжечь, чтобы при плавке цинк максимально перешел в шлак,а медь - в черновой свинец.

Цель процесса агломерирующего обжига - окислить присутствующие в шихте сульфиды и получить окускованныйматериал,пригодный для плавки в шахтных печах.

Для обжига со спеканием свинцовых концентратов применяют ленточные агломерационные машины. Топливом при агломерирующем обжиге сульфидных материалов являются присутствующие в шихте сульфиды, горение которых в общем виде описывается реакцией 2MeS + 302 =2МеО + 2S02 + Q.

При обжиге свинцовых шихт окисляются галенит, пирит, сфалерит, сульфиды меди и других металлов. Основным источникомтеплоты является горение сульфида свинца по реакции

2PbS + 302 = 2 РЬО + 2SO2 + 8273200 кДж, (1)

так как других сульфидов в концентрате сравнительно мало.

Обжиг стараются проводить с максимальным удалением серыв газовую фазу. Если этого не сделать, то при повышенном содержании в концентрате цинка его сульфид окажет вредноевлияние на последующую плавку.

Кроме окисления сульфидов при обжиге возможно взаимодействие оксида свинца с кислотными оксидами пустой породы ифлюсов с образованием легкоплавких соединений, напримерсиликатов (2РЬО * Si02) или ферритов (РЬО * ?е20 3) и их эвтектик.При последующем охлаждении жидкая фаза затвердевает и сваривает всю массу шихты в прочный, пористый, кусковой материал - агломерат.

Образование силикатов и ферритов оксида свинца полезнотакже по другой причине. Связывание свинца в этих соединениях уменьшает улетучивание его в газовую фазу. Чем вышесодержание свинца в концентрате, тем меньше в нем пустойпороды и тем меньше образуется силикатов и ферритов.

При агломерации возможна следующая реакция между оксидом и сульфидом свинца:

PbS+2PbO=3Pb+SO2(2)

Протекание этой реакции не желательно,так как при этом увеличиваются потери свинца.

При использовании агломерационных машин с просасываниемвоздуха могут заплавляться колосники и забиваться камерывсасывания жидким свинцом, что снижает производительностьмашин. В практике работы свинцовых заводов в настоящее время используются агломерационные машины, как с просасываниемвоздуха, так и с дутьем снизу. Работа машин с дутьем болееэффективна, и их применяют сейчас на большинстве заводов.

В агломерационных машинах с дутьем воздух вначале просасывается сверху через первичный слой шихты, а затем нагнетается в дутьевые камеры вентилятором под паллеты с полнымслоем шихты (300- 350 мм). Вся рабочая часть агломерационноймашины сверху снабжена укрытием для сбора обжиговых газов.Пространство под укрытием условно можно разделить на двезоны: богатого и бедного газов. Газы из этих зон отсасываютсяраздельно. Богатые газы направляют в сернокислотное производство, а бедные с 2-2,5 % S02 целесообразно направлять взону интенсивного обжига, т.е. в голову процесса агломерации.

Дутьевые машины снабжены тремя питателями для созданияслоя постели из оборотного агломерата (15-20 мм), слоя первичной (зажигаемой) шихты (20-25 мм) и основного слоя.Под зажигательным горном, установленным между питателямипервичной и вторичной шихты, расположена единственная камера разрежения.

Агломерационные машины с дутьем обеспечивают более высокую удельную производительность, получение более богатыхгазов, возможность обжигать более богатую свинцом шихту безопасения заливки свинцом колосников.

Сравнительные технико-экономические показатели работы агломерационных машин для обжига свинцовых шихт следующие:

Таблица 1.

	Машины с просасыванием воздуха	Машины с дутьем
Удельная производительность, т/(м2*сут):
По агломерату	8-10	3-18
По выжигаемой сере	0,8-1,3	1,5-2,1
Десульфуризация,%	85	85
Содержание в агломерате,%
серы	1,5-2,0	1,5-2,0
свинца	40-42	50-53
Содержание SO2 в глазах, %	1-2	6-6,5

1.3 Шахтная плавка свинцового агломерата

Шахтная плавка свинцового агломерата является основнымспособом получения чернового свинца. Она является типичнымвосстановительным процессом.

Цели свинцовой восстановительной плавки:

1) максимальное извлечение свинца и благородных металловв черновой металл, в котором концентрируется также ряд другихценных элементов (медь, висмут, теллур и др.);

2) ошлакование пустой породы с максимально возможным переводом в шлак цинка.

Исходным сырьевым материалом для восстановительной шахтной плавки на черновой свинец является офлюсованный самоплавкий агломерат. Химический и минералогический составысвинцового агломерата очень сложны. В нем кроме свинца, какправило, присутствуют медь, цинк, мышьяк, сурьма, золото,серебро, олово, висмут, железо и другие элементы. Основнуюмассу агломерата представляют свободные и связанные в болеесложные соединения оксиды.

Свинец - основной компонент агломерата - представлен внем силикатами, ферритами и глетом РЬО, которые могут бытьлегко восстановлены при температурах > 1000 'С в слабовосстановительнойатмосфере.Необходимые для плавки температуры и восстановительнаяатмосфера в печи обеспечиваются протеканием процесса горения кокса по реакциям. Химизм процессов восстановления основных соединений свинца при плавке агломератаможно представить следующими реакциями:

(3)

(4)

(5)

(6)

(7)

(8)

Присутствующий в агломерате или образующийся при плавкесульфид свинца PbS(см. реакцию (8) в условиях свинцовойшахтной плавки не восстанавливается и переходит в штейн.Еслиплавке подвергают высокосернистый (недостаточно обожженный)агломерат, то в шихту вводят железный скрап или стружку длявытеснения свинца из его сульфида по реакции осадительной плавки: PbS+Fe=Pb+FeS.

Для восстановления оксидов свинца до металла, как уже отмечалось ранее, требуется слабовосстановительнаяатмосфера.В этих условиях легче свинца восстанавливаются лишь оксидныесоединениямеди.Восстановленная медь растворяетсяв свинце. Сульфиды меди вместе с сульфидами других металловобразуют самостоятельную фазу - штейн. В настоящее время считают, что медь выгоднее переводить в свинец (на 80-90 %),а не в штейн, требующий специальной переработки. Это достигается высокой степенью десульфуризации при обжиге и горячимходом печи, когда возрастает растворимость меди в свинце.

Оксиды железа и цинка (FeO и ZnO) для своего восстановлениятребуютсильновосстановительной атмосферы. В условиях свинцовой плавки, когда в печных газах содержится не более 30 % СО,эти оксиды практически полностью переходят в шлак. При наличии в концентратах повышенного количества цинка обжиг нужновести с более полным удалением серы.

Мышьяк, сурьма, золото, серебро, олово и висмут в основном переходят в черновой свинец. При повышенных содержанияхмышьяка и сурьмы может образоваться самостоятельный продукт - шпейза, представляющая собой сплав арсенидов и антимонидов металлов. Шпейза является источником потерь ценныхметаллов, включая золото и серебро, и получение ее нежелательно,так как рациональных методов ее переработки до сего времени ненайдено.

Шахтные печи свинцовой плавки имеют ряд специфических особенностей: внутренний горн, сифон для непрерывноговыпуска чернового свинца, шахту с двумя рядами кессонов,двухрядный фурменный пояс (не всегда) и внешний отстойник.

Внутренний горн постоянно заполнен расплавом. В нижнейего части собирается свинец, а вверху - шлак. В случае образования при плавке штейна он размещается между свинцом ишлаком. По мере накопления в горне свинец непрерывно вытекает в наружную сифонную чашу и далее в ковш. Сифонный выпуск свинца позволяет регулировать уровень расплава в печипутем изменения высоты сливного порога в сифоне.

Шлак выпускают непрерывно из внутреннего горна черезшлаковый сифон, а периодически - через специальную летку.

Шахта печи выполнена из стальных водоохлаждаемых кессонов, установленных в нижней части печи под углом 5- 7“ к вертикали .Нижний ряд кессонов опирается на борта горна, снабжен фурменнымиотверстиями диаметром 100-125мм и установлен с расширением кверху. Кессоны верхнего ряда ставятся вертикально. Расширение верхней части печи способствует снижению скоростидвижения газового потока и сокращению выноса пыли из печи.Максимальная площадь сечения печей в области фурм 11-12м2.Высота шахты 5-6,5 м.

Фурмы для подачи дутья в количестве 30-40 шт. на некоторых заводах располагаются по вертикали в два ряда в шахматном порядке. Это улучшает условиясжигания топлива в печи и способствует лучшему распределениюдутья по сечению печи.

Внешний отстойник предназначен для разделения жидкихшлака и штейна и отстаивания взвешенных в них капель свинца.На практике применяют как передвижные, так и стационарныеэлектрообогреваемыеотстойники.На свинцовых заводах широкое распространение получилишахтные печи резко выраженного переменного сечения с двумярядами фурм, расположенных по высоте на расстоянии около1 м. Такое расположение фурм способствует равномерному распределению дутья по всему сечению печи.

Колошник утаких печей открытый. Газы отсасываются через газозаборноеустройство, опущенное в шихту. Выбросу газов в атмосферуцеха препятствует слой шихты, находящийся в загрузочныхворонках. В печах переменного сечения создаются лучшие условия для контакта газов с шихтой, уменьшается пылевынос, Полнее и быстрее протекают все физико-химические и теплообменные процессы и, как следствие этого, повышается удельнаяпроизводительность печи.

Продуктами восстановительной плавки свинцовогоагломератаявляются черновой свинец, шлак, штейн, пыль и газы. Оченьредко при плавке образуется шпейза.

Черновой свинец содержит 90- 97 % РЬ, остальное - многочисленные примеси. Его обязательно подвергают рафинированию.

Шлак свинцовой плавки представляет собой многокомпонентный сплав оксидов, состоящий более чем на 90 % из FeO, ZnO,СаО и SiO2. Обычно содержание этих оксидов в заводских шлакахизменяется в следующих пределах, %: 20- 30Si02;30- 40FeO; 5-25ZnO; 14-20СаО.Свинец в шлаках находится главнымобразом в виде взвешенных капель металла или штейна. Содержание свинца в первичных шлаках иногда достигает 3,5 %, чаще1-2%. Из элементов-спутников в шлак переходит около 60 % Ge, до 80 % In и 20 -30 % Т1. Шлаки с целью извлечения изних цинка, свинца и других ценных компонентов подвергаютобязательно дополнительной переработке.

Штейн при свинцовой плавке в настоящее время стараютсяне получать, особенно если в концентратах есть цинк. Он можетобразовываться при плавке агломерата с повышенным содержанием серы.

Штейны свинцового производства состоят из сульфидов железа, меди, свинца и цинка, а также из растворенных в них золота и серебра. Они содержат, %: 7 - 40Сu; 16- 45Fe; 8-17Pb; 1,5-8Zn; 20- 25S. При получении штейнов их подвергаютсложной дополнительной обработке, связанной с затратами энергии, материалов и с потерями металлов.

Шпейза - сплав главным образом мышьяковистых и реже сурьмянистых соединений. Она образуется только при наличии вагломерате мышьяка и сурьмы. При плавке шпейза обычно получается в смеси со штейном. Отделение и переработка шпейзсопряжена с большими трудностями.

Отходящие газы шахтных печей, состоящие из СО, C02, N3и Н30, уносят значительное количество пыли ( 4 -6 % от массыагломерата). После очистки от пыли их выбрасывают в атмосферу.

Пыли шахтных печей содержат, %: 45-55РЬ; 10-20Zn;2-3Cd, в небольших количествах (сотые или тысячные долипроцента) селен, теллур, германий, индий и таллий. В настоящеевремя их перерабатывают главным образом сульфатизацией серной кислотой.

Распределение основных металлов по продуктам шахтнойплавки свинцового агломерата следующее, %:

Таблица 2.

	Pb	Zn	Cu
Черновой свинец	90-93	До 2	75-85
шлак	1,5-3,0	85-90	10-20
пыль	3-4	3-5	0,5-1,0
потери	1-2	8-10	0,2-0,3

Удельная производительность (проплав) шахтных печей свинцовой плавки колеблется в пределах 40 -100т/(м2 * сут), арасход кокса 8 - 17% от массы шихты. Эти два основных показателя могут быть значительно улучшены при подогреве дутьяи обогащении его кислородом. При содержании в дутье ~ 26 % кислорода расход кокса снижается на 10-15 %, проплав увеличивается на20-25 % и примерно на 25 % уменьшается вынос пыли (становитсяменьше объем газов).

1.6 Переработка шлаков свинцовой плавки

В шлаки шахтной плавки переходит до 90 % Zn, до 20 % Сu,до 3 % РЬ, небольшие количества индия, германия, олова, благородных и других металлов.

Переработка свинцовых шлаков в настоящее время являетсяобязательной стадией замкнутой технологической схемы свинцового производства и позволяет довести общее извлечениесвинца до 97 - 98 %.

Для переработки шлаков восстановительной плавки свинцас целью извлечения из них большей части ценных компонентовприменяютфьюмингование, вельцевание и электротермию.

Фьюмингованием(шлаковозгонкой) называется процесс восстановительной обработки жидких шлаков продувкой смесьювоздуха с восстановителем (природным газом или угольнойпылью) при и температуре 1200-1300 °С

В условиях необходимой для отгонки цинка сильновосстановительной атмосферы, свинец, индий и кадмий быстро возгоняются в начале процесса фьюмингования. Для отгонки цинкатребуется 2,5-3 ч. За это время его содержание в шлаке снижается до2 %. Дальнейшая отгонка цинка экономически невыгодна, так как резко снижается скорость процесса и увеличивается расход восстановителя.

Химизм процесса фьюмингования описывается следующимиосновными реакциями:

ZnO + С = Znпар + СО; (9)

ZnO + СО = Znпар + С02. (10)

Частичноевосстановлениеноте отгонки цинка:

ZnO + Fe = Znпар+ FeO.(11)

Металлический цинк, кипящий при 906 'С, удаляется из шлакаввиде пара. Над поверхностью шлаковой ванны и в газоходецинк вновь окисляется даже углекислым газом:

Znnap + CО2 = ZnО + CО. (12)

В атмосфере печи окисляются также пары кадмия и свинцаи летучего сульфида свинца. В результате возгоны (тонкодисперсная пыль) практически полностью состоят из оксидов. Фьюмингованием из шлаков извлекают до 90- 94% Zn и по 95-98 %свинца, индия и кадмия. Возгоны (пыль) фьюминговыхпечейсодержат 15 -20% оксида свинца, 70-75 % оксида цинка,кадмий, индий и германий.

Содержащиеся в шлаке медь и благородные металлы могутбыть извлечены путем обработки жидких шлаков после фьюмингования сульфидами в присутствии восстановителя с целью образования штейна. В штейн извлекаются медь, золото и серебро.

Шлаковозгоночная (фьюминговая) печь представляет собойпрямоугольную печь шахтного типа, выполненнуюполностью из водоохлаждаемых кессонов. Ширина печи ~ 2,4;длина 1,2-9,6стальных кессонов для удержания шлакового гарнисажа приварены в шахматном порядке штыри. На каждой длинной сторонепечи установлено от 11 до 36 фурм.

Фьюмингование - процесс периодический. Он включает четыре стадии: заливку, разогрев, восстановительную обработкуи выпуск шлака. Пропускная способность печи за один приемколеблется от 35 до 90 т и зависит от размеров печи.

Возможен принципиально непрерывный процесс фьюмингования. Однако пока не найден оптимальный вариант его промышленного осуществления.

Вельцевание шлаков - процесс восстановительной обработкитвердых гранулированных шлаков без их расплавления при1100-1200 °С. Он проводится в трубчатых вращающихся печах.Восстановителем служат кокс и топочные (печные) газы, содержащие СО. Химические процессы, протекающие при вельцевании,аналогичны таковым при фьюмингования.

Вельц-процесс осуществляется непрерывно. Хорошо перемешанную шихту из шлака крупностью 3-5 мм и кокса с размером частиц до 15 мм загружают в верхнюю головку печи. При перемещении в печи в течение 2-3ч компоненты шихты взаимодействуют и летучие компоненты возгоняются в виде оксидов. Остаткипереработанной шихты (клинкер) разгружают в нижней головкепечи.

Выход возгонов (вельц-оксидов) составляет 20-25%. Возгоны содержат, %: Zn 60-65; Pb 11-15; Cd 0,5-1,0. В клинкере остаются медь, золото, серебро и избыточный углерод. Процессхарактеризуется высоким извлечением в возгоны цинка, свинцаи кадмия.

Вельцевание наиболее эффективно при переработке шлаковсвинцовой плавки из отвалов старых и действующих заводов.Клинкер требует дополнительной переработки.

Электротермическая переработка свинцовых шлаков такжеявляется восстановительным возгоночным процессом, при котором шлаковый расплав реагирует с находящимся на его поверхности коксом. Шлаковозгоночная руднотермическая печь позволяет за одну операцию получить жидкий металлический цинк,свинец, штейн и отвальный шлак. Это является ее важным преимуществом по сравнению с фьюмингованием и вельцеванием.

Недостатками электротермии являются низкие производительность процесса и извлечение цинка (до 70 %) и получение цинкаочень низкого качества, требующего сложного дополнительногорафинирования.

В настоящее время электропечная переработка шлаков свинцового производства имеет ограниченное применение.

1.5 Реакционный метод получения свинца

Процесс восстановительной плавки экономически невыгоден для переработки очень богатых свинцовых концентратов,содержащих 65% свинца и более.При агломерирующем обжиге таких концентратов во избежание образования очень плотного,недостаточно обожженного агломерата шихту разбавляют большим количествомбессернистых материалов(флюсов или оборотного агломерата),что снижает экономичность технологии. Поэтому для переработки богатых свинцовых концентратов целесообразно использовать метод,получивший название реакционной плавки.

В основе получения свинца методом реакционной плавки лежит химическое взаимодействие между его сульфидом и оксидом или сульфатом:

(13)

(14)

Протеканию этих реакций должен предшествовать частичный окислительный обжиг исходного концентрата, проводимый предварительно или в том же аппарате, в котором происходит реакционное взаимодействие

Известны несколько разновидностей технологического и аппаратурного оформления процесса реакционной плавки.

Плавка в горне (горновая плавка) широко применялась в производстве свинца в конце XIX и начале XX вв. По этому методу концентрат, содержащий не менее 70 % РЬ, вместе с оборотной пылью, известняком и коксовой мелочью загружают в горн, представляющий собой корытообразный чугунный ящик длиной 2,5 м, шириной 0,5 м и глубиной 0,25 м. В задней стене установлены фурмы для подачи воздуха в шихту, лежащую на ней откосом. В процессе плавки шихту перемешивают с помощью механическогоперегребателя. Выплавленный свинец периодически выпускают, а остаток - серый шлак - сгребают с поверхности свинцовой ванны и перерабатывают отдельно в небольшой шахтной печи.

Из-за жестких требований к составу концентрата, тяжелых условий труда, малой производительности и больших затрат ручного труда горновая плавка применяется в малых масштабах в качестве вспомогательного процесса.

Реакционная плавка в короткобарабанных вращающихся печах, получившая распространение в Германии и Польше, требует предварительного частичного агломерирующего обжига концентрата с получением агломерата с соотношением PbS:РЬО=1:2. Печь для этого процесса представляет собой стальной цилиндрический кожух диаметром и длиной по 2,4м, футерованный высокоглиноземистым кирпичом; внутренний объем печи ~ 10 м2.

Плавка в короткобарабанной печи проводится периодически. В качестве топлива применяют угольную пыль или природный газ. Общая продолжительность плавки 3-4 ч. Недостатки способа: периодичность процесса, невысокая производительность печи, низкое прямое извлечение свинца в черновой металл (85 -88 %).

На заводе ''Реншер” (Швеция) успешно применяют реакционную плавку богатых свинцовых концентратов (75% РЬ) в электропечах. Технология предусматривает непосредственную плавку подсушенного до 2 % влаги концентрата с необходимыми флюсующими добавками во взвешенном состоянии под сводом печи. Концентрат вдувают в печь с помощью форсунок при регулируемом расходе воздуха. За время, которое материал находится во взвешенном состоянии, происходит окисление части сульфидов. Основные реакции образования свинца завершаются в ванне расплава. Процесс характеризуется высокими технико­экономическими показателями.

В нашей стране отработан в полупромышленном масштабе новый способ переработки свинцовых и свинцово-цинковых концентратов, получивший название КИВЦЭТ-ЦС (кислородно-взвешенная циклонно-электротермическая плавка цинка и свинца).

Процесс КИВЦЭТ-ЦС включает следующие последовательно проводимые в одном аппарате стадии: обжиг и реакционную плавку исходного сырья в атмосфере технологического кислорода; углетермическое восстановление цинка из шлакового расплава; возгонку и конденсацию цинка и очистку технологических газов. Печь для осуществления процесса КИВЦЭТ-ЦС по конструкции аналогична рассмотренной ранее.

Продуктами кивцэтного процесса являются черновой свинец, черновой цинк, штейн (иногда), шлак, оборотная пыль и газы, содержащие 40 -50% S02. В случае необходимости конденсацию паров цинка можно исключить и получать возгоны оксида цинка, отправляемые для дальнейшей переработки на цинковые заводы.

1.6 Пирометаллургическое рафинирование чернового свинца

Черновой свинец содержит 2 -10 % примесей. В числе примесей могут быть медь, сурьма, мышьяк, висмут, золото, серебро и др. Некоторые примеси в свинце исключают возможность его использования по назначению, а другие, например серебро, золото и висмут, представляют самостоятельную большую ценность. По этим причинам черновой свинец обязательно рафинируют. В соответствии с ГОСТ 3778-77 высшая марка свинца СО должна содержать не более 0,008 % суммы примесей.

Рафинирование чернового свинца можно проводить пирометаллургическим (огневым) и электролитическим способами. Электролиз экономически оправдан только при небольшом содержании в свинце примесей и поэтому применяется редко.

Пирометаллургическое рафинирование чернового свинца предусматривает последовательное выделение примесей с учетом химических свойств примесей или их соединений. На каждой стадии рафинирования образуются съемы (промежуточные продукты), в которые переходят примеси и часть свинца. Съемы подвергают дополнительной переработке.

Технология огневого рафинирования чернового свинца включает следующие стадии: обезмеживание (очистку от меди); обестеллуривание; удаление мышьяка, сурьмы и олова; обессеребрение (извлечение серебра и золота); обесцинкование; обезвисмучивание; качественное (окончательное) рафинирование от кальция,магния, сурьмы и иногда цинка.

Продолжительность всего цикла рафинирования зависит от многих факторов и составляет до 100 ч.

Обезмеживание - головная, наиболее трудоемкая рафинировочная операция, обязательная как для пирометаллургического, так и лляэлекгоолитического способа.

Очистку чернового свинца от меди проводят в два приема, отличающихся по своей физико-химической основе. Сначала удаляют большую часть меди грубымобезмеживанием, а затем проводят тонкоеобезмеживание.

Грубоеобезмеживание основано на явлении снижения растворимости меди в свинце с 4-5 при 700 -750 "Сдо сотых долей процента при температуре около 330 'С. При охлаждении свинца выпадают кристаллы меди, которые как более легкие всплывают (ликвируют) на поверхность расплава. При удалении медных съемов (шликеров) механически захватывается большое количество свинца. Чтобы уменьшить переход свинца в шликеры, грубоеобезмеживание осуществляют в два приема. Сначала свинец охлаждают до 550 - 600 *С и снимают ''сухие” шликеры (10 -30 % Сuи 50 -70 % РЬ), которые направляют на отдельную или совместную с другими промышленными продуктами переработку. При дальнейшем охлаждении до 335-340 °С образуются ''жирные” шликеры (3-5 % Си и 80- 90 % РЬ). Их перерабатывают на первой стадии обезмеживания для вытапливания свинца и перевода меди в сухие шликеры.

В результате грубогообезмеживания содержание меди снижается до 0,1-0,2 %.

Тонкоеобезмеживание основано на большем сродстве меди к сере по сравнению со свинцом. При вмешивании серы или богатого свинцового сульфидного концентрата в расплавленный свинец при 335-345 `С образуетсянерастворимый в нем сульфид меди Cu2S, который всплывает на поверхность и образует сульфидные съемы. Сульфидированием медь удаляют до остаточного содержания 0,005-0,0005 %.

Грубое обезмеживание проводят периодически или непрерывно, а тонкое-только периодически.

Для периодического рафинирования применяют стальные рафинировочные котлы, вмещающие 150, 260 или 370 т свинца. Котел устанавливается внутри огнеупорной кладкии обогревается электронагревателями или с помощью устройств для сжигания топлива.Дляперемешивания свинца или вмешивания в него реагентов используют съемные мешалки. Перекачку свинца из котла в котел осуществляют с помощью переносных, погружаемых в расплав стальных центробежных насосов. Для снятия шликеров служат дырчатые ложки (шумовки). Шликерыдля извлечения из них меди и свинца перерабатывают плавкойв небольших электрических или пламенных печах с содой и железным скрапом.

Непрерывное грубое обезмеживание основано на ликвации меди из нижних, более холодных слоев глубокой (до 1,7 м) свинцовой ванны в верхние, где происходит ее сульфидирование и перевод в штейн. В качестве сульфидизатора используют богатый свинцовый концентрат.

Для непрерывногообезмеживания используют отражательные или электрические печи специальной конструкции. Температуру в нижней части печи (у лещади) поддерживают в пределах 4 0 0 ...5 0 0 "С, а в верхних слоях расплава 1000-1100 'С. Сульфидирование меди сернистым свинцом проводят в присутствии соды и восстановителя:

(15)

(16)

Образующийся при этом легкоплавкий штейн содержит ~ 15 % РЬи 50 % Си. Сода и сульфат натрия необходимы для ошлакования пустой породы концентрата.

Черновой свинец из печей непрерывного действия с содержанием 0,3-0,6 % Си выпускают через сифон в котел-миксер. В миксере он охлаждается до 340 -345 'С и дополнительно обезмеживается до 0,1 % Си. Далее свинец поступает на тонкоеобезмеживание.

Обестеллуривание введено как самостоятельная операция сцелью перевода теллура в промежуточный продукт, удобный дляего извлечения. Оно основано на способности теллура образовывать нерастворимый в свинце теллурид натрия Na2Te

Очистку от теллура ведут при 400 -450 “С путем вмешивания в течение 10-15мин в расплавленный свинец свинцово­натриевого сплава и едкого натра, который является хорошим растворителем Na3Te. По окончании перемешивания массу выдерживают ~ 10 мин с целью отстаивания и затем с поверхности снимают плав, содержащий 15-30% Те и до 1 % Se. После вытапливания свинца получают обогащенный теллуром плав, который перерабатывают гидрометаллургическим методом.

Очистка от мышьяка, сурьмы и олова основана а большем сродстве этих примесей к кислороду по сравнению со свинцом.

В промышленном применяют два метода окислительного рафинирования свинца-продувкой свинцовой ванны воздухом в отражательных печах и окислением селитрой в присутствии едкого натра(щелочное рафинирование). На отечественных заводах применяют только второй способ, как менее вредный и обеспечивающий более высокое прямое извлечение свинца.

При щелочном рафинировании удаление примесей происходит по реакциям:

(17)

(18)

(19)

Окислением в данных реакциях является кислород, который образуется при разложении селитры выще 308'С по реакции 2NaNO2=Na2O+N2+2,5O2.

ОбразующийсяприщелочномрафинированииплюмбитнатрияNa2PbO2так же участвует в окислении примесей и способствует этому процессу. Арсенаты,антимонатыистаннаты натрия нерастворимы в свинце и образуют с едким натром щелочной плав.

Щелочное рафинирование проводят в обычных рафинировочных котлах с использованием специального аппарата.

Аппарат снабжен насосом для перекачки свинца из котла в реактор на слой шелочного плава. Для создания наибольшей реакционной поверхности струю металла разбивают на мелкие капли. Пройдя через слой солевого расплава, свинец поступает в котел через открытый клапан, откуда вновь подается в реактор.

По мере насыщения щелочного плава образующимися солями он густеет, что снижает эффективность рафинирования и усиливает захват капель свинца. После насыщения плава примесями до 20-24 % его заменяют на новый. Для этого нижний клапан закрывают и продолжают перекачивать в реактор тяжелый свинец, который выдавливает плав в ковш. После заполнения реактора свежей порцией реагентов циркуляцию свинца продолжают. Продолжительность операции составляет 6-10 ч. Насыщенный примесями плав подвергают гидрометаллургической переработке с целью извлечения из него ценных компонентов и регенерации щелочи.

В черном свинце после щелочного рафинирования остается до 0,02 % сурьмы и не более чем по 0,01 % мышьяка и олова.

Обессеребрение на всех заводах проводится путем обработки свинца цинком, который ограниченно растворим в свинце и не взаимодействует с ним. Благородные металлы (золото и серебро), содержащиеся в черновом свинце в количестве до 3 кг/т, наоборот, взаимодействуют с цинком с образованием тугоплавких интерметаллических соединений AuZn3 и AgZn3, почти нерастворимых в свинце. Как более легкие, эти соединения всплывают на поверхность, образуя цинковую (серебристую) пену.

Богатая пена первых сьемов содержит до 10 % Au + Ag, до 25 % Zn, остальное - свинец. Для удаления цинка ее подвергают дистилляции (возгонке) с получением в остатке сплава свинца с серебром и золотом. Последние съемы стадии обессеребрениядают бедную пену, обогащенную металлическим цинком. Ее используют в качестве оборотного цинксодержащего реагента в начале обессеребрения следующей партии свинца.

Весь цикл обессеребрения проводят в одном котле в течение 18 -20 ч. В конце операции свинец содержит 3-10 г/т серебра, следы золота и до 0,7 % Zn.

Сплав свинца с благородными металлами окисляют (купелируют) в небольших отражательных печах путем обдувания поверхности сплава воздухом. При этом свинец окисляется до глета РЬО и стекает в приемник, а в печи остается серебряно­золотой сплав, называемый сплавом Доре Сплав отправляютнааффинажные заводы для разделения золота и серебра.

Процесс обессеребрения чернового свинца осуществим и внепрерывном варианте. Его проводят в вертикальных котлахвысотой 5-7 м. Котел вначале заполняют обессеребреннымсвинцом, поверх которого расположен слой расплавленногоцинка (до 1 м). Черновой свинец подают в верхнюю часть котла,где он при 600-650 "С насыщается цинком и медленно опускается вниз, в зону более низких температур (~ 330 'С), откуданепрерывно выводится через сифон.

При движении расплава вниз из него непрерывно выделяютсяиликвируют в цинковый слой интерметаллические соединения серебра и золота с цинком. По мере насыщения цииксеребряный сплав частично или полностью вытесняют повышением уровнясвинка.

Непрерывное обессеребрение (как и обезмеживание) более производительно, повышает извлечение свинца и благородных металлов, улучшает качество товарной пены, практически полностью устраняет затраты ручного труда, но осуществимо лишь на крупных предприятиях с большим потоком свинца.

Обесцинкование свинца, содержащего после выделения благородных металлов 0,6-0,7% Zn, можно проводить окислительным, хлорным, щелочным или вакуумным способами. Окислительное рафинирование, основанное на переводе цинка в съемы в виде оксида, в настоящее время почти не применяется.

При хлорном рафинировании расплавленный свинец обрабатывают газообразным хлором с целью перевода цинка в летучий хлорид ZnClj. Недостатки хлорного способа - токсичность хлора и хлоридов, интенсивная коррозия аппаратуры, сложность получения товарного хлористого цинка и небольшой спрос на него ограничивают промышленное применение метода.

Щелочное рафинирование свинца от цинка аналогично очисткеего от мышьяка, сурьмы и олова. На заводах, расположенных вКазахстане, этот метод используют для очистки от цинка на стадиикачественного рафинирования.

Вакуумное рафинирование в связи с возможностью быстройрегенерации металлического цинка для стадии обессеребренияи хороших условий труда в настоящее время применяют на большинстве свинцовых заводов. Процесс основан на значительномразличии в летучести свинца и цинка. При 600 "С давление паров цинка над сплавом ~ в 1000 раз выше, чем у свинца.

Вакуумное обесцинкование проводят при 600-620 'С и остаточном давлении 4-7 Па.Вакуумирование свинца осуществляют в специальных аппаратах, устанавливаемых на обычных рафинировочных котлах. Применяемые аппараты (рис. 104) представляют собой открытую с одного торца камеру, заключеннуюмежду внутренней трубой и наружным цилиндром. Второй верхнийторец аппарата выполнен в виде водоохлаждаемогокессона,служащего для конденсации отогнанного цинка.

Перед началом операции рафинировочный котел заполняютсвинцом и сначала нагревают расплав. После установки аппарата для вакуумирования из него откачивают воздух. Для создания большей активной поверхности жидкого свинца он подается в вакуумное пространство насосом и разбрызгивается. Цинкприэтом испаряется и в виде друзы (гроздевидной массы) осаждается на холодных стенках конденсатора.

Процесс продолжается 12 -15 ч, в том числе собственно дистилляции 4-5 ч. По окончании операции аппарат снимаюти из него удаляют осадок цинка. Конденсат содержит 80-90 % Znи 10-20 % РЬ. В свинце остается 0,05-0,005 % Zn.

В черновом свинце содержится до 0,4-0,5 % Bi, резко ухудшающего коррозионную стойкость свинца и имеющего большуюсамостоятельную ценность. Для очистки свинца от висмута иего извлечения наибольшее распространение получил способобезвисмучивания с помощью кальция и магния. При вмешиванииэтих металлов в свинец они образуют с висмутом малорастворимые в свинце интерметаллические соединения Bi2Ca3, Bi2Mg3и BiCaMg2.

Висмутовые съемы (дроссы) снимают в течение всей операции обезвисмучивания. Богатые дроссы, содержащие 3-5 % Biявляютсясырьем для получения висмута, а более бедные направляют в оборот в голову процесса обезвисмучивания (до 0,005%).

Качественное рафинирование - последняя операция очисткисвинца - проводится с целью удаления остатков примесей-реагентов, используемых в предыдущих стадиях: Са, Mg, Sb и Zn. Чащевсего для осуществления этого процесса применяют щелочноерафинирование с получением сыпучих (твердых) плавов.

Щелочное рафинирование ведут при небольшом расходе щелочи,загружаемой вместе с селитрой на поверхность свинцовой ванныпри работающей мешалке.

Растворенные в свинце примеси окисляются селитрой и частично кислородом воздуха с образованием CaO, MgO, Na3Sb04и Na2Z n02. Эти соединения вместе с оксидами свинца (РЬО иРЬ304) образуют сыпучие съемы, содержащие 45-55 % РЬ. Этиплавы направляют в голову технологической схемы получения чернового свинца - на агломерацию или в шахтные печи.

Очищенный от всех примесей мягкий свинец разливают накарусельных или ленточных разливочных машинах в слитки(чушки) массой 30-40 кг.

1.7 Электролитическое рафинирование чернового свинца

Методом электролиза в настоящее время рафинируют ~ 20%производимого в мире свинца. Доля электролитногосвинцавсе время возрастает. Это стимулируется возможностью получения свинца высокой чистоты в одну-две стадии. Сдерживаютширокое распространение этого метода малая интенсивностьпроцесса, сложная схема переработки анодных шламов и трудности подбора электролита для его осуществления.

Процесс электролитического рафинирования заключается вэлектрохимическомрастворении анодов, отлитых из предварительно обеэмеженногоогневым способом свинца, и осаждениичистого свинца на катоде:

Рb - 2е -* Рb2+* (анодный процесс); (20)

Рb2* + 2е - Р (катодный процесс). (21)

Примеси чернового свинца остаются на аноде в виде губчатогоосадка шлама (Си, Sb, Bi, As, Ag) и л и переходят в электролит(As, Sb). Мышьяк и сурьма могут частично переходить в катодныйсвинец.

Катодные листы (основы) в настоящее время отливают припомощиводоохлаждаемого барабана, погруженного в ванну расплавленного свинца.

Для электролитического рафинирования свинца неприменимыиз-за малой растворимости его солей наиболее дешевые электролиты на основе серной и соляной кислот. Наибольшее применение в настоящее время получил кремнефтористоводородныйэлектролит, представляющий собой водный раствор кремнефтористого свинца PbSiF6 (70-90 r/л РЬ) кремнефторнстоводороднойкислотыHjSiFt (100 г/л).

Электролиз проводят в железобетонных ваннах с кислотоупорной футеровкой из винипласта или керамики объемом до 6 м3.В ванны завешивают от 24 до 40 анодов и на один больше катодов. Аноды растворяют в течение 6-12 с у т , извлекая их каждые 3-6 сут для очистки от шлама. Продолжительность наращивания катодов чаще всего 2-3 сут.

Электролиз свинца ведут при плотности тока 160-220 А/м3,Напряжение в ванне по мере растворения анодов возрастает от0,3-0,4 до 0,6-0,8 В. Температура электролита 3 0 -50 'С.Выход по току составляет 95-97 %, а расход электроэнергиина 1 т свинца - около 200 кВт*ч.

Полученные катоды после промывки переплавляют в рафинировочных котлах под слоем едкого натра с перемешиванием сцелью дополнительного рафинирования свинца от сурьмы и мышьяка. После удаления порошкообразных оксидных съемов свинецнаправляют на разливку.

Чистота электролитного свинца 99,995-99,997 %



2.Расчетная часть

Минеральный состав:

Галенит (PbS)

Церрусит(PbCO3)

Англезит(PbSO4)

Сфалерит(ZnS)

Халькопирит(CuFeS2)

Пирит(FeS2)

Арсенопирит(FeAsS)

Кварц(SiO2)

Мусковит(KAl2[AlSi3O10][OH]2)

Кальцит(CaCO3)

Каолинит(Al4[Si4O10][OH]8)

Гетит(2FeOOH)

Магнетит(Fe3O4)

Соотношение минералов Галенит:Церрусит:Англезит составляет 85:7:8; Гетит:Магнетит=30:70

Таблица 3.

Содержание компонента, %

Компоненты
Содержание,%			0,3-1	-	1	-	н.д	7,2	0,2-1	51,3	2,9	-	8,6	19,3

Рассчитаем Pb

1.=239,2

239,27-100%

(Pb)207,2-X%

Рассчитаем Pbв

2.

267,208-100%

(Pb)207,2=X%

Рассчитаем Pbв

3.

303,36-100%

(Pb)207,2=X%

Таблица 4.

	85%	86,6%	87,1%	44,6%
	7%	77,5%	6,4%	3,2%
	8%	68,3%	6,5%	3,3%
	100%	X%

X=(85*86,6+7*77,5+8*68,3)/100=84,49

X()=(85*86,6)/84,49=87,1

X()=(7*77,5)/84,49=6,4

X()=(8*68,3)/84,49=6,5

Содержание Pb в минералах 51,351,3-100%

X()-87,1%

X()-6,4%

X()-6,5%

X()=44,6%

X()=3,2%

X()=3,3%

Рассчитаем Sв PbS:

1.

(Pb)207,2-44,6%

(S)32,06-X%

X=6,9%

Рассчитаем СвPbCO3,зная содержание Pb:

2.

(Pb)207,2-3,2%

(C)12-X%

X=0,19%

Рассчитаем 3O:

(Pb)207,2-3,2%

(3O)48-X%

X=0,74%

Рассчитаем Sв PbSO4:

3. PbSO4

(Pb)207,2-3,3%

(S)32,06-X%

X=0,51%

Рассчитаем 4O:

(Pb)207,2-3,3%

(4O)64-X%

X=1,02%

Рассчитаем 2Kв

4.

()94-0,31%

(2K)78-X%

X=0,26%

Рассчитаем 3Al:

(K)39-0,26%

(3Al)27*3-X%

X=0,54

Рассчитаем 3Si:

(K)39-0,26%

(3Si)3*28-X%

X=0,56%

Рассчитаем 12О:

(K)39-0,26%

(12O)12*16-X%

X=1,28%

Рассчитаем 2Н:

(K)39-0,26%

(2H)2-X%

X=0,013%

Рассчитаем 2Alв

4.

()102-1,9%

(2AL)27*2-X%

X=1,005%

Содержание Al в минерале:

1,005-0,54=0,46

Рассчитаем 4Si:

(4Al)108-0,46%

(4Si)4*28-X%

X=0,47%

Рассчитаем 18O:

(4Al)108-0,46%

(18O)18*16-X%

X=1,23%

Рассчитаем 8Н:

(4Al)108-0,46%

(8H)8-X%

X=0,03%

Рассчитаем Ca:

(CaO)56-1%

(Ca)40-x%

X=0,71%

Рассчитаем CвCaCO3:

CaCO3

(Ca)40-0,71%

(C)12-X%

X=0,21%

Содержание Si в минерале:

1,4-0,56-0,47=0,37

Рассчитаем 2О:

(Si)28-0,37%

(2O)32-X%

X=0,42%

Рассчитаем FeвCuFeO2,зная содержание Cu:

5.

(Cu)2,9%

(Fe)55,8-X%

X=2,55%

Рассчитаем 2S:

(Cu)63,5-2,9%

(2S)64-X%

X=2,92%

Рассчитаем FeвFeAsS, зная содержание As:

FeAsS

(As)0,21%

(Fe)55,8-X%

X=2,55%

РассчитаемS:

(As)74,9-0,21%

(S)32-X%

X=0,09%

Рассчитаем Fe:

(As)74,9-0,21%

(Fe)55,8-X%

X=0,15%

Рассчитаем O:

(Ca)40-0,71%

(3O)3*16-X%

X=0,85%

Содержание S в минерале:

19,3-6,9-0,51-4,23-2,92-0,09=4,65

Рассчитаем FeвFeS2,зная содержание 2S:

6.

(2S)64-4,65%

(Fe)55,8-X%

X=4,05%

Рассчитаем Feв

7.

177,6-100%

(Fe)2*55,8-X%

X=62,8%

Рассчитаем Feв

8.

231,4-100%

(Fe)3*55,8-X%

X=72,3%

Таблица 5.

2FeOOH	30%	62,8%	27,1%	0,12%
Fe3O4	70%	72,3%	72,9%	0,33%
		100%	X%

X=(30*62,8+70*72,3)/100=69,45

X()=30*62,8/69,45=27,1

X()=70*72,3/69,45=72,9

Содержание Fe в минералах:

7,2-2,55-0,15-4,05=0,45

0,45-100%

X()-27,1%

X=0,12%

0,45-100%

X()-72,9%

X=0,33%

Рассчитаем 4Ов2FeOOH,зная содержание 2Fe:

9.

(2Fe)55,8*2-0,12%

(4O)64-X%

X=0,07%

Рассчитаем 2Н:

(2Fe)55,8*2-0,12%

(2H)2-X%

X=0,002%

Рассчитаем 4Ов Fe3O4,зная содержание 2Fe:

10.

3Fe-55,8*3-0,33%

4O-64-X%

X=0,13%

Таблица 6.

Минерал	Pb	C	S	O	Zn	Fe	H	K	Al	Si	Cu	Ca	As	Прочее	Итог:
	44,6	-	6,9	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-		51,5
	3,2	0,19	-	0,74	-	-	-	-	-	-	-	-	-		4,13
	3,3	-	0,51	1,02	-	-	-	-	-	-	-	-	-		4,83
	-	-	-	0.07	-	0,12	0,002	-	-	-	-	-	-		0,192
	-	-	-	0,13	-	0,33	-	-	-	-	-	-	-		0,46
	-	-	-	1,28	-	-	0,013	0,26	0,54	0,56	-	-	-		2,653
	-	-	-	1,23	-	-	0,03	-	0,46	0,47	-	-	-		2,19
	-	0,21	-	0,85	-	-	-	-	-	-	-	0,71	-		1,77
	-	-	4,23	-	8,6	-	-	-	-	-	-	-	-		12,83
	-	-	-	0,42	-	-	-	-	-	0,37	-	-	-		0,79
	-	-	2,92	-	-	2,55	-	-	-	-	2,9	-	-		8,37
	-	-	0,09	-	-	0,15	-	-	-	-	-	-	0,21		0,45
	-	-	4,65	-	-	4,05	-	-	-	-	-	-	-		8,7
Прочее		1,135
Итог:	51,1	0,4	19,3	5,74	8,6	7,2	0,045	0,26	1	1,4	2,9	0,71	0,21		100

Заключение

В результате проделанной работы мы познакомились с основными математическими методами металлургической технологии расчета содержания минералов в руде, а также решили задачу на эту же тематику. На первоначальном этапе изложили теоретический материал, который описывает весь процесс и все то, что связанное с ним. Во второй части работы, по заданным данным соотношениям и известными значениями компонентов рассчитали содержание всех минералов присутствующих в руде, и по итогам выполненной задачи - составили вывод, в виде итоговой таблицы рационального состава минерального сырья.

Исходя из полученных данных о содержании свинца в руде, мы можем сделать вывод о том, что использовать такую руду будет достаточно не эффективно и не прибыльно, так как стандартное содержание свинца в сульфидном концентрате должно быть не менее 65 - 75%.

Несмотря на простоту метода, он представляет собой мощный механизм, которым можно пользоваться для решения весьма обширного круга задач, когда, например, заведомо нужно прогнозироватьбудет ли рациональный состав руды достаточно эффективным для использования предприятием.



Список использованной литературы

Металлургия свинца и цинка. Зайцев В.Я., Маргулис Е.В.; Учебной пособие для вузов. - М., Металлургия, 1985.

Металлургия Свинца. Лоскутов Ф.М., - М., Металлургия, 1965.

Рафинирование сви...