Технология основных производств и промышленные выбросы

Понятие черной металлургии, колошниковый газ и его очистка. Конвертерный способ получения стали, плавка медных концентратов на штейн. Подготовка цинковых руд к выщелачиванию, очистка растворов сульфата цинка от примесей. Активирование и промывка деталей.

Рубрика Производство и технологии
Вид курс лекций
Язык русский
Дата добавления 27.09.2017
Размер файла 549,7 K

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Курс лекций

для специальностей 280201 Охрана окружающей среды и рациональное использование

Технология основных производств и промышленные выбросы

«Металлургия и металлообработка»

Е.В. Купчинская

Екатеринбург 2009

УДК 669.622.628

Рецензенты:

Кафедра водного хозяйства и технологии воды Уральского государственного технического университета - УПИ,

Доктор технических наук, профессор Уральского государственного технического университета - УПИ Смирнов А.Л.

Купчинская Е.В.

Технология основных производств и промышленные выбросы Часть II Металлургия и металлообработка: Курс лекций. - Екатеринбург: Урал. гос. лесотехн. ун-т, 2009. -

ISBN

Излагаются технологии металлургических и металлообрабатывающих производств. Рассмотрены теоретические основы и технологические схемы представленных производств. Большое внимание уделяется тем стадиям производства, на которых образуются выбросы и методам их очистки и утилизации.

Предназначено для студентов спец. 280201 и 280202.

Печатается по решению редакционно-издательского совета Уральского государственного лесотехнического университета

УДК 669.622.628

ISBN

Лекция 1. Черная металлургия

Доменное производство

Для обеспечения нормального хода металлургического процесса и получения чугуна, заданного сорта нужно получить шихту, состоящую из трех основных частей, взятых в заранее рассчитанном, строго определенном соотношении:

1. Железорудный материал;

2. Кокс - главный источник тепловой энергии, он выполняет также роль восстановителя (железо в рудах содержится обычно в окисленном состоянии)

3. Флюсы - материалы, необходимые для уменьшения температуры плавления пустой породы.

Любая руда или концентрат содержит большее или меньшее количество пустой породы. В состав железных руд в качестве пустой породы обычно входят следующие соединения:

Al2O3 (tпл= 20400C), CaO (tпл=25700C), SiO2 (tпл =17280C), MgO

(tпл =28000C). Однако при определенных соотношениях указанных оксидов образуются легкоплавкие составы, температура плавления которых не превышает 1300оС. Соотношение кислых и основных оксидов для этого должно быть близко к единице:

(Al2O3 + SiO2): (CaO + MgO) = 1:1

Обычно в пустой породе железных руд преобладают кислые оксиды (Al2O3 и SiO2), поэтому в качестве флюсов используется известняк или известь.

Общая характеристика железных руд

Железная руда - это горные породы, содержащие железо в такой форме и в таком количестве, что его экономически целесообразно извлекать при современном уровне развития техники. К железным рудам относятся:

- красный железняк (основной минерал - гематит - Fe2O3) - это богатые железные руды с содержанием железа не менее 55 % , содержат небольшое количество вредных примесей.

- магнитный железняк (основной минерал - магнетит - Fe3O4) отличается от остальных железных руд магнитными свойствами, содержит не менее 50 % железа, но часто содержит вредные примеси, особенно серу.

- бурый железняк (основной минерал - лимонит - Fe2O3 х nH2O) обычно это бедные железные руды, содержание железа не превышает 35-40 %.Часто содержат повышенное количество фосфора.

Подготовка руд к плавке

Перед загрузкой в доменную печь руду необходимо измельчить, усреднить, частично удалить пустую породу. Для этого руду подвергают той или иной подготовке.

В наиболее сложных случаях руда подвергается полному комплексу операций, который включает в себя:

1. Дробление, измельчение и классификация

2. Обогащение.

3. Усреднение.

4. Окускование.

Дробление, измельчение и классификация

Дробление проводят в несколько этапов:

- крупное дробление 1500-250 мм

- среднее дробление 250-50 мм

- мелкое дробление 50-5 мм

- измельчение до 02,-0,4 мм.

Для дробления используют щековые (рис.1) (для крупного и среднего дробления), конусные (рис.2) (для крупного, среднего и мелкого дробления), валковые (рис.3) (для среднего и мелкого дробления), молотковые (для среднего и мелкого дробления) дробилки.

Рис.1. Схема щековой дробилки: 1-подвижная щека; 2 - неподвижная щека; З - разгрузочное отверстие; 4 - привод дробилки; 5-распорные плиты; 6-регулировочнне пластины.

Измельчение проводят в шаровых или стержневых мельницах.

Грохочение - это разделение материала на классы крупности при помощи решеток или механических сит для частиц диаметром более 1 мм.

Классификация - разделение материалов по классам крупности на основе разности скоростей падения, для частиц меньше 1 мм (бывает водная и воздушная).

Обогащение

Обогащение - это процесс, который обеспечивает повышение содержания полезного компонента и уменьшение содержания вредных примесей путем отделения рудного минерала от пустой породы.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис. 2 . Схема конусной дробилки: 1 - неподвижнй конус; 2-подвижный конус; З - вращающийся верткальный стакан.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис.3 . Валковая дробилка: I - рама; 2 - дробяшие валки; З - подшипники; 4 - салазки; 5-тяга с пружиной; 6-регулировочкие прокладки.

В результате обогащения получают концентрат и хвосты. Для обогащения руд используют целый ряд методов.

Водная промывка.

Для водной промывки используют бутары (рис. 4) или корытные мойки (рис.5).

Данный способ обогащения используют для руд с плотными минералами и рыхлой пустой породой. При использовании бутар руда подается внутрь сетчатого вращающегося барабана, орошаемого сверху водой. В результате рыхлая пустая порода вымывается из барабана, а плотный минерал выгружается из барабана. Метод отличается низкой эффективностью, так как в хвостах остается до 25 % железа. Расход воды составляет 3-5 м3/т руды.

Рис. 4. Схема работы бутары.

Рис. 5 . Схема работы корытной мойки

Отсадка

При использовании этого метода зерна различного удельного веса расслаиваются под действием струи воды, пульсирующей в вертикальном направлении. Отсадочные машины бывают с подвижным и неподвижным решетом, чаще с неподвижным (рис. 5). Руда в тонкоизмельченном состоянии загружается в отсадочную машину. За счет вращения шкива диафрагма колеблется, в результате чего обеспечивается пульсация столба жидкости. Что приводит к тому, что более легкие частицы пустой породы поднимаются вверх, а более тяжелые частицы рудного минерала опускаются вниз.

Рис. 6. Схема работы отсадочной машины с неподвижным решетом

Гравитационное обогащение проводится в тяжелых средах, то есть плотность жидкости должна быть больше плотности пустой породы. В качестве среды используются тяжелые органические жидкости и концентрированные растворы солей. Руду подают в тонкоизмельченном виде. После перемешивания со средой смесь отстаивают: пустая порода поднимается кверху и скапливается на поверхности, а рудный минерал оседает на дно.

Магнитная сепарация - это наиболее распространенный способ обогащения железных руд. Может использоваться только для сильномагнитных руд. В частности для магнитного железняка. Бурый и красный железняк можно подвергнуть восстановительному обжигу, в результате которого Fe2O3 перейдет в Fe3O4, и тогда эти руды тоже можно будет подвергать магнитной сепарации.

Рис. 7 Схема магнитной сепарации

Магнитная сепарация бывает сухая (при размере частиц больше 3 мм) и мокрая (при размере частиц меньше 0,1 мм). При размере частиц 0,1-3 мм может использоваться как сухая, так и мокрая магнитная сепарация. Схема магнитной сепарации представлена на рис. 6.

Флотация.

Для железных руд флотация используется редко, обычно используется для сульфидных минералов, в частности для обогащения руд цветных металлов. Флотация основана на различии гидрофильности и гидрофобности свойств рудного минерала и пустой породы.

Флотация бывает прямая и обратная. При прямой флотации рудный материал поднимается вверх, а пустая порода оседает вниз, а при обратной - наоборот.

Усреднение

Неоднородность химического состава шихты крайне отрицательно влияет на показатели доменного процесса. Наиболее важное значение имеет содержание железа. Увеличение содержания железа приводит к остыванию печи, что особенно нежелательно. Необходимо, чтобы содержание железа изменялось не более чем на 0,3-0,5 % . Также необходимо и постоянство состава пустой породы, так как при изменении ее состава необходимо изменять количество добавляемых в шихту флюсов. Процесс усреднения идет на всех этапах подготовки, транспортировки и хранения руды.

Лекция 2

Окускование

Окускование - это процесс превращения мелких железорудных материалов в кусковые, необходимых размеров. Существует два основных способа окускования, используемых в доменном производстве:

- агломерация.

- окомкование (получение окатышей).

Агломерация

Агломерация - это процесс окускования мелких руд и концентратов спеканием в результате сжигания топлива в слое спекаемого материла или подвода тепла извне. Это металлургическая подготовка руды к плавке, в результате которой происходит образование пористого офлюсованного материала.

При агломерации кроме окускования в шихте происходят следующие процессы:

- удаляется частично сера и мышьяк;

- разлагаются карбонаты;

- происходит частичное шлакообразование.

Основные этапы агломерации:

1. Дозировка компонентов. В состав шихты входят следующие компоненты:

- железосодержащий материал 40-50 %;

- возврат или мелкий агломерат (размер частиц не более 10 мм) -

20-30%;

- известняк (размер частиц не более 2 мм) - 15-20 %;

- твердое топливо (коксик размер частиц не более 3 мм) - 4-8 %.

2. Смешение. Все компоненты шихты подают во вращающийся барабан.

3. Окомкование - происходит при подаче в барабан 6-9 % воды. При такой влажности обеспечивается хорошая газопроницаемость получаемого агломерата. При влажности более 9 % шихта превращается в полужидкую массу.

4. Спекание - проводят на колосниковой решетке.

Под решеткой создают разрежение 7-10 кПа. Для начала процесса специальным устройством нагревают верхний слой шихты до температуры 1200-13000С, при этом топливо воспламеняется и зона горения движется сверху вниз со скоростью от 10 до 40 мм/мин. В зоне горения температура 15000С, а отходящие газы выходят с температурой 150-2000С. Схема агломерационного процесса представлена на рис. 7.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис. 8. Схема агломерационного процесса

1 - колосниковая решетка; 2 - постель (возврат; крупность от 10 до 25 мм; высота слоя 30-35 мм); 3-6 - зоны переувлажнения, сушки, подогрева, горения; 7 - готовый агломерат.

В процессе агломерации идут следующие реакции:

C + O2 > CO2 + Q

CO2 + C > 2CO + Q

Fe2O3 + CO > 2Fe3O4 + CO2

Fe3O4 + CO > 3FeO + CO2

CaCO3 > CaO + CO2^ - Q

CaO + SiO2 > CaO*SiO2

3FeS2 + 8O2> Fe3O4 + 6SO2

2SO2 + O2 > 2SO3

CaSO4 - CaO + SO3

В процессе агломерации выгорает сульфидной серы 90-98 % и 70-80% сульфатной.

Преимущества офлюсованного агломерата:

- Исключение из доменной плавки эндотермической реакции разложения известняка, и как следствие, снижение расхода кокса;

- улучшение восстановительной способности газов в домне из-за уменьшения разбавления их углекислым газом;

- улучшение процесса шлакообразования, т.к. в офлюсованном агломерате окислы уже плотно контактируют друг с другом;

- уменьшение содержания серы не менее чем на 70 %.

Все это обеспечивает снижение расхода кокса на 6-15 %.

Производство окатышей

Окатыши получают из тонкоизмельченных железорудных концентратов с размером частиц менее 0,1 мм. Окатыши прочнее агломерата, поэтому при необходимости перевозки для окускования используют именно этот метод. Процесс производства окатышей состоит из двух стадий:

1. Получение сырых окатышей;

2. Упрочнение сырых окатышей (подсушка при температуре 3000С, обжиг при температуре 1200-13000C).

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис. 9 Схема получения окатышей

1 - шихтовые бункера; 2 - транспортер; 3 - смесительный барабан; 4 - бункер бентонита; 5 - тарельчатый гранулятор; 6 - ленточная обжиговая машина; 7 - вентилятор; 8 - грохот.

I - зона сушки; II - зона обжига; III - зона охлаждения.

В состав шихты для получения окатышей входят: железорудный концентрат, известняк, возврат, бентонит (мелкодисперсная белая глина) в количестве 1,5 %, которая служит для упрочнения окатышей.

Из шихтовых бункеров (рис.9) компоненты шихты поступают на транспортер 2, а затем в смесительный барабан 3, где идет сухое смешение. Сухая смесь подается на транспортер, туда же дозируется бентонит, после чего смесь поступает на гранулятор 5, туда же подается вода (8-10 % от общей массы шихты). Обычно используются тарельчатые грануляторы, в которых при круговом движении смесь шихты с водой и бентонитом постепенно превращается в гранулы-комки. Из гранулятора выгружаются окатыши размером от 10 до 20 мм. Оптимальных условий окатывания достигают подбором угла наклона тарели (40-600) и частоты вращения (6-8 об-1). Сырые окатыши подают на ленточную обжиговую машину 6 для сушки, обжига и охлаждения.

Верх ленты перекрыт камерами в соответствии с делением на зоны сушки, обжига и охлаждения. В зоне сушки окатыши подогреваются до 250-4000С газами, поступающими из зон обжига и охлаждения. В зоне обжига окатыши нагреваются до температуры 1200-12500С продуктами горения газообразного или жидкого топлива, просасываемыми через слой окатышей на колосниковой решетке машины. А в зоне охлаждения окатыши охлаждаются принудительно подаваемым холодным воздухом.

Охлажденные окатыши разгружаются на грохот 8: фракция больше

10 мм идет в доменное производство, а менее 10 мм - возврат, который возвращается в голову процесса.

Промышленные выбросы, образующиеся при подготовке руды, их очистка

В процессе дробления образуются газы, содержащие значительное количество пыли. Методы снижения выбросов: герметизация оборудования и очистка этих газов с использованием сухих инерционных аппаратов (циклоны и пылеосадительные камеры) и мокрая пылеочистка с использованием скрубберов различной конструкции;

В процессе обогащения промывкой образуются сточные воды в количестве 5-7 м3 на 1 т руды. Содержание взвешенных веществ в них составляет до 30 г/л. Данные сточные воды практически безвредны. Их осветляют в шламонакопителях и возвращают в производство. Осветленные сточные воды содержат не более 100 мг/л взвешенных веществ, а для промывки можно использовать воду с содержанием взвешенных веществ до 1000 мг/л.

В процессе флотации образуются сточные воды, загрязненные взвешенными веществами и флотореагентами. Содержание взвешенных веществ составляет 100-120 г/л, флотореагентов - 40-60 мг/л. После осветления в шламонакопителях содержание взвешенных веществ снижается до 200 мг/л, что не позволяет использовать воду для флотации (концентрация взвешенных веществ не должна превышать 100 мг/л). Поэтому проводят реагентную доочистку сточных вод. В качестве реагентов используют сульфат железа (концентрация 100-120 мг/л) и известь (концентрация 100-150 мг/л), что позволяет уменьшить содержание взвешенных веществ до 50-80 мг/л.

В процессе обжига при агломерации образуются газы, которые имеют следующий состав: пыль до 4 г/м3, CO2 2-10 %; CO - 0,1-3 %; SO2 + SO3 -

0,1-0,6 %. Газ подают на очистку. Для очистки от пыли используют циклоны и пылеосадительные камеры, электрофильтры, а также мокрую пылеочистку. При использовании мокрой пылеочистки происходит также частичное удаление оксидов серы. Для более полного удаления оксидов серы необходимо использовать в качестве поглощающей среды щелочные растворы. При использовании щелочных растворов эффективность очистки от оксидов серы составляет 90-98 %.

На аглофабриках расход воды составляет 0,5 м3/т агломерата. Сточные воды образуются, в основном, в процессе мокрой пылеочистки, а также при санитарной обработке оборудования. Сточные воды содержат до 20 г/л взвешенных веществ, pH до 12. Их осветляют в отстойниках - шламонакопителях. Затем проводят дополнительное обезвоживание в сгустителях, после чего шлам возвращают на агломерацию.

Получение чугуна

Основным аппаратом для извлечения железа из железных руд является доменная печь. Общая высота внутреннего пространства печи составляет 25-30 м, а с учетом фундамента и загрузочных устройств может достигать 70 м. Доменная печь относится к типу шахтных печей, то есть ее рабочее пространство вытянуто в вертикальном направлении. Горизонтальное сечение домны - это окружность.

Рис.10 Доменная печь

1 - колошник; 2 - шахта; 3 распар; 4 заплечики; 5 - горн; 6 большой конус; 7 - кольцевая труба для дутья; 8 - фурменный рукав; 9 -фурма для дутья; 10 - чугунная летка; 11 - шлаковая летка; 12 - шлаковый желоб; 13 - колонна шахты; 14 - огнеупорная футеровка; 15 - металлическая защита колошника; 16 - металлический кожух печи; 17 - вертикальный холодильник; 18 - горизонтальные коробчатые холодильники; 19 - кладка горна; 20 - желоб для чугуна и шлака, уходящего при выпуске чугуна; 21 - скимер

В вертикальном сечении домна состоит из 5 зон. Верхняя часть печи, через которую проводят загрузку шихты называется колошник. Основной частью по объему является шахта.

(перегородка для отделения шлака от чугуна); 22 - перевал; 23 -желоб для отвода чугуна; 24 - фундамент печи

Самая широкая часть домны - распар, который через заплечики переходит в регорн. В верхней части заплечиков находятся фурмы для подачи воздуха. В горне находятся отверстия (летки) для слива чугуна и шлака.

Во время доменной плавки идут следующие процессы:

H2Oж > H2Oп

С + O2 > CO2 + Q

CO2 + C > 2CO + Q

3Fe2O3 + CO > 2Fe3O4 + CO2

Fe3O4 + CO > 3FeO + CO2

FeO + CO > Fe + CO2

CaCO3 > CaO + CO2 - Q

2CaO + SiO2 >2 CaO * SiO2

Домна работает непрерывно, загрузку шихты и слив чугуна и шлака проводят периодически.

В домну через фурмы подается воздух, нагретый до температуры 10000С. Попадая в слой кокса, воздух быстро расходуется на взаимодействие с углеродом кокса и уже на расстоянии 2 м от фурм газ не содержит кислорода. Поскольку горение кокса в доменной печи происходит при недостатке кислорода, конечным продуктом горения является не углекислый газ, а окись углерода. Образовавшийся газ с температурой 20000С поднимается вверх. Нагревая шихту, газ охлаждается и выходит из печи через колошник с температурой 200-3000С. При движении через шихту газ участвует в восстановительных процессах, в результате чего часть СО превращается в СО2.

В результате доменного процесса образуется чугун, который имеет следующий состав:

Fе - 91-94 %; C - 3,5-4,5 %; 1-5 % примеси (соединения серы, фосфора, марганца и т.д.)

Особенностью доменной плавки является то, что чугун скапливается под слоем шлака и шлак является регулятором состава чугуна. Выпуск чугуна и шлака проводится через 1-2 часа.

Выплавляемые в доменной печи чугуны в зависимости от способа дальнейшего использования делятся на 3 группы:

передельные - основное количество. Направляются в сталеплавильное производство;

литейные - используются в литейном производстве. Основной особенностью литейных чугунов является высокое содержание кремния и фосфора. Эти примеси повышают жидкотекучесть.

специальные - используются для определенных целей.

Колошниковый газ. Его очистка

Колошниковый газ имеет следующий состав:

CO - 20-40 %; CH4 - 0,1-0,3 %; H2 - 1,4-5 %; CO2 - 3,5-20 %; N2 - 40-60 %;

запыленность - 15-20 г/м3; температура 200-2500С; количество газа составляет - 2-3 тыс. м3/т чугуна

Колошниковый газ взрывоопасен, поэтому, если его без очистки выбрасывают в атмосферу, то в межконусное пространство подают воду.

Для использования колошникового газа в качестве топлива проводят его очистку от пыли в сухих пылеуловителях инерционного или центробежного типа, а затем доочистку - в мокрых пылеуловителях. После очистки газ собирается в газгольдеры, откуда подается на сжигание.

Доменный шлак, его использование

Доменный шлак имеет следующий состав: SiO2 - 33-40 %;

Al2O3 - 4-16 %; CaO - 30-50 %; MgO - 1-7 %; Fe - 0,3-1 %.

В год образуется до 100 млн. тонн доменных шлаков.

В настоящее время доменные шлаки перерабатываются практически полностью. Существуют следующие методы переработки шлаков:

- метод гранулирования

- получение шлаковой пемзы

- получение литого шлакового щебня

- получение шлаковаты.

Гранулирование шлака

Шлаковый расплав подают в приемный лоток, откуда он подается на гранулятор, который представляет собой полый барабан, снабженный полостями, вращающийся со скоростью 250-300 об/мин. Гранулирование шлака осуществляется за счет поступающей в приемный лоток воды, частично охлаждающей и вспучивающей шлак.

Затвердевание гранул шлака происходит в воздухе при их отбрасывании лопастями барабана на специальную площадку.

Гранулированный шлак используют как наполнитель для бетонов и как добавку при производстве портландцемента (до 15 % по массе).

Получение шлаковой пемзы

Для получения шлаковой пемзы в траншею подают небольшое количество воды, на воду подают расплавленный шлак. Происходит испарение воды. Пары воды вспучивают шлаковую массу. Получается легкий пористый материал - шлаковая пемза, которая используется как наполнитель для легких бетонов. Шлаковая пемза в 2-3 раза дешевле керамзита.

Получение литого шлакового щебня

Литой щебень получают следующим образом: расплавленный шлак заливают в траншею, в которой он медленно охлаждается и остывает. Полученную массу дробят и рассеивают на грохотах. Используют в дорожном строительстве и как наполнитель для бетонов.

Получение шлаковаты

Для получения шлаковаты шлаковый расплав заливают в ванную печь, добавляют бой стекла для увеличения кислотности расплава и при перемешивании нагревают до температуры 1350-14000С. Затем полученный расплав подают на центрифугу, где под действием центробежных сил расплавленная масса превращается в волокно. Волокна осаждают на движущейся сетке. После охлаждения их разрезают на куски нужной длины.

Получение шлакового цемента.

Шлак размалывают и получают шлаковый цемент, который обладает низкими вяжущими свойствами. Однако если к шлаку добавить щелочные добавки (оксиды кальция и натрия или соду) в количестве не более 5 %, то полученный цемент будет обладать хорошими вяжущими свойствами. Он называется шлакощелочной. Его себестоимость примерно в 3 раза меньше, чем себестоимость портландцемента.

Лекция 3. Производство стали

Основные реакции сталеплавильных процессов

Процесс получения стали - процесс окислительный. Сталь - результат окисления примесей чугуна. Окислителем в сталеплавильном процессе обычно является кислород.

При написании реакций будем пользоваться следующими обозначениями:

О - газовая фаза; [0] - фаза металла; (0) - фаза шлака

Окисление углерода

Реакция окисления углерода является основным процессом, а образующаяся газовая фаза перемешивает металл, выравнивает его состав и температуру. Окисление углерода идет по следующим реакциям:

2 [C] + O2 > 2CO + Q

[C] + (FeO) > CO + [Fe] + Q

[C] + [O] > CO + Q

Окисление и восстановление марганца

Процессы окисления марганца протекают при относительно невысоких температурах:

2[Mn] + O2 = 2(MnO) + Q

[Mn] + (FeO) = (MnO) + [Fe] + Q

[Mn] + [O] = (MnO)

При высоких температурах марганец способен восстанавливаться:

(MnO) + [C] = [Mn] + CO

(MnO) + [Fe] = [Mn] + (FeO)

Процессы окисления и восстановления марганца идут в зависимости от температуры и состава шлака.

Окисление кремния

Окисление кремния идет по следующим реакциям:

[Si] + O2 = (SiO2) + Q

[Si] + 2(FeO) = (SiO2) + 2[Fe] + Q

[Si] + 2[O] = (SiO2) + Q

При высоких температурах может происходить и восстановление кремния.

(SiO2) + 2[C] = [Si] + 2CO

(SiO2) + 2[Fe] = [Si] + 2(FeO)

Окисление фосфора

Окисление фосфора идет по следующим реакциям:

4[P] + 5O2 = 2(P2O5) + Q

2[P] + 5(FeO) = (P2O5) + 5[Fe] + Q

2[P] + 5[O] > (P2O5) + Q

Фосфор является одной из наиболее вредных примесей. Он способен восстанавливаться при повышенной температуре, высоком содержании кремния и низком содержании FeO в шлаке. Для того, чтобы наиболее полно удалить фосфор, необходимо:

- обеспечение окислительной среды, в частности высокого содержания FeO в шлаке.

- наличие шлаков, содержащих мало фосфора (частая смена шлака)

- поддержание относительно невысокой температуры.

Окисление серы

Сера наряду с фосфором является наиболее вредной примесью. Окисление серы идет на поверхности раздела фаз, поэтому для увеличения эффективности необходимо интенсивное перемешивание. Окисление серы идет по следующим реакциям:

[FeS] + (CaO) = (CaS) + (FeO)

[FeS] + (MnO) = (MnS) + (FeO)

Наиболее полному удалению серы способствует наличие шлаков с высоким содержанием CaO, низкая окисленность фазы металла (низкое содержание кислорода в фазе металла), низкая концентрация серы в шлаке, интенсивное перемешивание металла со шлаком, высокая температура.

Удаление газов из стали

Содержание газов в стали (водорода, азота, кислорода) должно быть минимальным, т.к. их присутствие приводит к ухудшению качества стали, в первую очередь к уменьшению ее прочности.

Водород и азот удаляются вместе с СО в результате так называемого кипения ванны.

Для удаления кислорода проводят раскисление стали, т.е. удаление кислорода путем связывания его в оксиды мeталлов, имеющих большее сродство к кислороду, чем железо. Обычно в качестве раскислителей используют кремний и алюминий. Раскисление идет по следующим реакциям:

3[O] + 2[Al] > (Al2O3)

2[O] + [Si] > (SiO2)

Раскисление бывает 2-х видов:

глубинное - раскислители вводят в глубину металла. В этом случае требуется определенное время для того, чтобы продукты раскисления всплыли на поверхность металла и перешли в шлак.

диффузионное - раскислители в тонкоизмельченном виде подают на шлак, покрывающий металл. Сначала происходит раскисление шлака, затем раскисление металла, т.е. процесс идет на границе раздела фаз.

Шихтовые материалы сталеплавильного производства

В состав шихты для получения стали входят:

1. Металлосодержащие материалы: чугун, металлолом (скрап)

2. Окислители: воздух, чистый кислород, железная руда

3. Флюсы: известняк, бокситы.

Чугун может быть использован как в жидком виде, так и в твердом. Металлолом образуется на металлургических предприятиях, в процессе металлообработки. Также широко используется амортизационный металлолом. Его состав не всегда известен, он может содержать вредные примеси, поэтому необходимо проводить подготовку металлолома. Обычно его прессуют, дробят, обжигают. Затраты на подготовку металлолома меньше затрат на выплавку чугуна.

Лекция 4. Конвертерный способ получения стали

Конвертерным способом получают более 50 % стали. Этот метод разработал и в 1856 г. осуществил английский металлург Генри Бессемер.

При получении стали этим методом, проводят продувку жидкого чугуна воздухом в реторте-конвертере через установленную в днище конвертера фурму. При этом примеси, присутствующие в чугуне, окисляются. Этот процесс идет с выделением тепла, в результате чего температура повышается до требуемых для окисления серы значений. Поэтому при использовании этого метода не требуется топливо.

Если для продувки использовать воздух, то сталь имеет ряд недостатков: высокое содержание азота в стали; невысокое качество стали; нельзя было использовать металлолом. Поэтому в 50-х годах XX века было предложено вести продувку не воздухом, а кислородом. Метод стал называться кислородно-конвертерным. Он имеет следующие преимущества:

- возможность переработки чугуна любого состава;

- высокое качество полученной стали;

- низкая себестоимость из-за того, что используется до 30 % скрапа.

Рис. 11 Схема конвертера

Конвертер изнутри футерован огнеупорным кирпичом (рис.11).

Толщина стенок составляет 700-1000 мм. Используется водоохлаждаемая фурма.

Стадии производства стали:

1. Загрузка металлолома;

2. Заливка чугуна;

3. Продувка кислородом;

4. Загрузка флюсов (осуществляется порциями в течение всей плавки);

5. Слив стали и шлака.

6. Стадии 1-2 проводятся в наклонном положении; 3-4 проводятся в вертикальном положении;

Продувка кислородом - основная стадия процесса. Ее продолжительность составляет 15-30 минут.

Очистка конвертерных газов

В результате продувки чугуна кислородом образуются газы, которые содержат большое количество пыли, СО и имеют температуру 1600-1700оС, что делает этот газ взрывоопасным. Существует несколько методов очистки конверторных газов.

Очистка конвертерных газов c дожиганием СО

Между конвертором и газоотводящим трактом всегда имеется зазор. При отводе газа из конвертера в этом зазоре создают разряжение, что обеспечивает улавливание газов, выделяющихся из конвертера. При этом по периметру газовой струи, поступающей в газоход, подсасывается наружный воздух, что приводит к сгоранию СО.

Таким образом, в систему газоочистки поступают продукты сгорания конверторного газа, работа с которыми безопасна. Перед системой газоочистки часто устанавливают котел-утилизатор, где газ охлаждается до 5000С и образуется пар с температурой до 3000С. Если тепло не используют, то для охлаждения газа впрыскивают воду.

Состав газа после дожигания:

СО2 - 31%; N2 - 60%; О2 - 9%; SO2 до 50мг/м3, фториды до 100 мг/м3.

Запыленность 100-150 г/м3.

Для очистки от пыли используются инерционные, центробежные аппараты, для доочистки используется мокрая пылеочистка или рукавные фильтры и электрофильтры. После доочистки содержание пыли не превышает 10 мг/м3.

Очистка конвертерных газов без дожигания СО

В этом случае проводят отвод газа без доступа воздуха, для этого разъем уплотняют. Газоход предварительно продувают азотом.

Газ имеет следующий состав:

СО2 - 17%; N2 - 16%; СО - 67 %; SO2 до 70 мг/м3, фториды до 200 мг/м3.

Запыленность до 200 г/м3.

Количество газа, поступающего на очистку, в этом случае значительно меньше, чем в случае очистки газа после дожигания СО - следовательно, система газоочистки дешевле.

Для очистки от пыли используются инерционные, центробежные аппараты, для доочистки используется мокрая пылеочистка или рукавные фильтры. После доочистки содержание пыли не превышает 10 мг/м3.

Газ взрывоопасен, поэтому нельзя использовать сухие электрофильтры. Также необходимо уделять повышенное внимание герметичности оборудования, и каждый конвертор должен иметь отдельный газоход.

Газоходы при использовании этого метода практически не подвержены коррозии, так как СО - сильный восстановитель.

Уловленная пыль в основном содержит оксиды железа и направляется в доменное производство.

Лекция 5. Мартеновское производство стали

Этот метод был разработан французским металлургом Пьером Мартеном, который 8 апреля1864 сварил свою первую плавку.

Мартеновская сталь высококачественная и довольно дешевая. Воздух и газ проходят через насадки регенераторов (рис.12) и нагреваются до температуры 1000-12000С. Затем они попадают в печь, где газ сгорает, образуя факел с температурой 1800-19000C. Затем они попадают в печь, где газ сгорает, образуя факел с температурой 1800-19000C. Пройдя через пространство печи, раскаленные продукты сгорания газа попадают в другую пару регенераторов, отдают тепло и уходят к котлу-утилизатору.

Рис. 12 Схема устройства мартеновской печи

Насадки регенератора с правой стороны охлаждаются, а с левой - нагреваются. Когда правые насадки охладятся, проводят переключение подачи воздуха и газа с помощью специальных клапанов. Из регенераторов газ выходит с температурой 500-7000С и подается в котел-утилизатор, где охлаждается до температуры 2000С.

Воздух подается в печь в некотором избытке, для обеспечения окисления примесей.

Рабочее пространство печи ограничено сверху сводом, снизу - подом. В передней стенке находятся завалочные окна для загрузки твердой шихты и заливки чугуна. Завалочные окна закрывают специальными футерованными крышками с гляделками, через которые наблюдают за ходом плавки.

На границе задней стенки и пода находятся сталевыпускные отверстия. В качестве топлива используют природный или коксовый газ, мазут, каменноугольную пыль.

Температура факела должна быть не ниже 17500С.

Ход плавки:

- заправка печи - это поддержание в рабочем состоянии всех элементов огнеупорной кладки.

- завалка шихты. Твердая шихта подается в специальных чугунных коробах, объемом более 3м3, установленных на тележках.

- прогрев шихты - идет 1-1,5 часа.

- заливка чугуна - проводится по специальному желобу, устанавливаемому в завалочные окна.

- плавление - основная стадия, идет в течение нескольких часов. С момента заливки чугуна в печь подается максимальное количество топлива.

- доводка - обеспечивается требуемый состав металла путем ввода добавок.

- раскисление и легирование.

Продолжительность плавки 6-12 часов.

Особенности технологии мартеновской плавки.

1.Тепло к ванне поступает сверху, а отводится снизу.

Температура шлака всегда больше температуры металла.

Толщина шлака составляет 50-500 мм.

Рабочая глубина ванны до 1500 мм.

Выравниванию температуры способствуют пузырьки СО, образующиеся в результате окисления углерода (идет «кипение ванны»).

2.Жидкий металл находится под слоем шлака. Все добавки подают на шлак, и только через шлак они поступают в металл.

Состав и температура шлака определяют качество стали.

Шлак должен обеспечивать в одни периоды плавки интенсивный переход кислорода из атмосферы печи в металл, а в другие - предохранять металл от окисления.

Шлак препятствует насыщению металла азотом и водородом.

Очистка мартеновских газов

Газы выходят из печи с температурой 500-6000С. Они имеют следующий состав: СО2 - 5%, СО - не более 1%, N2 - 74%, пары воды - до 7%, О2 - до 14%, S - до 100 мг/м3. Запыленность - до 10 г/м3.

СО обычно дожигают в специальной камере, после чего газ поступает на очистку. Для очистки от пыли используются электрофильтры, мокрая пылеочистка, рукавные фильтры.

Очистка сточных вод сталеплавильного производства

Сточные воды образуются в результате мокрой очистки газов и санитарной уборки оборудования. Расход сточной воды составляет 1-6 м3 на одну тонну стали.

Концентрация взвешенных веществ: средняя - 3г/л, максимальная - до 17 г/л.

Сточные воды подвергаются осветлению в отстойниках или гидроциклонах, для интенсификации процесса можно применять коагулянты. Образующийся шлам направляют в сгустители, пресс-фильтры или вакуум-фильтры, для обезвоживания.

Шлам содержит до 95% оксидов железа, поэтому его направляют в доменное производство.

Утилизация сталеплавильных шлаков

Состав сталеплавильных шлаков: СаО - 30-55%, SiO2 - 16-22%, Al2O3 - 1-10%, MgO - 6-14%, FeO - 6-18%.

Сталеплавильные шлаки используются для производства стройматериалов. Основное количество шлаков идет на изготовление щебня (~50%), 20% - перерабатывается в минеральные удобрения и шлаковату.

Лекция 6. Цветная металлургия

К черным металлам относятся железо, хром и марганец. Все остальные металлы относятся к цветным. Цветные металлы делятся на группы:

1. тяжелые - Cu, Ni, Co, Pb, Zn, Sn.

2. легкие - Al, Mg, Ca, K, Na, Ba, Be, Li.

3. благородные - Au, Ag, Pt, Ir, Ro, Pd, Os.

4. редкие и рассеянные - Mo, W, Va, Ti, Sc и др.

Производство меди

В год выпускают до 4 млн. тонн меди. Она используется в основном в электротехнике, так как имеет высокую электропроводность.

Сырьем для производства меди служат медные руды:

- медный колчедан (халькопирит) - CuFeS2.

- халькозин Cu2S

- ковелин CuS

- куприт Cu2О

- тенорит CuO

- малахит CuCO3*Cu(OH)2.

Пустая порода состоит из пирита, кварца, карбонатов магния и кальция.

Все медные руды делятся на сульфидные, окисленные и смешанные.

Сульфидные руды имеют следующий состав:

Сu - 1-6%, Fe - 1-40%, S - 9-45%, Zn - 1-6%, SiO2 - 5-55%, Al2O3 - 2-12%, CaO - до 4%, MgO - до 1,5%.

Окисленные руды имеют следующий состав:

Cu - ~2%, Fe - ~1%, S - 0.1-0.2%, SiO2 - 60-68%, Al2O3 - 10-16%, оксиды Cu и Mg - 0.5%.

Для получения меди используют два основных метода:

- гидрометаллургический метод используют только при переработке бедных окисленных руд.

- пирометаллургический метод используется для переработки любых руд. В настоящее время этот метод является основным способом получения меди.

Подготовка медных руд к плавке

Основными этапами подготовки медных руд к плавке являются:

1. дробление, измельчение

2. обогащение

3. окускование

Дробление и измельчение проводятся с использованием того же оборудования, что и в черной металлургии.

Обогащение проводится обычно методом флотации. В результате обогащения получают медный концентрат, содержащий 8-35% меди, 40-50% серы и 30-35% железа.

Окускование проводят методами агломерации, окатывания и брикетирования. Агломерация и получение окатышей проводится также как в черной металлургии.

Метод брикетирования

В состав шихты входят: руда и брикетная мелочь - 87-90%; трепел (осадочный кремнезем, содержащий до 75% SiО2) - 6-8%; известь (размер частиц до 3 мм) - 4-5%.

Всю шихту подают в смесительный барабан, туда же подают пар и немного воды. Там идут процессы смешения и гашения извести. Затем смесь из барабана подают в бункер и на пресс, где получают брикеты. Их направляют на пропарку, которая идет 5-6 часов при температуре 1750C и повышенном давлении. При этом идет процесс взаимодействия извести с кремнеземом:

Ca(OH)2 + SiO2 + 1,5H2O => CaO*SiO2* 2,5H2O

В результате взаимодействия образуется гидросиликат кальция, который придает прочность брикетам, служит связующим.

Обжиг медного концентрата

Обжиг проводится для удаления излишков серы, кроме того, он обеспечивает хорошее смешение всех компонентов шихты и нагревание ее до температуры 500-6000С.

Однако при плавке обожженных концентратов увеличиваются потери меди с шлаком и повышается унос пыли, поэтому богатые медные концентраты с содержанием меди более 25% плавят без обжига, бедные (с содержанием меди менее 25%) - обжигают.

Обжиг ведут в печах различной конструкции. Наиболее эффективными являются печи кипящего слоя, которые обеспечивают высокое содержание сернистого газа, что позволяет использовать отходящие газы для производства серной кислоты.

При обогащении дутья кислородом до 25% производительность печей возрастает на 26% , а до 27% - на 38 %, кроме того увеличивается концентрация SO2 в отходящих газах.

В процессе обжига шихту нагревают до 750 - 800 0С, сульфиды загораются и обжиг затем идет автотермично (т. е. без подвода тепла извне). Температура обжига не должна превышать 850 0С, чтобы не происходило спекания шихты. Поэтому содержание серы не должно превышать 27%.

Для поддержания температуры на необходимом уровне к шихте добавляют флюсы (в первую очередь известняк ).

Получение черновой меди

Получение черновой меди идет в несколько этапов.

Плавка медных концентратов на штейн

В печь загружают медный концентрат, известняк и кокс. Загрузку ведут отдельными порциями (колошами). В нижней части печи находятся фурмы для подачи воздуха.

В нижней части печи создается окислительная атмосфера, а в верхней - восстановительная. Температура у фурм составляет 1500 0С, а на выходе из печи газы имеют температуру 400 - 450 0С.

В нижней части печи идут следующие процессы:

С + О2 CO2 + Q

2FeS + 3O2 2FeO + 2SO2 + Q

2FeO + SiO2 (FeO)2 *SiO2

2Cu2O + 2FeS + SiO2 2Cu2S + (FeO)2*SiO2

В верхней части печи:

CO2 + C 2CO

2SO2 + 5C 4CO + CS2

SO2 + 2C COS + CO

В результате этих процессов образуется штейн, содержащий от 15% до 40% меди, и шлак, состоящий из силикатов железа и кальция. Кроме того образуется колошниковый газ, содержащий СО, СО2,СOS, СS2 .

Во время плавки штейн выпускается периодически, а шлак - непрерывно в специальные ковши.

Конвертирование медного штейна

Конвертер имеет цилиндрическую форму (рис. 13), изнутри футерован магнезитовым кирпичом. Размеры: длина - 6-10 м , диаметр - 3-4 м.Количество фурм 46-52, диаметр - 50 мм.

В конвертор заливают штейн и подают кварцевый флюс, содержащий 70-80% SiO2 . Флюс подают и во время плавки.

Процесс конвертирования можно разделить на 2 периода:

Первый период - окислительный. Во время этого периода происходит окисление сульфида железа с получением белого штейна. Продолжительность периода - 6-25 часов, в зависимости от содержания меди. По мере накопления шлака его частично удаляют и заливают в конвертор новую порцию штейна, поддерживая уровень постоянным.

Во время первого периода идут следующие процессы:

2FeS + 3O2 2FeO + 2SO2 + Q

2Cu2S + 3O2 2Cu2O + 2SO2 + Q

( но пока есть FeS , Cu2O накапливаться не будет, так как сродство железа к кислороду выше, чем меди.):

Cu2O + FeS Cu2S + FeO

2FeO + SiO2 (FeO)2*SiO2

В результате всех этих процессов температура повышается с

1100-1200 0С до 1300-1350 0С. Более высокая температура

Рис. 13. Конвертер

1-горловина; 2-отверстие для загрузки флюса;

3-воздушные фурмы

нежелательна, поэтому при конвертировании штейна с высоким содержанием FeS добавляют охладители (твердый штейн или медный концентрат).

К концу первого периода в конвертере накапливается белый штейн, содержащий до 80% меди, ~ 20% серы и незначительное количество примесей; и шлак, содержащий до 3% Cu , 60-70% FeO, 17-28% SiO2.

Второй этап называется реакционный. На этом этапе из белого штейна получают черновую медь. Продолжительность этапа 2-3 часа. Во время второго этапа идут следующие процессы:

2Cu2S + 3O2 2Cu2O + 2SO2 + Q

2Cu2O + Cu2S 6Cu + 2 SO2

Черновая медь содержит 97,5 - 99,5% меди, примеси: Fe, S, Ni, Sn, As, Sb, Au,Ag. Также образуется шлак, который содержит до 3,5% Cu, 45-70 % FeO , 22-30% SiO2.

Шлаки конвертирования возвращают на плавку, кроме того образовавшийся газ, содержащий 4-6 % SO2 , можно использовать для производства серной кислоты.

Затем черновую медь подвергают огневому и электролитическому рафинированию.

Лекция 7. Огневое рафинирование черновой меди

Цель огневого рафинирования: перевести в шлак примеси, имеющие большее сродство к кислороду, чем медь.

Огневое рафинирование проводят при температуре 1130-1150 0С в отражательных печах. Длительность - несколько суток.

Этапы рафинирования:

а) расплавление меди;

б) окисление примесей;

в) удаление растворенных газов;

г) раскисление меди;

д) разливка.

Окисление примесей

Основная реакция этой стадии:

4Cu + O2 2 Cu2O

Эта реакция идет вследствие преобладающей массы меди. Затем идет реакция взаимодействия оксида меди с примесями:

Cu2O + Me MeO + 2 Cu

В результате окисления образуется шлак (2-3% от массы меди, подвергающейся рафинированию), который содержит до 50% Cu, 5-40% SiO2, 5-10% оксидов металлов. Этот шлак возвращают на конвертирование.

Удаление растворенных газов

После удаления шлака в ванну опускают сырое дерево. При этом происходит бурное выделение паров воды, что способствует перемешиванию меди, завершению окисления серы, удалению SO2 и др. газов. Также для удаления газов можно использовать природный газ.

Раскисление. Основная задача раскисления - понижение содержания оксида меди.

При проведении раскисления ванну покрывают слоем угля, продувают природным газом, а если использовали жерди, то их погружают глубже и на более длительное время.

При продувке природным газом идет реакция:

4Cu2O + CH4 CO2 + 2H2O + 8Cu

Если используется уголь или жерди, то идет следующая реакция:

2Cu2O + C CO2 + 4Cu

Coдержание Cu2O понижается с 10-12% до 0,3-0,5% . Содержание меди после огневого рафинирования составляет 99-99,5%.

Электролитическое рафинирование меди

Электролиз ведут в ваннах ящичного типа, футерованных свинцом. Размеры ванны:

Длина -5,5 м, высота - 1 м, ширина - 1,2 м

В качестве анодов используется медь после огневого рафинирования, в качестве катодов - тонкие листы электролитической меди.

В качестве электролита используют раствор сульфата меди с концентрацией 30 -40 г/л, подкисленный серной кислотой . Температура процесса 55-70 0С. В процессе электролитического рафинирования на электродах идут следующие реакции:

А: Cu0 - 2e Cu2+

К: Cu2+ + 2e Cu0

В процессе электролиза присутствующие в анодной меди растворимые примеси переходят в электролит, благородные металлы и нерастворимые химические соединения концентрируются в шламе, который выгружают через 5 - 12 дней и направляют на извлечение благородных металлов.

Содержание меди после электролитического рафинирования составляет 99,9 %.

Накапливающиеся в электролите примеси ухудшают процесс электролиза и качество катодной меди, поэтому электролит приходится периодически менять.

Способы регенерации электролита

Электролиз с нерастворимым анодом

При использовании этого метода раствор отработанного электролита подвергают электролизу с нерастворимым анодом. При этом на электродах идут следующие реакции:

К: Cu2+ + 2e Cu0

A : 2H2O - 4e O2 +4H+

При использовании этого метода достигается только эффективное извлечение меди из электролита, причем качество ее тем хуже, чем выше содержание примесей в отработанном электролите. Расход электроэнергии в несколько раз больше, чем при электролитическом рафинировании.

Переработка отработанного электролита на купорос

При использовании этого метода расплавленную черновую медь с добавками серы выливают тонкой струей в большую емкость с водой, чтобы получить гранулы с развитой поверхностью, которые загружают в вертикальную цилиндрическую башню. Туда же подают раствор отработанного электролита, нагретый до 80 - 95 0С, и обеспечивают циркуляцию этого раствора. В башне идет следующая реакция:

2Cu + 2H2SO4 + O2 2CuSO4 + 2H2O

Процесс ведут до тех пор пока рН не достигнет 4,5-5,5. При этом образуются основные соли сурьмы, мышьяка и железа в нерастворимом состоянии. Их отделяют от раствора фильтрованием и направляют на переработку. При этом удаляется до 95 % мышьяка и сурьмы. Продолжительность нейтрализации до 24 часов.

После осветления раствор подвергают упариванию до плотности 1,45 - 1,48 г/см3 , затем направляют на кристаллизацию, в процессе которой образуются кристаллы CuSO4М5H2O. Полученную пульпу направляют на центрифугу, отфугованные кристаллы сушат и получают медный купорос первого сорта. Маточный раствор вновь подвергают упариванию, центрифугированию, сушке и получают купорос, но уже второго сорта. Затем раствор направляют на электролиз, где выделяют медь до ее остаточного содержания 0,5-1 г/л и после этого раствор опять упаривают и получают грязный никелевый купорос.

Лекция 8. Производство алюминия

Алюминий и его сплавы применяются в авиации, наземном транспорте, пищевой промышленности. По общему производству алюминий занимает второе место в мире после железа.

Электролитический метод получения алюминия

В настоящее время электролитический метод - это основной метод получения алюминия. При получении алюминия электролиз ведут не из раствора, а из расплава, так как алюминий находится в ряду активности значительно раньше водорода, следовательно при электролизе растворов солей алюминия на катоде будет восстанавливаться не алюминий, а водород.

Сырьем для производства алюминия служат алюминиевые руды, плавиковый шпат, известняк и сода.

Алюминиевые руды: бокситы, апатиты, нефелины, каолины. Наиболее часто используются бокситы. Они содержат более 40 химических элементов, основные компоненты бокситов:

Al2O3 - 28-70 % , SiO2 - 0,5-20% , Fe2O3 - 2-50% , TiO2 - 0,01-10% .

...

Подобные документы

  • Подготовка медных руд и концентратов к металлургической переработке. Конвертирование медных штейнов. Термодинамика и кинетика реакций окисления сульфидов. Теоретические основы обжига в кипящем слое. Плавка сульфидных медьсодержащих материалов на штейн.

    курсовая работа [5,0 M], добавлен 08.03.2015

  • Руды и минералы цинка. Дистилляция цинка в горизонтальных и вертикальных ретортах, в электропечах и шахтных печах. Рафинирование чернового цинка. Обжиг концентратов и выщелачивание огарка. Очистка сульфатных растворов и электролитическое осаждение цинка.

    контрольная работа [2,9 M], добавлен 12.03.2015

  • Плавка стали в электрических печах. Очистка отходящих газов. Устройство для электромагнитного перемешивания металла. Плавка стали в основной дуговой электропечи. Методы интенсификации электросталеплавильного процесса. Применение синтетического шлака.

    курсовая работа [74,8 K], добавлен 07.06.2009

  • Механические свойства стали при повышенных температурах. Технология плавки стали в дуговой печи. Очистка металла от примесей. Интенсификация окислительных процессов. Подготовка печи к плавке, загрузка шихты, разливка стали. Расчет составляющих завалки.

    курсовая работа [123,5 K], добавлен 06.04.2015

  • Плавильные пламенные печи. Отражательные печи для плавки медных концентратов на штейн. Тепловой и температурный режимы работы. Экспериментальное определение скорости тепловой обработки материала. Основные характеристики конструкции плавильных печей.

    курсовая работа [876,6 K], добавлен 29.10.2008

  • Технологическая схема получения цинка. Обжиг цинковых концентратов в печах КС. Оборудование для обжига Zn-ых концентратов. Теоретические основы процесса обжига. Расчет процесса обжига цинкового концентрата в печи кипящего слоя. Расчет оборудования.

    курсовая работа [60,0 K], добавлен 23.03.2008

  • Обоснование технологии переработки сульфидного медьсодержащего сырья. Достоинства и недостатки плавки. Химические превращения составляющих шихты. Расчет минералогического состава медного концентрата. Анализ потенциальных возможностей автогенной плавки.

    дипломная работа [352,2 K], добавлен 25.05.2015

  • Физико-химическое содержание процессов, протекающих в шахте печи. Оптимизация процессов ПВП в отстойной зоне. Методы первичной обработки технологических газов в аптейке. Устройство печи для плавки во взвешенном состоянии на подогретом воздушном дутье.

    курсовая работа [341,7 K], добавлен 12.07.2012

  • Плавка цинка и сплавов. Промышленные выбросы пыли при плавке, предельно допустимые концентрации. Классификация систем очистки воздуха и их параметры. Сухие и мокрые пылеуловители. Электрофильтры, фильтры, туманоуловители. Метод абсорбции, хемосорбции.

    дипломная работа [5,2 M], добавлен 16.11.2013

  • Классификация процесса очистки молока, механизм его протекания. Очистка молока от микробиологических и механических примесей. Сравнение и выбор оптимального аппарата. Удельная энергоемкость и материалоемкость. Техническая производительность, габаритность.

    курсовая работа [603,4 K], добавлен 02.06.2015

  • Основные способы производства стали. Конвертерный способ. Мартеновский способ. Электросталеплавильный способ. Разливка стали. Пути повышения качества стали. Обработка жидкого металла вне сталеплавильного агрегата. Производство стали в вакуумных печах.

    курсовая работа [1,5 M], добавлен 02.01.2005

  • Первичная переработка зерна для получения муки и крупы, очистка зерна от примесей. Использование и рациональная расстановка технологического оборудования для очистки. Машинно-аппаратная схема первичной переработки зерна. Виды зерноочистительных машин.

    статья [1,6 M], добавлен 22.08.2013

  • Характеристика основных технологий в черной и цветной металлургии. Классификация металлургических процессов. Сырье для черной металлургии и его добычи. Продукты металлургического производства. Дуговые электроплавильные печи, конвертеры, прокатные станы.

    курсовая работа [773,0 K], добавлен 16.10.2010

  • Технологические этапы процесса извлечения кадмия из колошниковой пыли: рафинирование цинка, плавка цинковых и легкоплавких цинков и извлечение кадмия из установок для рафинирования цинка. Метод вакуумный дистилляции получения кадмия высокой частоты.

    реферат [102,0 K], добавлен 11.10.2010

  • Централизации технологических объектов подготовки газа. Конфигурации трубопроводных коммуникаций и расчет рабочего давления. Очистка от механических примесей. Общая оценка процесса осушки газа, способы выделения из него сероводорода и двуокиси углерода.

    реферат [992,0 K], добавлен 07.06.2015

  • Техническое обоснование и инженерная разработка системы автоматизации управления технологическим процессом обжига цинковых концентратов в печи кипящего слоя. Определение текущих и итоговых затрат и прироста прибыли. Вопросы охраны труда на производстве.

    дипломная работа [1,7 M], добавлен 28.04.2011

  • Назначение и описание процессов переработки нефти, нефтепродуктов и газа. Состав и характеристика сырья и продуктов, технологическая схема с учетом необходимой подготовки сырья (очистка, осушка, очистка от вредных примесей). Режимы и стадии переработки.

    контрольная работа [208,4 K], добавлен 11.06.2013

  • Управление процессом кислородно-конвертерной плавки в целях получения из данного чугуна стали необходимого состава с соблюдением временных и температурных ограничений. Упрощенный расчет шихты. Оценка количества примесей, окисляющихся по ходу процесса.

    лабораторная работа [799,1 K], добавлен 06.12.2010

  • Характеристика медных руд и концентратов. Минералы меди, содержание в минерале, физико-химические свойства. Принципиальная технологическая схема пирометаллургии меди. Процесс электролитического рафинирования. Характеристика автогенных процессов плавки.

    курсовая работа [226,8 K], добавлен 04.08.2012

  • Сульфидные и окисленные руды как сырье для получения свинца. Состав свинцовых концентратов, получаемых из свинцовых руд. Подготовка свинцовых концентратов в металлургической обработке. Технология выплавки чернового чугуна, рафинирование чернового свинца.

    реферат [415,0 K], добавлен 12.03.2015

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.