Технологический процесс плавки Ванюкова

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

ВВЕДЕНИЕ

Металлургия меди, а также других тяжелых цветных металлов является ведущим звеном отечественной цветной металлургии. На долю тяжелых цветных металлов в РФ приходится значительная часть валовой продукции отрасли.

Значение меди из года в год возрастает, особенно в связи с бурным развитием энергетики, электроники, машиностроения, авиационной, космической и атомной техники. Дальнейшее развитие и технический уровень медного и никелевого производств во многом определяют технический прогресс многих отраслей народного хозяйства нашей страны, в том числе микропроцессорной техники. Для получения меди используются всевозможные способы плавок, например, плавка медных концентратов в электрических, отражательных, шахтных печах, при использовании процесса конвертирования медных штейнов, благодаря автогенным плавкам во взвешенном состоянии, на штейне и др. На сегодняшний день существует несколько основных процессов автогенных плавок: процесс "Норанда", "Уоркра", "Мицубиси" и Ванюкова. К сожалению, разработка новых конструкций печей и различных процессов требует значительных капиталовложений, а свободных средств у Российских предприятий недостаточно. В данной курсовой работе будет рассмотрена технология А.В. Ванюкова или ПЖВ.

Процесс плавки происходит в специальной печи, именуемой печь Ванюкова.

Печь Ванюкова (плавка в жидкой ванне) -- автогенная плавильная печь для переработки медных, медно-никелевых и медно-цинковых концентратов. Плавка происходит в шлако-штейновой ванне печи, куда интенсивно подается кислородно-воздушная смесь.

Промышленные печи Ванюкова применяются для плавки следующих типов сырья: сульфидных никелевых руд, медных, никелевых и свинцовых концентратов: две печи на горно-металлургическом комбинате в городе Балхаше, Республика Казахстан; три печи в городе Норильске, Россия; две печи в городе Ревда, Россия; одна печь двух зонной конструкции в городе Орск, Россия.

Целью данной курсовой работы является рассмотрение особенностей технологического процесса плавки Ванюкова, изучение строения печи и решение металлургического задания.



1. ОСОБЕННОСТИ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА ПЛАВКИ В ЖИДКОЙ ВАННЕ

1.1 Принципы и методы получения медных концентратов

В металлургической промышленности используют почти все виды полезных ископаемых. Основным сырьем для получения металлов являются руды. Кроме того, применяют горючие полезные ископаемые, огнеупорные и флюсовые материалы.

Минимальное содержание основного металла в руде, позволяющее подвергать руду металлургической переработке, называется рентабельным минимумом. В настоящее время, например, в промышленную эксплуатацию вовлекают руды, содержащие всего 0,3-0,5% меди. Чаще всего породообразующими минералами являются кварц, карбонаты, силикаты и алюмосиликаты.

Состав руды обычно определяют химическим анализом. Знание минералогического и фазового состава позволяет предсказать поведение всех компонентов данного сырья при металлургической переработке, выбрать наиболее рациональную технологию и наиболее правильно выполнить металлургические расчеты. В зависимости от вида присутствующих минералов руды цветных металлов классифицируются на 4 типа:

Сульфидные, в которых металлы присутствуют в форме сульфидов (медные, медно-никелевые и другие полиметаллические руды);

Окисленные, в которых металлы находятся в форме кислородосодержащих соединений - оксидов, гидроксидов, карбонатов и т.д. (никелевые и медные руды)

Смешанные, в которых металлы могут находиться как в сульфидной, так и в окисленной форме (медные руды)

Самородные, содержащие металлы в свободном состоянии (медные руды)

Руды меди, как правило, очень бедные и содержат всего несколько процентов, а часто и доли процентов основного металла. Важнейшими ценными спутниками меди в рудах являются золото, серебро, селен, теллур, цинк, свинец, кадмий, таллий, висмут, сурьма, молибден, рений и др., включая серу сульфидных руд.

При оценке рудного сырья необходимо также учитывать характер присутствующей пустой породы. По этому признаку руды подразделяются на кислые и основные. В кислых рудах пустаяпорода в основном представлена кремнеземом; при пирометаллургической переработке эти руды требуют добавки основного флюса - известняка. Основные руды, наоборот, требуют кислых, кремнистых флюсов.

Кларк меди, т.е. ее содержание в земной коре, равен 0,01%. Однако, несмотря на низкое содержание в земной коре, она образует многочисленные месторождения руд. Характерным для меди является наличие в природе руд всех четырех рассмотренных выше типов.

Известно более 250 медных минералов. Большинство из них встречаются сравнительно редко, некоторые представляют собой драгоценные камни. К наиболее распространенным медным минералам, имеющим промышленное значение при получении меди, относятся прежде всего соединения меди с серой и кислородом.

Переработку медного сырья можно проводить с использованием как пиро-, так и гидрометаллургических процессов. В промышленной практике металлурги имеют дело фактически с комбинированными технологическими схемами, включающими обе разновидности металлургических методов, как правило, с преобладанием одной из них, что и определяет в конечном итоге наименование технологии.

За рубежом пирометаллургическим способом производится 85% от общего выпуска меди. К числу пирометаллургических процессов, применяемых при производстве меди, относятся окислительный обжиг, различные виды плавок (на штейн, восстановительные, рафинировочные), конвертирование штейнов и в ряде случаев возгоночные процессы. Типичными гидрометаллургическими процессами являются выщелачивание, очистка растворов от примесей, осаждение металлов из растворов (цементация, электролиз и др.), а также электролитическое рафинирование меди.

Современная пирометаллургия меди,несмотря на принципиальную общность используемых различными предприятиями технологических схем, предусматривает несколько вариантов ее практического осуществления.

1.2 Теоретические основы

В шлаке, благодаря непрерывно вводимому дутью кислорода, протекают экзотермические реакции. Тепло выделяемое в этих реакциях и поддерживает необходимую температуру процесса. Вследствие этого через некоторое время температура частицы в шлаке достигает средней температуры в печи и приповерхностная пленка шлака нагревается и разжижается, что приводит к ускорению химических реакций взаимодействия между частицами шихты и шлаком. При попадании в ванну расплава сульфидных минералов медного сырья последовательно происходит диссоциация медных сульфидов, например:

CuFeS2 = 1/2 Cu2S + FeS + 1/4 S2

FeS2 = FeS + l/2 S2

Cu5FeS4 = 5/2 Cu2S + FeS +1/4 S2

Происходит также разложение известняка:

СаСО3 = СаО + СО2



Низшие сульфиды (Cu2S, FeS) расплавляются и образуют капельки штейна и частично растворяются в шлаке При подаче кислородсодержащего дутья в расплав происходит окисление компонентов шихты и расплава. В соответствии с термодинамическими характеристиками реакций при использовании топлива "в первую очередь" окисляются углеводородные компоненты шихты:

С + О2=СО2

СН4 + 2 О2 = СО2 + 2Н2О

Оставшийся кислород идет на окисление элементарной серы газовой фазы, сульфидов железа штейна и сульфидов железа и меди, растворенных в шлаке.

В соответствии с термодинамикой в газовой фазе помимо СО2, Н2О, SO2 в некоторых количествах должны присутствовать и компоненты неполного окисления, например, такие как Н2, СО, SO, S2, H2S и др. Содержание горючих компонентов в газовой фазеопределяется прежде всего термодинамическими параметрами системы - активностями компонентов и температурой процесса. Происходят и ряд других реакций, например, ошлакования и частичного окисления FeО до магнетита. Наличие в расплаве в фурменной зоне сульфидов железа, серы и восстановителей создает хорошие возможности для восстановления магнетита, возможно также сульфидирование шлака элементарной серой газовой фазы.

1.3 Процесс плавки в жидкой ванне (ПЖВ)

Оригинальный процесс автогенной плавки сульфидных медных и медно-цинковых концентратов, названный авторами данной книги «плавкой в жидкой ванне», начал разрабатываться в Советском Союзе в 1951 г. Дальнейшие разработка и внедрение до 1986 г. велись под общим научным руководством проф. А. В. Ванюкова.

Первые испытания этого метода плавки были проведены в лабораторных и заводских условиях в 1954--1956 гг. В настоящее время по методу плавки в жидкой ванне работают промышленные установки на медном заводе Норильского ГМК и Балхашском горнометаллургическом комбинате.

Процесс ПЖВ запатентован в ряде зарубежных стран. При разработке процесса плавки в жидкой ванне ставилась задача создания максимально благоприятных условий для протекания всех физико-химических процессов. Предложено несколько вариантов технологического и аппаратурного оформления процесса в зависимости от состава исходного сырья и конечных результатов его переработки. Рассмотрим работу плавильной печи для автогенной и полуавтогенной плавки сульфидных медных концентратов с получением богатого штейна. Для осуществления процесса плавки предложено использоватьчастично кессонированную печь шахтного типа. Оптимальная длина промышленных печей определяется потребной единичной мощностью агрегата, т. е. его абсолютной суточной производительностью, и может изменяться от 10 до 30 м и более. Ширина печей при этом с учетом возможностей дутьевого хозяйства и свойств расплавов составляет 2,5--3, высота шахты 6--6,5 м. Отличительной особенностью конструкции печи является высокое расположение дутьевых фурм над подом (1,5--2 м). Содержание кислорода в дутье для обеспечения автогенного режима при плавке сухой шихты с влажностью менее 1--2% составляет 40--45%, влажной (6--8% влаги) 55--65%. В печи можно плавить как мелкие материалы, так и кусковую шихту. Крупную и влажную шихту загружают непосредственно на поверхность расплава. При необходимости сухие мелкие и пылевидные материалы могут вдуваться через фурмы.

Таким образом, плавление шихты и окисление сульфидов в процессе ПЖВ осуществляются непосредственно в слое расплава. Шлак и штейн выпускаются раздельно из нижней части ванны с помощью сифонов. Характерной особенностью плавки в жидкой ванне, отличающей ее от всех рассмотренных ранее процессов, является то, что плавление и окисление сульфидов осуществляются в ванне шлака, а не штейна, и шлак движется в печи не в горизонтальном направлении, как это имеет место во всех известных процессах плавки, а в вертикальном -- сверху вниз.

Горизонтальной плоскостью по осям фурм расплав в печи делится на две зоны: верхнюю над фурменную (барботируемую) и нижнюю под фурменную, где расплав находится в относительно спокойном состоянии.

В надфурменной зоне осуществляются плавление, растворение тугоплавких составляющих шихты, окисление сульфидов и укрупнение мелких сульфидных частиц. Крупные капли сульфидов быстро оседают в слое шлака, многократно промывая шлак за время его движения сверху вниз в под фурменной зоне. При непрерывном осуществлении процесса устанавливается динамическое равновесие между количеством поступающих с загрузкой мелких сульфидных частиц, скоростью их укрупнения и отделения от шлака. В результате одновременного протекания этих процессов устанавливается постоянное содержание сульфидов (капель) в шлаке, лежащее на уровне 5--10% от массы расплава. Таким образом, все процессы в над фурменной области протекают в шлако-штейновой эмульсии, в которой преобладает шлак.

Окисление сульфидов, как известно, является очень быстрым процессом и обычно не ограничивает конечную производительность агрегатов. В производственных процессах желательно не только не повышать, но даже замедлять скорость окисления сульфидов. Действительно, большие скорости окисления сульфидов, например при продувке жидких сульфидов кислородом, приводят к чрезмерному повышению температуры в области фурм.

Окисление сульфидов в шлако-штейновой эмульсии протекает менее интенсивно, чем в сульфидном расплаве, фокус горения растягивается, что позволяет избежать локального повышения температуры в области фурм даже при использовании чистого кислорода. Это в свою очередь облегчает задачу создания надежной и долговечной аппаратуры. При этом скорость окисления остается достаточно высокой и степень использования кислорода на окисление сульфидов практически равна 100% при любом необходимом его количестве, подаваемом в расплав. Таким образом, и при окислении сульфидов в шлако-штейновой эмульсии скорость их окисления не лимитирует производительности агрегата. Возможность интенсивного окисления сульфидов в шлако-штейновой эмульсии без большого локального повышения температуры в области фурм является важным достоинством плавки в жидкой ванне.

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

Характерная особенность окисления сульфидов в шлако-штейновой эмульсии состоит в том, что оно не сопровождается образованием первичных железистых шлаков и выпадением мелких сульфидных частиц. Оксиды, образующиеся на поверхности сульфидных капель, немедленно растворяются в шлаке конечного состава.

Отсутствие условий для образования значительных количеств мелкой сульфидной взвеси является важным достоинством плавки в жидкой ванне, создающим предпосылки для получения бедных отвальных шлаков.

Высокая степень использования кислорода обеспечивает простое управление составом штейна и соотношением количеств подаваемого через фурму кислорода и загружаемых за то же время концентратов. Состав штейна можно регулировать в широком диапазоне вплоть до получения белого матта или даже черновой меди. Напомним, что потери меди со шлаком начинают резко возрастать, когда ее содержание в штейне превысит 60%. Поэтому при плавке на штейн, если в технологической схеме не предусматривается специальное обеднение шлака, увеличивать содержание меди в штейне свыше 50--55% нецелесообразно. При получении белого матта или черновой меди в технологическую схему должна обязательно включаться операция обеднения шлаков.

Растворение тугоплавких составляющих шихты является одним из относительно медленных процессов. Энергичный барботаж ванны резко ускоряет процесс растворения кварца и компонентов пустой породы, что позволяет использовать даже сравнительно крупные флюсы. Промышленные испытания показали, что при крупности кварца около 50 мм скорость его растворения не влияет на производительность печи, по крайней мере, вплоть до удельного проплава, равного 80 т/(м2 * сут). Высокая скорость растворения тугоплавких составляющих является важной особенностью плавки в жидкой ванне. Минимальное содержание магнетита в шлаках -- обязательное условие совершенного плавильного процесса. Как уже говорилось, с увеличением содержания магнетита резко возрастает содержание растворенной меди в шлаках. Кроме того, повышение содержания магнетита (степени окисленности системы) приводит к снижению межфазного натяжения на границе раздела штейна и шлака.

медный плавка печь тепловой

1.4 Технология плавки Ванюкова

Процесс представляет собой непрерывное плавление и окисление в шлаковой ванне расплава медного сульфидного сырья. Ванна барботируется кислородсодержащим дутьем. Образующийся при плавке штейн непрерывно выводится из печи через штейновый сифон в нижней части шлаковой ванны.

Сульфидная шихта подается в ванну расплава печи через три загрузочные течки. Кусочки холодной шихты, при загрузке в печь, погружаются в горячий жидкий шлак с температурой 1250-1600°С. Жидкий шлак смачивает поверхность твердых частиц шихты и нагревает их до температуры, при которой между ними начинается интенсивные, физические и химические взаимодействия, в результате чего формируются конечные продукты плавки. Одновременно, на глубине около 0,5 м от поверхности, на плавку в шлаковый расплав подается кислородсодержащее дутье (если необходимо для теплового баланса, природный газ или жидкое топливо).

Кислород дутья и природный газ вступают во взаимодействие со шлаком, генерируя тепло за счёт экзотермических реакций, и создают требуемые окислительно-восстановительные условия в расплаве. Скорость движения газовой струи на срезе фурмы составляет 150--220 м/сек. Перемешивание газом расплава и включений перерабатываемых материалов интенсифицирует химические и физические взаимодействия в надфурменной зоне ванны расплава.

Такие высокие скорости подачи газовой струи обеспечивают устойчивый канальный характер струи на расстоянии 100-400 мм от среза фурмы. Далее движение газов дутья перестает иметь канальный характер и струя разбивается на газове пузыри. Химическое взаимодействие кислорода дутья и расплава протекает на стенках канала, поверхностях газовых пузырей и капель расплава.

Фурменная (барботируемая) зона печи ПВ является местом, где происходят основные физико-химические взаимодействия - окисление кислородом дутья компонентов шихты, растворение кварца и других тугоплавких составляющих шихты, формирование шлака и штейна. Образующиеся капли штейна оседают в подфурменную зону и далее в донную штейновую фазу. В условиях непрерывного поступления сульфидной шихты в фурменную зону и отсадки из неё штейновых капель в зоне барботажа образуется шлако-штейновая эмульсия с определённым соотношением шлака и штейна. При этом сплошной фазой в эмульсии является, шлак и диспергированной -штейн. Шлако-штейновая эмульсия состоит на ~95% по объёму из шлака и ~5% по объёму из штейна. Большие скорости тепло- и массообмена обеспечиваются барботажем и энергичным перемешиванием шлако-штейновой эмульсии в фурменной зоне печи. Загружаемый в фурменную зону материал быстро распределяется по всему объёму шлака в барботируемой зоне. Это приводит к быстрому выравниванию средней температуры и состава продуктов плавки по всей барботируемой зоне.

Ниже оси фурм (подфурменной зоне) жидкие фазы, образующиеся в результате реакций, формируют отдельные слои, разделяясь по удельному весу. Затем жидкие фазы выводятся по раздельным выпускным каналам.

При непрерывной загрузке в расплав шихты, подаче дутья и выпуске расплавов и газов в печи при неизменности входных параметров устанавливаются некоторые постоянные во времени условия, которые определяют состав получаемых жидких и газообразных продуктов плавки. Многочисленные исследования показывают, что эти условия весьма близки к условиям термодинамического равновесия, что достигается, прежде всего, за счёт высоких скоростей физико-химических превращений в процессе Ванюкова.

Количество штейна в условиях плавления шихты в барботируемой шлаково-штейновой эмульсии невелико - не превышает 5-8%. Мелкие капли имеют высокую вероятность встречи, они коалисцируют, укрупняются и уходят из надфурменной зоны. Таким образом, разрушение крупных капель и укрупнение тонких включений приводит к тому, что основное количество штейна шлако-штейновой эмульсии содержится в каплях размером 100--500 мкм. Такие капли оседают в подфурменной зоне с большой скоростью.

1.5 Характеристика отходящих газов

В процессе плавки Ванюкова часть шихты (до2% от веса загрузки) и мелкие брызги шлака уносятся отходящими газами в газоходный тракт, не достигая ванны расплава.

Следует отметить, что частицы шихты, двигаясь по газоходу, окисляются подсосами воздуха и сульфатизируются. Этому способствует понижение температуры газов по длине газохода. Так, если в пыли котла--утилизатора около половины соединений составляет сульфиды меди и железа, часть -- оксиды железа и цинка, и лишь около трети -- сульфаты, то пыль электрофильтра практически целиком представлена сульфатами при небольшой доле оксидов железа.

Температура отходящих газов в аптейке 1100--1300°С. Содержание диоксида серы в отходящих газах зависит от степени обогащения дутья и состава штейна по меди: чем выше процент обогащения дутья по кислороду и ниже содержание меди в штейне, тем выше концентрация диоксида серы в газе. Отходящие газы перед подачей на сернокислотное производство необходимо охладить и очистить от грубой и тонкой пыли.

1.6 Конструкция печи

Проведение процесса плавки в печи ПВ неотделимо от непрерывной работы систем, составляющих комплекс ПВ; систем подачи шихты, подачи кислородсодержащего дутья и природного газа, охлаждения кессонированных элементов печи, непрерывного отвода продуктов плавки -- шлака, штейна и технологических газов, очистки, охлаждения и утилизации технологических газов, аспирации, систем. Все кессонированные элементы печи охлаждаются оборотной химически очищенной водой в количестве до 1000 мі/ч при давлении на входе в кессоны и фурмы 0,6 МПа

Комплекс печи ПВ работает с потреблением различных видов топлива: угля и природного газа -- для технологических нужд и для отопления сифонов штейна и шлака, обогрева желобовдля выдачи штейна и шлака. Основным видом топлива является природный газ.

Печь ПВ состоит из нескольких узлов:

Подины.

Горна, вмещающего донный штейн.

Кессонированной шахты, состоящей из трех рядов кессонов.

Кессонированного фурменного пояса для продувки расплава.

Фурменных устройств второго и третьего ряда.

Сифонов для непрерывной выдачи штейна и шлака с желобами.

Кессонированного свода

Загрузочных устройств.

Желоба для заливки конвертерного шлака в заливочное окно печи.

Аптейка для отвода технологических газов.

Каркаса печи с площадками для обслуживания печи.

Столбчатого железобетонного фундамента.

Прямоугольное рабочее пространство печи выполнено из водоохлаждаемых кессонов и огнеупоров. Боковые и торцевые стены шахты смонтированы из массивных водоохлаждаемых медных кессонов с залитыми внутри змеевиками. На поверхности кессонов, обращенной внутрь печи, образуется гарнисаж, который надежно защищает их от воздействия высоких температур и эрозии. Кессоны монтируют в три яруса по высоте. Ниже кессонированного пояса рабочее пространство выполнено из хромомагнезированного кирпича на шамотной засыпке. В кессонах нижнего яруса на высоте 2…2,5 м от подины предусмотрены отверстия для установки водоохлаждаемых фурм для подачи дутья, а если необходимо, через них подается и углеродистое топливо (природный газ, мазут или угольная пыль).

Печь ПВ оснащена двумя рядами фурм на каждой из боковых сторон. Через нижний ряд фурм подается воздух, обогащенный кислородом, совместно с природным газом. Второй ряд фурм служит для поддержания расплава в жидкотекучем состоянии при остановке печи в «горячий резерв» на время свыше 10--20 часов и для дожигагорючих составляющих технологических газов.

Фурменный ряд разделяет ванну печи на две горизонтально расположенные зоны: надфурменную и под фурменную. В надфурменной зоне происходит интенсивное перемешивание расплава, шихты и газовой фазы. Благодаря этому во всем объёме зоны поддерживается оптимальный состав шлака, происходит быстрое растворение кварца и других компонентов шихты. В подфурменной зоне движущийся поток расплава уже не пермешивается, и в нём можно создавать соответствующие градиенты температур, состава и других параметров, способствующих обеднению шлака и постепенному опусканию более тяжелых капель штейна на дно печи. Штейн удаляют непрерывно через штейновый сифон, расположенный на одном из торцов печи. В торцовой разделительной стенке имеется переточный канал высотой 490 мм, соединяющий рабочее пространство со штейновым сифоном. Уровень штейна в печи не должен опускаться ниже отметки 500 мм, чтобы исключит возможность попадания шлака в штейновый сифон. В сифоне предусмотрено щелевидное окно, через которое штейн по обогреваемому газовыми горелкамит желобу поступает в миксер, где накапливается и его периодически выпускают в ошлакованные ковши. Для аварийного выпуска штейна предусмотрено шпуровое отверстие.

С противоположного торца к печи примыкает шлаковый сифон, в разделительной стенке которого предусмотрен переточный канал. Шлак непрерывно удаляют по обогреваемому кессонированному переточному желобу в накопительную шлаковую емкость объёмом 25 мі по мере накопления шлака его периодически выпускают в чаши железнодорожных шлаковозов. Накопительная емкость частично выполняет и роль отстойника. Поэтому из неё примерно один раз в сутки черезспециальное шпуровое устройство выпускают 10… 12 т. штейна того же состава, что и из штейнового сифона.

Свод печи, так же, как и штейнового и шлакового сифонов, выполнен из водоохлаждаемых коробчатых сифонов. Фундамент ленточного типа выполняют из железобетона. Для его теплоизоляции, как обычно, укладывают выстилку. Отходящие от рабочего пространства газы поднимаются по вертикальному газоходу прямоугольного сечения, выполненного из огнеупорного кирпича.

К газоходу примыкает кессонированная пылевая камера, в которой за счёт резкого уменьшения скорости газового потока осаждаются крупные фракции пыли и брызги расплава. Они попадают в бункерную часть камеры, и по мере накопления их периодически выгружают шнеком в оборотный пылевой бункер шихтового отделения. Из пылевой камеры газы попадают в котел-утилизатор, а затем после очистки в циклонах их передают в сернокислотное производство. Шихту загружают непрерывно через отверстия в своде по двум независимым загрузочным трактам. Загружаемая в печь шихта в результате интенсивного перемешивания равномерно распределяется по всему объёму барботируемого слоя.

1.7 Сравнение отражательной плавки с ПЖВ

Таблица 1 - Технико-экономические показатели[1]

	ПЖВ	Отражательная Плавка
Удельный проплав, т/(м2Чсут)	60-80	4-5
Содержание Меди, %: в штейне	45-55	20-30
В шлаке (без обеднения)	0,5-0,6	0,4-0,5
Вынос пыли, %	1	1-2
Содержание SO2 в газах, %	20-40	1-2
Максимальная крупность шихты, мм	До 50	5
Влажность шихты, %	6-8	6-8
Содержание SiO2 в шлаке,%	30-32	34-42
Содержание O2 в дутье, %	60-65	До 25
Расход Условного Топлива,%	До2	18-22



2 МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЕ РАСЧЕТЫ

2.1 Расчет рационального состава

Химический состав медного концентрата, %: 21,5 Cu; 1,7 Zn; 26 Fe; 4,0 SiO2; 1,8 CaO; 3,6 Al2O3; S и прочие - принять из расчета.

По данным минералогического анализа, медь в концентрате находится в виде халькопирита (CuFeS2) и ковеллина (CuS) в соотношении 1 : 1, цинк - в сфалерите (ZnS), всё остальное железо - в виде пирита (FeS2) и пирротина (Fe7S8) в соотношении 2 : 1. Пустая порода представлена кварцевым песком (SiO2), известняком (CaCO3) и глиноземом (Al2O3). Содержание серы и прочих рассчитывается.

Расчет ведем на 100кг концентрата. Находим количество меди, представленной в форме халькопирита:

21,5 : 2 = 10,8 кг;

в форме ковеллина:

21,5 : 2 = 10,8 кг.

Рассчитываем содержание элементов в сульфидах металлов:

CuFeS2

63,5 : 55,8 : 64 = 10,8 :

a : b, a = 9,5 кг Fe, b = 10,9 кг S.

CuS

63,5 : 32 = 10,8 : y, y = 5,4 кг S.

ZnS

65,4 : 32 = 1,7 : z, z = 0,8 кг S.

Определяем оставшееся количество железа в пирите:

(26 - 9,5) Ч2 : 3 = 11,0 кг; в пирротине:

(26 - 9,5) Ч1 : 3 = 5,5 кг.

С этим железом связано серы:

FeS2

55,8 : 64 = 11 : x, х = 12,6 кг S.

Fe7S8 390,6 : 256 = 5,5 : c, c = 3,6 кг S.

Определяем общее количество серы, связанное с халькопиритом, ковелином, сфалеритом, пиритом и пирротином:

10,9 + 5,4 + 0,8 +12,6 + 3,6 = 33,3 кг.

Рассчитываем количество известняка и содержание в нем CO2:

CaCO3 : CaO : CO2 = 100 : 56 : 44 = x1 : 1,8 : x2,

x1 = 3,2 кг

CaCO3,

x2 = 1,4 кг CO2.

Результаты расчета сводим в таблицу.

Таблица 2- Расчет рационально состава медного концентрата[7]

Сое- динение	Содержание Компонентов, %
	Cu	Zn	Fe	S	CaO	SiO2	Al2O3		Пустая П	Всего
CuFeS2	10,8	_	9,5	10,9	_	_	_		_	31,2
CuS	10,8	_	_	5,4	_	_	_		_	16,2
ZnS	_	1,6	_	0,9	_	_	_		_	2,6
FeS2	_	_	11	12,6	_	_	_		_	23,6
Fe7S8	_	_	5,5	3,6	_	_	_		_	9,1
SiO2	_	_	_	_	_	4,0	_		_	4,0
CaCO3	_	_	_	_	1,8	_	_		_	3,2
Al2O3	_	_	_	_	_	_	3,6		_	3,6
Прочее	_	_	_	_	_	_	_		6,6	6,6
Итого	21,6	1,6	26	33,4	1,8	4,0	3,6	6,6	100

2.2 Расчет материального баланса автогенной плавки

Расчет ведем на 100 кг концентрата.

В качестве флюса используется песчаник состава, %: 75 SiO2; 13,5 Al2O3; 5,3 FeO; 5,2 CaO; 1 - прочие.

Расчет количества и состава штейна

По данным отечественных предприятий, извлечение меди в штейн для автогенных процессов составляет 95-98 %. Цинк на 80-85 % переходит в шлак.

Значит, в штейн перейдет меди (при е_Cu=97%): 21,6 Ч0,97 = 21 кг, тогда масса штейна при содержании в нем меди 50 % составит: 21 : 0,5 = 42 кг. В штейн перейдет цинка (при е_Zn=20%): 1,7 Ч 0,2 = 0,34 кг, т.е. его содержание в штейне (0,34 : 42) Ч 100 = 0,8 %.

В 42 кг штейна содержится:

CuS = (21 Ч 95,5) : 63,5 = 31,6 кг (S = 31,6 - 21 = 10,6 кг)

ZnS = (0,34 Ч 97,4) : 65,4 = 0,5 кг (S = 0,5 - 0,34 = 0,16 кг)

В штейнах с 50 % меди содержится, по В.Я. Мостовичу, 2,0 % O2 в виде Fe3O4:

Fe3O4 = (42 Ч0,02 Ч231,4) : 64 = 3,03 кг (Fe = 3,03 - 0,84 = 2,19 кг)

Количество сульфида железа в штейне:

FeS = 42 - CuS - ZnS - Fe3O4 = 42 - 31,6 - 0,5 - 3,03 = 6,87 кг.

(Fe = 6,87 Ч 55,8 : 87,8 = 4,37 кг; S = 6,87 - 4,37 = 2,5 кг).

Таблица 3- Состав штейна

Соединения	Состав штейна
	Cu	Zn	Fe	S	O2	Всего
	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг
CuS	50	21	_	_	_	_	25,2	10,6	_	_	75,2	31,6
ZnS	_	_	0,8	0,34	_	_	0,4	0,16	_	_	1,2	0,5
FeS	_	_	_	_	10,4	4,37	6	2,5	_	_	16,4	6,87
Fe3O4	_	_	_	_	5,2	2,19	_	_	2,0	0,84	7,2	3,03
Итого	50	21	0,8	0,34	15,6	6,56	31,6	13,26	2,0	0,84	100	42

2.3 Расчет количества шлака

Извлечение меди в штейн составляет 97 %, цинка - 20 %. Значит, 3 % меди и 80 % цинка переходит в шлак. Принимаем, что в шлаке медь находится преимущественно в виде CuS, цинк - в виде ZnO.

Сульфиды концентрата CuFeS2, FeS2 диссоциируют:



CuFeS2 = CuS + FeS;

183,3 - 95,5 - 87,8;

31,2 - X - Y.

Из 31,2 кг CuFeS2 получится:

X = (31,2 Ч 95,5) : 183,3 = 16,26 кг CuS;

Y = (31,2Ч87,8) : 183,3 = 14,94 кг FeS;FeS2 = FeS + S;

23,6 - X - Y;

119,8 - 87,8 - 32.

Из 23,6 кг FeS2 получится:

X = 23,6 Ч87,8 : 119,8 = 17,3 кг FeS;

Y = 23,6 Ч32 : 119,8 = 6,3 кг S.

В шлаке медь содержится преимущественно в виде CuS.

Из 16,26 + 16,2 = 32,46 кг CuS в штейн перейдет 31,6 кг. В шлак перейдет 32,46 - 31,6 = 0,86 кг CuS. В 0,86 кг CuS содержится 0,57 кг Cu и 0,29 кг S.

Цинка в концентрате 1,7 кг, в штейне - 0,34 кг, т.е. в шлак его переходит 1,7 - 0,34 = 1,36 кг Zn.

В шлаке цинк содержится в виде оксида, и его количество равно: 81,4 * 1,36 : 65,4 = 1,69 кг ZnO.

В шлак перейдет часть железа и все породообразующие компоненты концентрата. Из концентрата в шлак перейдет железа:

Feшл = Feконц - Feшт = 26 - 6,56 = 19,44 кг; это составит массу

FeO = 19,44Ч71,8 : 55,8 = 25 кг.

Для шлаков с высоким содержанием железа характерно низкое межфазное натяжение. При таком межфазном натяжении в шлаке образуется плохо коалесцирующая эмульсия штейна, что приводит к большим потерям меди с ними. Поэтому необходимо плавку вести с флюсами.

Для автогенных плавок характерно получение шлаков с содержанем SiO2 - 30-32 %.

Часть железа в шлаке находится в форме магнетита - Fe3O4, содержание которого, в зависимости от вида плавки, может быть 6-8 % для плавки Ванюкова и достигать 15-24 % для взвешенной плавки.

Таблица 4- Состав и количество самоплавкого шлака

Количество Компонент
	Cu	Zn	Fe	S	O2	SiO2	Al2O3	CaO	Прочие	Итого
Кг	0,57	1,36	19,44	0,29	5,89	4,0	3,6	1,8	6,6	43,55
%	1,3	3,1	44,6	0,7	13,5	9,2	8,3	4,1	15,2	100

2.4 Расчет количества флюса

Расчет ведем на получение шлака, содержащего 30 % SiO2 и 14 % Fe3O4.

Зная массу первичного шлака и учитывая тот факт, что часть FeO будет окислена до Fe3O4, можно составить систему из двух уравнений с двумя неизвестными и, решив ее, найти массу добавляемого в шихту песчаника, а следовательно и массу всего шлака.

Примем, что X - масса загружаемого песчаника, Y - количество O2, необходимое для окисления FeO до Fe3O4:

((0,75•X+4=0,3(43,55+X+Y)@Y=0,0691•0,14(43,55+X+Y))

Решив систему уравнений, получим

X = 20,56 кг; Y = 0,63 кг.

В 20,56 кг флюса содержится:

SiO2 - 20,56 Ч 0,75 = 15,42 кг;

FeO - 20,56 Ч0,053 = 1,1 кг;

Al2O3 - 20,56 Ч 0,135 = 2,76 кг;

CaO - 20,56 Ч 0,052 = 1,07 кг;

Прочие - 20,56 Ч 0,01 = 0,21 кг;

Итого: 20,56 кг.

Масса шлака будет равна: 43,55 + 20,56 + 0,63 = 64,74 кг.

Так как в песчанике содержится 0,73 кг FeO, находим количество железа, поступившего с флюсом: 1,1 Ч55,8 : 71,8 = 0,85 кг.

С ним связано кислорода 1,1 - 0,85 = 0,25 кг.

Всего железа пройдет в шлак: 19,44 + 0,85 =20,29 кг.

Так как содержание Fe3O4 в шлаке равно 14 %, то масса его составит:

64,74Ч0,14 = 9,06 кг (Fe = 6,55 кг; O2 = 2,51 кг).

Количество железа в шлаке находится в виде закиси (FeO):

20,29 - 6,55 = 13,74 кг. С этим количеством железа связано кислорода:

13,74 Ч 16 : 55,8 = 3,93 кг.

По результатам расчета составляем таблицу.

Таблица 5 - Состав и количество шлака при плавке с флюсом

Соединения	Количество
	кг	%
FeO	17,67	27,3
Fe3O4	9,06	14
SiO2	19,42	30
Al2O3	6,36	9,8
CaO	2,87	4,5
CuS	0,86	1,3
ZnO	1,7	2,6
Прочие	6,81	10,5
Всего	64,74	100

Всего в шлаке содержится 0,57 кг меди (0,9 %), 1,36 кг цинка (2,1 %) и 0,29 кг серы (0,4 %). Такие шлаки не являются отвальными, и их подвергают дальнейшей переработке.



2.5 Расчет количества и состава отходящих газов

Для расчета примем, что кислород, необходимый для осуществления реакций, поступает с дутьем, обогащенным кислородом до 30 % (при взвешенной плавке обычно до 40-45 %).

Степень использования кислорода - 100 %.

Кислород расходуется на окисление серы, которая получается при диссоциации сульфидов, и на окисление части FeS до FeO, FeO до Fe3O4, а ZnS до ZnO

В газы перейдет серы :

Sгаз = Sкон - Sшт - Sшлак = 33,3 - 13,26 - 0,29 = 19,75 кг.

На окисление этого количества серы по реакции S + O2 = SO2 потребуется кислорода: 19,75 Ч 32 : 32 = 19,75 кг.

В результате образуется 39,5 кг SO2.

В шлак из концентрата перейдет 19,44 кг железа в виде 25 кг FeO.

На образование FeO расходуется:

25 - 19,44 = 5,56 кг O2/

Часть железа в шлаке содержится в виде магнетита. Для окисления части FeO до Fe3O4 расходуется 0,63 кг O2.

В шлак из концентрата перейдет 1,36 кг цинка в виде 1,7 ZnO.

На образование ZnO расходуется

1,7 - 1,36 = 0,34 кг O2.

В штейне содержится 0,84 кг кислорода. Общий расход на плавку составит:

На окисление серы - 19,75 кг;

На окисление железа до FeO - 5,56 кг;

На окисление FeO до Fe3O4 - 0,63 кг;

На окисление цинка - 0,34 кг;

Перейдет в штейн - 0,84 кг;

Итого 27,12 кг.

Воздуха обогащаемого кислородом до 30%, требуется: 27,12 : 0,3 = 90,4 кг.

Вместе с кислородом в составе дутья в печь поступает:

90,4 - 27,12 = 63,28 кг азота.

В отходящие газы из печи переходит 39,5 кг SO2, 63,28 кг N2, 1,4 кг CO2, образующегося при разложении известняка, и влага из концентрата и флюсов. При влажности шихты 1 % в печь поступит:

(100 + 20,56) : 0,99 - (100 + 20,56) = 1,22 кг влаги.

Таблица 5-Состав и количество отходящих газов

Состав	Количество
	кг	М3	%(Об)
SO2	39,5	13,28	20,5
N2	63,28	50,6	71,1
H2O	1,22	1,52	2,3
CO2	1,4	1,44	2,1
Итого	105,4	67,38	100

Таблица 6 - Материальный баланс[7

Материалы и продукты	Содержание компонентов, кг
	Всего	Cu	Zn	Fe	S	SiO2	Al2O3	CaO	O	N	H2O	CO2	Прочие
Поступило
Cu - концентрат	101	21,6	1,7	26	33,3	4,0	3,6	1,8	_	_	1,0	1,4	6,6
Песчаник	20,78	_	_	0,85	_	15,42	2,76	1,07	0,25	_	0,22	_	0,21
Воздух	90,4	_	_	_	_	_	_	_	27,12	63,28	_	_	_
Итого	212,18	21,6	1,7	26,85	33,3	19,42	6,36	2,87	27,37	63,28	1,22	1,4	6,81
Получено
Штейн	42	21	0,34	6,56	13,26	_	_	_	_	_	_	_	0,84
Шлак	64,78	0,6	1,36	20,29	0,29	19,42	6,36	2,87	6,78	_	_	_	6,6
Газы	105,4	_	_	_	19,75	_	_	_	19,75	63,28	1,22	1,4	_
Итого	212,18	21,6	1,7	26,85	33,3	19,42	6,36	2,87	27,37	63,28	1,22	1,4	6,81



2.6 Расчет производительности печи

,

Нам надо несколько печей для производства 1000 т/сут. производительность печи Ванюкова составляет 1000-2000 т/сут., исходя из этого мы берем 2 печи. Из этих печей одна запасная, что бы при непредвиденных обстоятельствах (поломка), могли запустить вторую печь.

Загрузка печи получается 100%.



ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В результате данного курсового проекта были произведены расчеты материального и теплового баланса. Данные расчеты позволяют оценить технико-экономические показатели работы печей. Также практическая часть проекта несет учебную значимость в качестве методических указаний для теплотехнических расчетов любых печей.

Для плавки 2000 тонн концентрата в сутки нам понадобятся 2 печи Ванюков



СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

1 http://bibliofond.ru

2 http://mirznanii.com

3 Можарин В.П. Производство цветных металлов. Томск: Издательство Томского политехнического университета, 2007. - 410 с.

4 http://www.oldbooks.matrixboard.ru

5 Уткин Н.И. Производство цветных металлов М.: Интермет Инжиниринг, 2000. - 442 с.

6 Гущин С.Н. «Тепловой баланс печей цветной металлургии»: методические указания по курсовому и дипломному проектированию - Свердловск: УПИ, 1991. - 32с.

7 Бледнов Б.П., Марченко Н.В. «Металлургия меди и никеля»: Учебное пособие. - Красноярск: ГУЦМиЗ, 2006. - 104с.

8 Ванюков А.В., Уткин Н.И. «Комплексная переработка медного и никелевого сырья»: Учебник для вузов - Челябинск: Металлургия, 1988. - 432с.

Размещено на Allbest.ru

...