Расчет процесса и выбор основного оборудования автогенной переработки сульфидных медных концентратов, производительность по концентрату 1450 т./сутки

Размещено на http://www.allbest.ru

Размещено на http://www.allbest.ru

Введение

Узбекистан относится к числу стран с высокоразвитой металлургической промышленностью. Становлению данной отрасли индустрии способствовали богатые минеральные ресурсы и наличие источников энергии. В недрах Узбекистана имеются месторождения почти всех элементов таблицы Менделеева, а многие из этих запасов уже находятся в промышленной эксплуатации [1]. В условиях независимости перед горно-металлургической отраслью республики встал целый комплекс сложных проблем. Это, прежде всего, всемерное истощение богатых и легко вскрываемых рудных месторождений, повышение требований к охране окружающей среде, рост потребностей в цветных металлах, в том числе на медь и сопутствующие ей элементы.

Медным рудам сопутствуют более 15 видов цветных металлов, таких как золото, серебро, молибден, кадмий, индий, теллур, селен, рений, кобальт, никель, осмий и другие).

Медная промышленность является одной из ведущих подотраслей цветной металлургии в Республике Узбекистан. Выпуск меди в нашей стране постоянно растет, а технология ее получения непрерывно совершенствуется. Основным производителем меди в Республики Узбекистан является ОАО «Алмалыкский горно-металлургический комбинат» (ОАО АГМК).

Основной сырьевой базой производства меди на АГМК является уникальное месторождение «Кальмакыр», которое по добыче медно-молибденовых руд значительно превосходит зарубежные аналоги. Кроме того, разведано перспективное медное месторождение «Дальнее» с большими запасами мели, молибдена, золота, серебра, рения, теллура, селена и серы.

Для переработки медьсодержащего сырья с целью получения металлической меди на АГМК применяются пирометаллургические процессы.

В общем объеме производства меди на долю пирометаллургических способов приходится около 85 % мирового выпуска этого металла.

Пирометаллургическая технология предусматривает переработку исходного сырья (руды или концентрата) на черновую медь с последующим ее обязательным рафинированием. Если принять во внимание, что основная масса медной руды или концентрата состоит из сульфидов меди и железа, то конечная цель пирометаллургии меди -- получение черновой меди -- достигается за счет практически полного удаления пустой породы, железа и серы [2].

Наиболее распространенная до настоящего времени технология предусматривает обязательное использование следующих металлургических процессов: плавку на штейн, конвертирование медного штейна, огневое и электролитическое рафинирование меди. В ряде случаев перед плавкой проводят предварительный окислительный обжиг сульфидного сырья. Плавку на штейн можно проводить в восстановительной, нейтральной или окислительной атмосфере.

Существует много разновидностей плавки медных руд и концентратов на штейн, отличающихся как технологическими особенностями, так и аппаратурным оформлением. Наиболее распространенным в настоящее время в медном производстве методом плавки на штейн является плавка в отражательных печах. Отражательная плавка - это традиционный способ переработки богатых сульфидных и карбонатных руд, обожженных и необожженных (сырых) флотационных концентратов. В печи перерабатывают также конвертерные шлаки, оборотные пыли. В качестве топлива используют природный газ, мазут, угольную пыль. В мировой практике примерно 35 % меди получают с использованием отражательной плавки. Исходя из вышесказанного выпускная работа, посвящённая расчёту технологического процесса и выбору основного процесса отражательной плавки сульфидного медного концентрата, является весьма актуальной.

1. Теоретическая часть

1.1 Теория процесса плавки сульфидных медных концентратов

Переработку медного сырья можно проводить как пиро-, так и гидрометаллургическим способами. Около 85 % от общего выпуска меди приходится на пирометаллургические процессы, и в ближайшее время эта тенденция вряд ли изменится. К числу пирометаллургических процессов, применяемых при производстве меди, относятся - окислительный обжиг, различные виды плавок, конвертирование штейнов.

Пирометаллургическую переработку сульфидных руд и концентратов можно вести двумя путями.

Первый путь предусматривает полное окисление всей серы перерабатываемого сырья с помощью предварительного окислительного обжига при одновременном переводе меди и железа в оксидную форму:

4FeS2 + 11O2 = 2Fe2O3 + 8SO2

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + 2SO2

Продукт обжига (огарок) далее подвергают селективному восстановлению при полном расплавлении материала - восстановительной плавке. При этом медь восстанавливается до металлического состояния, а железо - в основном до вюстита. Оксиды железа совместно с пустой породой руды и оксидами флюсов образуют шлак, который удаляют в отвал. Этот прием получения меди кажется наиболее простым и естественным, но целый ряд недостатков заставил отказаться от его применения. В настоящее время процесс, близкий к восстановительной плавке, используется лишь для переработки вторичного медного сырья. Важнейшими недостатками этого метода являются:

- при плавке получается очень грязная (черная) медь, содержащая до 20 % железа и других примесей;

- шлаки, находящиеся в равновесии с металлической медью, получаются очень богатые, что снижает извлечение меди в товарную продукцию;

- плавка осуществляется с большим расходом кокса (до 20 % от массы шихты).

Второй путь, характерный для современной металлургии меди, предусматривает на промежуточной стадии технологии плавку на штейн с последующей его переработкой на черновую медь.

Плавку на штейн медных руд и концентратов - основной технологический процесс - можно проводить практически любым видом рудных плавок.

В современной металлургии для ее осуществления используют отражательные, электрические и шахтные печи, а также автогенные процессы нескольких разновидностей.

2. Любой пирометаллургический процесс характеризуется одновременным или последовательным протеканием многочисленных физико-химических превращений - элементарных стадий. Наиболее сложным из них по структуре является рудная плавка. При плавке сульфидных руд и концентратов, каким бы методом она не проводилась, важнейшими элементарными стадиями являются:

1) нагрев шихты;

2) диссоциация неустойчивых химических соединений;

3) окисление сульфидов;

4) расплавление легкоплавких составляющих шихты с образованием первичных расплавов;

5) растворение наиболее тугоплавких компонентов в первичных расплавах;

6) разделение продуктов плавки.

Наряду с перечисленными процессами имеют место и другие, например взаимодействие сульфидов и оксидов, разрушение магнетита сульфидами и др.

Скорость и полнота протекания этих процессов зависят от физико-химических свойств компонентов шихты, температуры, интенсивности массо-и теплообмена, а производительность агрегатов в целом определяется скоростью завершения наиболее медленной из элементарных стадий.

Нагрев шихты практически полностью лимитируется процессами теплопередачи. Очевидно, нагрев крупных кусков шихты из-за сравнительно низкой теплопроводности шихтовых материалов протекает относительно медленно. Условиями теплопередачи и размерами кусков определяется также в значительной степени начало термического разложения неустойчивых химических соединений.

Одним из приемов, обеспечивающих высокие скорости нагрева, является распыление шихты в нагретом до высокой температуры газовом пространстве при высокой степени турбулентности потока. В этом случае мелкая шихта нагревается за считанные доли секунды. Исключительно быстро протекает нагрев шихты также при загрузке ее в расплав, находящийся в состоянии энергичного барботажа. В автогенных процессах, где источником теплоты служат реакции окисления сульфидов концентрата, теплота выделяется непосредственно на поверхности частиц или в ванне расплава, т.е. там, где оно расходуется на процессы плавления. Поэтому нагрев мелких частиц шихты в условиях интенсивного массообмена осуществляется быстро и не лимитирует производительности плавильных агрегатов.

Окисление сульфидов кислородом является экзотермическим процессом и протекает на границе раздела фаз. Многочисленные исследования кинетики реакций окисления сульфидов показали, что скорость их протекания зависит от многих факторов: температуры, природы фаз, их физико-химических свойств и агрегатного состояния, крупности сульфидных частиц, размеров поверхности контакта реагентов и т.п.

С момента воспламенения окисление (горение) сульфидов идет очень интенсивно и ускоряется с ростом температуры. Однако скорость гетерогенных процессов, протекающих на границе раздела фаз (твердой, жидкой и газообразной), не может неограниченно расти с температурой, т.к. начинает зависеть от процессов массообмена. Это обусловлено тем, что суммарная скорость в данном случае будет определяться соотношением скоростей собственно химической реакции и подвода реагентов к реакционной поверхности.

Таким образом, для обеспечения высоких скоростей окисления необходимы большая реакционная поверхность и интенсивный массообмен. При правильной организации металлургического процесса окисление сульфидов идет очень быстро. На это указывает высокий коэффициент использования кислорода (95-100 %) в случае окисления сульфидов в конвертерах и в процессе обжига в кипящем слое при очень малом времени пребывания кислорода в слое сульфидного материала. Время прохождения воздуха через слой жидкого штейна в конвертере составляет примерно 0,13 с. Время пребывания кислорода в кипящем слое не превышает 2-3 с.

Экспериментальные и практические данные подтверждают, что собственно химический акт процесса окисления сульфидов при высоких температурах протекает крайне быстро. Поэтому при выборе наиболее рационального метода сжигания сульфидов можно и нужно стремиться не столько к достижению максимальных скоростей окисления, сколько к повышению качественных показателей процесса в целом: получению богатых по содержанию SО2 газов, высокой степени использования теплотворной способности сульфидов и минимальным потерям металлов с отвальными шлаками.

Конечная цель любого вида плавки - перевод всей перерабатываемой шихты в расплавленное состояние с получением штейна или чернового металла и шлака с их последующим разделением.

Значительные различия в физико-химических свойствах соединений, в первую очередь в их температурах плавления, приводят при нагревании шихты только к постепенному формированию расплава конечного состава. Сначала идет образование первичного расплава из наиболее легкоплавких компонентов. Далее в нем растворяются более тугоплавкие вещества.

Следовательно, процессы штейно- и шлакообразования включают в себя две элементарные стадии: расплавление легкоплавких составляющих шихты и растворение в первичных расплавах более тугоплавких веществ.

Из числа присутствующих в сульфидных шихтах химических соединений наиболее легкоплавкими являются сульфиды (за исключением ZnS). При этом природные сульфидные эвтектики по сравнению с отдельными сульфидами имеют еще меньшие температуры плавления. Поэтому процессы штейнообразования начинаются раньше, чем процессы шлакообразования, и идут с большими скоростями.

Шлакообразование начинается позднее из-за более высоких температур плавления не только свободных оксидов, но и оксидных эвтектик. Образование первичных шлаковых расплавов - процесс достаточно быстрый и скорость его практически совпадает со скоростью нагрева шихты до температуры плавления легкоплавких компонентов. При ограниченных температурах в плавильных агрегатах важное значение имеют процессы растворения тугоплавких оксидов в первичных шлаковых расплавах.

Процессы растворения являются значительно более медленными по сравнению с прямым расплавлением легкоплавких компонентов и лимитируются малой скоростью диффузии.

В реальных условиях растворение твердой фазы в жидком растворителе (при плавке растворителем является первичный расплав) проходит в три этапа:

- диффузия растворителя к поверхности твердой фазы;

- химическое взаимодействие реагентов с образованием растворимого соединения; и его диффузия в массу раствора.

Поэтому конечная скорость шлакообразования существенным образом зависит от гидродинамических условий, т.е. от интенсивности массообмена между компонентами твердой шихты и жидкими продуктами плавки, устраняющей диффузионные сопротивления.

Образование шлаков в металлургических печах начинается, как правило, с получения железосиликатных эвтектик фаялитового состава или более сложных многокомпонентных легкоплавких композиций на основе силиката оксида железа FeO. В дальнейшем в них растворяются более тугоплавкие оксиды и в первую очередь кремнезем, содержащийся в рудном сырье или вводимый в шихту в качестве кварцевого флюса.

На скорость растворения кремнезема в фаялитовом расплаве наибольшее влияние оказывают интенсивность массообмена, крупность частиц флюса и его реакционная способность.

Возможность значительного ускорения процесса растворения тугоплавких составляющих в первичных расплавах путем интенсивного их перемешивания не вызывает никаких сомнений. Так, автогенные плавки, осуществляемые в барботируемых расплавах, отличаются очень высокими скоростями формирования шлаков. В существующих процессах, в частности при отражательной плавке и плавках во взвешенном состоянии, скорость растворения флюсов может быть увеличена только путем очень тонкого их измельчения и перемешивания расплава в зонах отстаивания.

Таким образом, скорость растворения тугоплавких составляющих (скорость формирования конечного шлака) в отдельных случаях, когда перемешивание расплавов в плавильных печах отсутствует или происходит очень медленно, может существенно влиять на скорость плавки в целом.

Полнота перевода меди в штейн в значительной степени определяется полнотой восстановления магнетита при его взаимодействии с сульфидами. В ряде случаев целесообразно даже восстанавливать магнетит углеродистыми восстановителями. Процесс восстановления магнетита сульфидами протекает относительно медленно и, хотя он и не определяет общей производительности печи, влияние магнетита на содержание растворенной меди и разделение фаз необходимо учитывать при создании современной технологии и принимать все возможные меры для обеспечения максимально полного его восстановления. Для обеспечения достаточной скорости восстановления магнетита прежде всего необходимо вести процесс при повышенной температуре (не менее 1 300-1 350 °С) и энергичном перемешивании расплава газами для снятия диффузионных сопротивлений и снижения парциального давления SO2. Нужно также обеспечить необходимое время контакта шлака с сульфидами. Эти требования наиболее полно реализуются при осуществлении процесса плавления в барботируемых расплавах.

Правильная организация процесса разделения фаз создает предпосылки для резкой интенсификации работы плавильных агрегатов и повышения их удельной производительности.

1.2 Автогенные процессы при плавке сульфидных медных концентратов

При выборе технологии переработки сульфидного сырья предпочтение, несомненно, должно быть отдано автогенным или полуавтогенным процессам, использующим теплоту от сжигания сульфидов для плавления шихты.

Использование теплоты горения сульфидов позволяет устранить или, по крайней мере, резко сократить затраты посторонних источников тепловой энергии (электроэнергию или углеродистое топливо) на нагрев и плавление шихты.

Важным достоинством автогенных процессов является также возможность получения при плавке богатых по содержанию SO2 газов, которое зависит при прочих равных условиях от метода устранения дефицита теплоты - подогрева дутья или обогащения его кислородом.

В основе любого автогенного способа плавки сульфидных концентратов лежат экзотермические реакции окисления сульфидов шихты и в первую очередь сульфидов железа, а также реакции шлакообразования:

2FeS + 5O2 + SiO2 = 2FeO · SiO2 + 4SO2 + 155,68 кДж

2FeS2 > 2FeS + S2 - 165,8 кДж

2FeS + 3O2 + SiO2 = 2FeO·SiO2 + 2SO2 + 1 030,29 кДж

S2 + 2O2 = 2SO2 + 594,19 кДж

Реакции фактически протекают в две стадии. Вначале происходит окисление сульфидов железа с образованием оксида FeO, который в дальнейшем при наличии хорошего контакта с кварцем и достаточно высокой температуре (> 1 250 °С) взаимодействует с ним по реакции

2FeO + SiO2 = 2FeO·SiO2 + 92,1 кДж

Несоблюдение указанных условий ведет к неизбежному переокислению FeO до магнетита по реакции

6FeO + O2 = 2Fe3O4 + 635,56 кДж

Насыщение шлаковых расплавов магнетитом - процесс нежелательный, т.к. это ведет к повышению вязкости шлаков и увеличению механических потерь меди. При благоприятных условиях значительное количество Fe3O4 может быть разрушено по реакции

3Fe3O4 + FeS + 5SiO2 = 5(2FeO·SiO2) + SO2 - 19,9 кДж

В реальных условиях даже в присутствии сульфидов железа неизбежно и окисление сульфида меди по реакции:

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + 2SO2

Ошлакование Cu2O совместно с частичным растворением в шлаковых расплавах Cu2S определяет электрохимические потери меди в шлаках.

Автогенные плавки по своей сущности являются окислительными процессами. При их проведении степень десульфуризации можно регулировать в любых заданных пределах, изменяя соотношение между количеством перерабатываемого материала и дутья в единицу времени. Это позволяет в широких интервалах варьировать состав получаемых штейнов вплоть до непосредственного получения черновой меди.

Тепловая работа печей автогенных плавок характеризуется тем, что температура отходящих газов превышает температуру плавления шлаков и составляет более 1 200-1 250 °С. Это обусловливает большие потери с газами теплоты, в результате чего при любом виде автогенной плавки флотационных концентратов обнаруживается значительный ее дефицит. Недостаток теплоты в автогенном процессе может быть компенсирован действием нескольких факторов.

Дополнительная теплота для процесса может быть получена за счет предварительного подогрева дутья или путем сжигания в печи некоторого количества углеродистого топлива (полуавтогенный режим). Необходимая температура подогрева дутья определяется количеством сульфидов, которое может быть окислено по условиям технологии. Как правило, достаточно подогревать воздушное дутье до 500-600 °С.

Уменьшение статей расхода теплоты в тепловом балансе достигается при использовании воздуха, обогащенного кислородом, или чистого технологического кислорода. Снижение содержания в дутье балластного азота приводит к уменьшению количества отходящих газов и, следовательно, к уменьшению тепловых потерь с ними. Содержание кислорода в дутье при котором происходит «замыкание» теплового баланса автогенной плавки, также зависит от содержания серы в шихте и необходимой степени десульфуризации. Обычно полной автогенности плавки достигают при содержании кислорода в дутье в пределах 50-70 %. Дальнейшее обогащение дутья кислородом может оказать неблагоприятное термическое воздействие на конструкцию печи и увеличить потери теплоты с отходящими газами в результате их перегрева.

Обогащение дутья кислородом в настоящее время обходится дороже, чем подогрев дутья, особенно если для этого используют вторичную теплоту металлургических агрегатов. Однако обогащение дутья кислородом приводит к резкому повышению содержания в газах SО2.

Максимальное содержание SO2 при воздушном дутье составляет около 15 %, тогда как при дутье на чистом технологическом кислороде оно может быть повышено до 80 %. При этом резко снижается количество отходящих газов.

Эти два фактора способствуют сокращению капитальных и эксплуатационных затрат на строительство газового тракта, систем пылеулавливания и установки по утилизации серы.

Уменьшение количества образующихся при автогенной плавке газов приводит к пропорциональному уменьшению количества получаемого пара и энергии. Недопустим при этом как большой избыток теплоты, так и ее недостаток. В то же время при получении из газов серной кислоты наибольший эффект достигается при содержании в дутье 35-40 % кислорода.

Возможным вариантом устранения дефицита теплоты при автогенном ведении процесса плавки может быть одновременное обогащение дутья кислородом до 30-40 % и его подогрев до 250-400 °С.

Применительно к флотационным концентратам автогенные металлургические процессы могут быть организованы несколькими различными способами, как в технологическом, так и аппаратурном отношении. По технологии эти процессы в первую очередь отличаются методом сжигания сульфидов, которые можно сжигать в распыленном (взвешенном) состоянии в газовой фазе (в факеле) или в расплавах.

При плавках во взвешенном состоянии мелкие сульфидные концентраты сжигают в факеле, образующемся при горении сульфидов шихты, подаваемой в раскаленное пространство печи через специальные горелки вместе с дутьем. За счет теплоты, выделяющейся при горении сульфидов, расплавленная шихта нагревается и плавится непосредственно в факеле. Образовавшиеся при этом капли расплава падают на поверхность шлаковой ванны, находящейся в отстойной камере, где и происходит расслаивание шлака и штейна.

При плавке, осуществляемой в расплаве, шихта загружается на поверхность бурлящей ванны и захватывается ею. Плавление шихты происходит за счет физической теплоты расплава и сводится к расплавлению легкоплавких компонентов и растворению более тугоплавких в уже готовом расплаве. При этом устраняется стадия образования первичного железистого расплава, что уменьшает вероятность образования мелкой сульфидной взвеси.

Скорость растворения тугоплавких составляющих в расплаве зависит от температуры и интенсивности его перемешивания. От интенсивности перемешивания зависит также скорость, с которой происходит укрупнение мелкой сульфидной взвеси.

Окисление сульфидов может осуществляться при подаче дутья как в слой штейна, так и в шлако-штейновую эмульсию. Последний способ обладает многими преимуществами и является предпочтительным.

Сложности в организации автогенных процессов возникают в связи с необходимостью, с одной стороны, создания окислительной среды и использования дутья, обогащенного кислородом, или технологического кислорода для получения газов с высоким содержанием SO2, а с другой, - получения шлаков с минимальным содержанием магнетита. Даже в отсутствии свободного кислорода увеличение содержания SO2 в газах повышает их окислительный потенциал, что обусловливается протеканием реакций:

SO2 - 1/2S2 + O2

6FeO + SO2 - 2Fe3O4 + 1/2S2

3FeO + SO2 - Fe3O4 + SO

Реакции приводят к возрастанию равновесного содержания магнетита в шлаках, а следовательно, к повышению содержания меди в шлаках. Именно поэтому все автогенные процессы, в которых шлак находится в контакте с газовой фазой, характеризуются повышенным содержанием магнетита. Выходом из этого положения является отделение шлака от воздействия газовой фазы и приведение его в равновесие со штейном. Это достигается заменой горизонтального движения шлака в печи и выпуском его с поверхности расплава на вертикальное - сверху вниз - с выпуском шлака из нижней части ванны. Поскольку равновесие между газовой фазой и расплавом устанавливается медленнее, чем между шлаком и штейном, в глубинных частях расплава даже при работе на чистом кислороде могут быть получены шлаки с более низким содержанием магнетита. Естественно, температура процесса плавки при этом должна быть достаточно высокой (не ниже 1 250-1 300 °С).

Плавку в расплаве проводят при энергичном барботаже газами и высоких температурах, поэтому к стойкости аппаратуры предъявляются очень жесткие требования. Единственным путем создания надежной долговечной аппаратуры является использование гарнисажных печей, когда для конструктивных элементов печи, и прежде всего в барботируемой зоне, используют охлаждаемые элементы, на внутренней рабочей поверхности которых образуется гарнисаж из расплава.

Гарнисаж может быть образован как из штейна, так и из шлака. Однако вследствие высокой теплопроводности штейна и низкой температуры его плавления для образования штейнового гарнисажа необходимо обеспечивать очень интенсивный отвод теплоты, что, кроме резкого увеличения тепловых потерь, достаточно сложно в конструктивном отношении и ненадежно. Необходимо иметь в виду, что работа со штейном в зоне барботажа исключает применение обычных охлаждающих агентов, содержащих воду, в связи с опасностью прогорания кессонов и возникновения взрыва при контакте влаги со штейном.

Подача дутья с высоким содержанием кислорода или чистого кислорода в слой штейна приводит к резкому локальному повышению температуры в фурменной зоне, что практически делает невозможным создание надежной, долговечной аппаратуры. Использование кислородного дутья при непосредственном окислении штейна возможно лишь при применении верхних непогруженных фурм, работа которых отличается очень низкой эффективностью.

Перечисленные выше обстоятельства показывают, что в зоне барботажа предпочтительной является работа со шлаковой ванной. В этом случае на кессонах образуется надежный шлаковый гарнисаж, уменьшаются тепловые потери и полностью исключается опасность взрыва даже в случае использования в качестве охлаждающего агента воды.

Образование шлакового гарнисажа при автогенной плавке сульфидного сырья в расплавах возможно, однако только в том случае, когда окисление сульфидов осуществляется в шлако-штейновой эмульсии. С этой целью боковые фурмы печи необходимо поднять над подиной на значительную высоту (1,5-2,0 м). При высоком расположении фурм крупные капли штейна, образующиеся в результате укрупнения частиц в фурменной зоне, быстро оседают в слое шлака. В результате в надфурменной зоне остается шлако - штейновая эмульсия, содержание штейна в которой не превышает 10-15 %.

В этом случае в шлако-штейновую эмульсию можно подавать дутье с любой степенью обогащения вплоть до чистого технологического кислорода. Зона высоких температур при таком методе подачи дутья растягивается, перегрева расплава не происходит. При глубокой подфурменной зоне и выпуске шлака из нижнего слоя он по мере движения сверху вниз непрерывно промывается крупными каплями штейна, что способствует захвату случайно увлеченных мелких включений сульфидной фазы и восстановлению магнетита.

При оценке технологии важное значение имеют требования к качеству подготовки шихты. Предпочтение должно быть отдано процессам, в которых можно перерабатывать как мелкую, так и кусковую шихту с повышенной влажностью (до 6-8 %).

Требования к подготовке шихты непосредственно связаны с методами загрузки. При осуществлении плавки в расплаве шихту можно загружать непосредственно на поверхность расплава или вдувать под слой расплава.

В последнем случае она должна быть тонко измельчена и хорошо высушена. Естественно, это требует дополнительных затрат на ее подготовку и сопряжено с повышенными механическими потерями мелких сухих материалов в виде пыли. Для уменьшения пылеобразования желательно мелкую шихту грузить на поверхность расплавленной ванны с влажностью до 6-8 %. При загрузке на поверхность можно использовать и кусковой материал (руду, флюсы, обороты) крупностью до 50 мм. Это также удешевляет подготовку шихты и снижает пылевынос.

Процессы, осуществляемые в расплавах, обеспечивают высокое извлечение сопутствующих ценных спутников. Ряд ценных спутников (S, Se, Те, Re и др.) извлекается в газы и возгоны еще в зоне окислительного плавления.

Особенно высоко их извлечение будет при непосредственном получении черновой меди, когда степень десульфуризации при плавке становится близкой к 100 %.

1.3 Плавка во взвешенном состоянии в атмосфере подогретого дутья и технологического кислорода

1. Плавкой во взвешенном состоянии называют процессы, при осуществлении которых мелкие сульфидные концентраты сжигают в факеле, образующемся при горении сульфидов шихты, подаваемой в раскаленное пространство печи через специальные горелки вместе с дутьем. За счет теплоты, выделяющейся при горении сульфидов, распыленная шихта нагревается и плавится. Образовавшиеся капли падают на поверхность шлакового расплава, находящегося в отстойной камере, где происходит расслаивание штейна и шлака.

Среди автогенных процессов, осуществляемых во взвешенном состоянии, наибольшей известностью пользуются кислородно-взвешенная плавка (КВП), плавка на подогретом дутье и КИВЦЭТ-процесс.

Из основных разновидностей плавок во взвешенном состоянии плавка на подогретом дутье (финская плавка) является наиболее отработанным технологически и аппаратурно автогенным процессом.

Печь для плавки во взвешенном состоянии включает в себя три основных узла: вертикальную цилиндрическую плавильную камеру (шахту), горизонтальную отстойную зону для разделения шлака и штейна и газоход (аптейк) с котлом-утилизатором.

Плавку осуществляют на подогретом от 200 до 900 - 1000 °С воздушном дутье или на дутье, обогащенном кислородом до 30-50 %. Используют и комбинированное дутье.

На своде шахты установлены шихтовые горелки, обеспечивающие горение сульфидной шихты в вертикальном факеле. Перед подачей в печь шихту подсушивают в барабанных и трубчатых сушилках до влажности 0,2 %.

Шихто-воздушная смесь из горелки поступает в раскаленное подсводовое пространство плавильной шахты, где сульфиды воспламеняются. За время падения сульфидные частицы успевают в должной степени окислиться, а легкоплавкие сульфиды и железистые силикаты - расплавиться.

Рис. 1.1. Схема печи для взвешенной плавки: 1 - шихтовая горелка; 2 - плавильная шахта; 3 - отстойная зона; 4 - аптейк; 5 - котел-утилизатор

пирометаллургический шихта плавка

Капли жидкой фазы, образующиеся в факеле, попадают на поверхность шлакового расплава в отстойной камере, а раскаленные газы - в газоход, отдавая при этом часть тепла расплаву в отстойнике. Температура в реакционной шахте составляют 1 350-1 400 °С, в отстойнике 1 250-1 300 °С.

При плавке получают штейн с содержанием меди 50-60 % , шлаки, содержащие 0,7-2,0 % меди, и газы (14-16 % SO2), используемые для производства серной кислоты или элементной серы.

Шлаки подвергают обеднению флотацией, электроплавкой или обработкой пиритом. Производительность печей достигает 1500 т/сут шихты или 8-10 т/(м2·сут).

Отличительной особенностью плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье является использование для ее осуществления печей с горизонтальным факелом. Это обусловлено высокой скоростью окисления сульфидов в чистом кислороде и относительно низкой скоростью газовых потоков в печи вследствие небольшого объема образующихся технологических газов.

Кислородно-взвешенная (кислородно-факельная) плавка (КФП) применяется только на двух заводах в мире - в Канаде на заводе «Коппер-Клиф» и на медном заводе Алмалыкского ГМК.

Печь для плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье (96-98 %) представляет собой плавильный агрегат с горизонтальным рабочим пространством с горелками для сжигания сульфидов, установленными на обоих торцах печи и центральным отводом газов (рис. 1.2).

Рис. 1.2. Схема комплекса кислородно-взвешенной плавки: 1 - шихтовые бункера; 2 - питатели; 3 - расходомеры; 4 - печь; 5 - газоход; 6 - желоба

Предварительно высушенная до содержания влаги менее 0,5 % шихта подается в струю кислорода горелками на одной из торцевых стен. В факеле печи протекают реакции диссоциации высших сульфидов:

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

FeS2 > FeS + 1/2S2

S + O2 > SO2

и реакции окисления:

2FeS + 3O2 + SiO2 = 2FeO SiO2 + 2SO2

FeS + 3/2O2 = FeO + SO2

3FeО + 1/2O2 = Fe3O4

Cu2S + О2 = Cu2О + SО2

МеS + О2 = МеО + SО2

Штейн отстаивается под слоем шлака, а в шлаковом расплаве протекают реакции сульфидирования образовавшихся в факеле оксидов ценных металлов, восстановление магнетита сульфидами, реакции шлакообразования:

2FeО + SiO2 = 2FeO SiO2

FeS + Cu2О = 2FeО + Cu2S

FeS + МеО = FeО + МеS

Восстановление магнетита сульфидами происходит по реакции

Fe3O4 + FeS + 2SiO2 - 2(2FeO SiO2) + SO2

В противоположной стороне печи установлены горелки для факельного сжигания в кислороде пирротинового или пиритного концентрата. В этом факеле образуются капли бедного по содержание меди сульфидного расплава, служащего для промывки шлака перед выпуском с целью обеднения.

Штейн по мере накопления периодически выпускается через шпур, расположенный на одной из боковых стен. Выпуск шлака осуществляется со стороны обеднительного торца. Отходящие газы, содержащие до 80 % SO2, направляются на химическое производство.

При сжигании сульфидов в чистом кислороде в факеле развивается высокая температура 1550 - 1600 °С. Для отвода избыточного тепла и защиты стен и свода от разрушения кладку печи охлаждают. С этой целью через каждые два ряда кирпичей устанавливают закладные медные кессоны, охлаждаемые водой.

При высоких температурах факела в атмосфере технического кислорода горение сульфидов протекает очень быстро. И уже на расстоянии 0,6-1,0 м от сопла, кислород полностью расходуется и горение заканчивается. Это объясняет высокое теоретическое содержание SO2 в отходящих газах - 80 %, хотя за счет подсоса воздуха в газоходах оно может снизиться до 30 %. Поэтому скорость горения сульфидов не влияет на конечную производительность процесса КФП.

Из-за плохого контакта флюсов с частицами концентрата и малой скорости растворения SiO2 в оксидном расплаве процесс образования шлака в факеле печи не успевает закончиться. Процесс формирования шлака продолжается в ванне печи. Он сводится к растворению тугоплавких оксидов SiO2 и СаО, частичному восстановлению магнетита сульфидами и сульфидированию переокисленных соединений ценных металлов, а также укрупнению мелкой сульфидной взвеси и отделению ее от шлака.

Процесс КФП отличается высокой десульфуризацией, достигающей 75 % (вместо 20-30 % при отражательной). Это позволяет получать очень богатые штейны, содержащие до 70 % меди (табл. 1.1).

Таблица 1.1. Технико-экономические показатели плавки во взвешенном состоянии в атмосфере технологического кислорода

Показатель	АГМК	Завод «Копер-Клиф» (Канада)
Производительность, т шихты/сут	1 200	1 500
Удельный проплав, т/(м2·сут)	10	12,8
Извлечение меди в штейн, %	95	96
Содержание меди в штейне, %	40	45
Содержание меди в шлаке, %	0,9-1,0	0,75
Содержание Fe3O4, %	24	22-24
Содержание SO2 в отходящих газах, %	70-75	50-55

Принципиальное единство технологических основ двух разновидностей плавки во взвешенном состоянии (на подогретом дутье и кислородном дутье) порождает общность их достоинств и недостатков.

К достоинствам относят:

1. Использование тепла сжигания сульфидов.

2. Высокое извлечение серы в газы (высокая степень десульфуризации - 70-80 %).

3. Богатые по содержанию SO2 газы.

4. Высокая удельная производительность агрегата.

5. Возможность полной автоматизации процесса.

К недостаткам относят, прежде всего, высокое содержание меди в шлаках, достигающее 2 %, что связано с отсутствием условий для более полного протекания процессов отстаивания продуктов плавки, вследствие высокого содержания в шлаке магнетита (15-24 %). Магнетит увеличивает химические потери меди со шлаками и резко снижает межфазное натяжение на границе раздела шлак-штейн. В результате появляется устойчивая мелкодисперсная взвесь штейна - механические потери. Поэтому требуется специальная переработка шлаков.

Кроме того, производительность процесса вследствие медленной скорости штейно- и шлакообразования и разделения фаз в отстойной зоне, низка, а затраты на подготовку шихты (тонкое измельчение, необходимость глубокой сушки шихты до содержания влаги 0,1-0,5% и связанный с этим большой пылеунос - до 10 %) высокие.

2. Технологический расчёт

Согласно задании выпускной квалификационной работы технологические расчёты состоит из следующих основных разделов; расчет рациональной состава концентрата, расчет рационального состава шихты, материальный баланс процесса, тепловой баланс работы печи КФП и расчет основных размеров печи.

2.1 Расчет рациональной состава концентрата

В расчете рациональной состава концентрата определяется минеральных составляющих основных компонентов согласно задании. Расчёт ведём на 100 кг медного концентрата. Ниже приведено исходные данные для расчета рациональной состава концентрата.

Таблица 2.1

Компоненты	Cu	SiO	S	Fe	Al2O3	CaO	ИТОГО
содержание, %	18,300	11,500	34,800	31,000	2,600	1,800	100,000

Медные концентраты, входящие в состав шихты, состоят в основном из следующих минералов: халькопирит, халькозин и пирит. Медь в минералах распределяется между халькопиритом и халькозином в соотношении CuFeS2:Cu2S =9:1

РАСЧЁТ

Расчёт рациональний состава медного концентрата (%):

1. Определяем массовую долю халъкопирита CuFeS2 в концентрате

а) Определяем массу Fe железо;

63,546 Cu - 55,847 Fe.

16,47 Cu - Хfe.

ХFe= = 14,474 кг Fe.

б) Определяем массу S сери.

63,546 Cu - 32,068 · 2 · S.

16,47 Cu - ХS.

ХS = = 16,318 кг S.

в)

2. Определяем массовую долю холъкозина Cu2S в концентрата.

а) Определяем массу S сери.

2 · 63,546 Cu - 32,068 S.

1,83 Cu - ХS.

ХS = = 0,462 2 кг S.

б) Cu2S в 100 кг концентрата.

3. Определяем массовую долю пирита FeS2 в концентрата.

а) Определяем остаток серю.

S = 34,8 - 16,318 - 0,462 = 18,02 кг.

32,068 · 2 S - 55,847 Fe.

18,02 S - XFe.

XFe = 15,69 кг Fe.

4. Определяем остаток железа.

Fe = 31,0 - 14,47 - 15,69 = 0,84 кг, железа, который находится в окисленных соединениях.

Расчет рационального состава шихты и материального баранца процесса плавки. Шихту кислородно-факельной плавки входит медный концентрат и кварцевой руды. Для получения шихты для КФП с оптимальным содержанием диоксида кремния к концентрату с МОФ добавляется кварцевая руда следующего химического состава:

Таблица 2.2. Состав кварцевой руды

Компоненты	Au+Ag	SiO	S	FeО	Al2O3	CaO	ИТОГО
содержание, %	0,50	77,50	2,00	6,00	9,00	5,00	100,00

Всего в штейн перейдёт меди.

18,30 • 97,00 = 17,751кГ

Плавку будем вести на штейн с содержанием меди

По данным Б.П. Недвецкого, в штейнах с 50 % металла содержится 2 % О2 и 23,7 % S.

Учитывая высокую степень десульфуризации и парциальное давление кислорода в пространстве печи, содержание кислорода и серы в штейне примем те же. В этом случае содержание железа в штейне составляет

100,00-(35,00 + 2,00+23,7) = 39,30%

Перейдёт железа в шлак: 31,00 - 19,932 = 11,068.

Определив состав и количество штейна, переходим к переходим к расчёту количества кварцевой руды, необходимого для получения шлака. Расчёт ведём на получение шлака, содержащего 36,0 % SiO2, при котором наблюдается минимальное содержание меди для КФП. Примем, что: Х - общая масса шлака, кг; Y - масса загружаемого кварцевой руды, кг.

Составляющие варцевой руды указанного выше состава, кроме благородных металлов, переходят в шлак целиком. Тогда общая масса шлака будет, кг:

X = Y 97,50 +8 +11,068 71,85 : 55,85+11,50 + 4,40 - масса FeO, образовавшегося из железа концентрата, перешедшего в шлак;

11,50 - количество SiO2 в концентрате с МОФ

4,40 - количество Al2O3 и CaO в концентрате с МОФ

Второе уравнение получим из баланса

0,30ЧХ=11,50+YЧ77,50%

Таблица 2.3

№	Наименование	Расчёт	кг	%
1	FeO	14,239	+	-5,175	Ч	6,00%	13,928	55,51
2	SiO2	11,500	+	-5,175	Ч	77,50%	7,489	29,85
3	Al2O3	2,600	+	-5,175	Ч	9,00%	2,134	8,51
4	CaO	1,800	+	-5,175	Ч	5,00%	1,541	6,14
5	Прочие		+	-5,175	Ч		0,000	0,00
	ИТОГО						25,093	100,00

Практика работы предприятий, применяющих КФП, показывает, что содержание меди в шлаках колеблется в пределах 0,6 - 1,5 %. Для данного расчёта примем содержание металлов и серы в шлаках равным 0,60 % и 0,80 % соответственно.

С учётом меди и серы реальный состав шлака будет следующий:

Таблица 2.4

№	Наименование	кг	%
1	FeO	13,928	53,16
2	SiO2	7,489	28,58
3	Al2O3	2,134	8,14
4	CaO	1,541	5,88
5	Cu	0,476	1,82
6	S	0,634	2,42
ИТОГО	26,203	100,00

Такие шлаки не являются отвальными, их подвергают дальнейшей переработке в электроотстойниках или флотацией на обогатительных фабриках вместе с конвертерными шлаками, которые в автогенную плавку, как правило, не возвращают.

Для расчёта состава и количества отходящих газов примем, что весь кислород, необходимый для осуществления реакций, поступает с техническим кислородом. При этом необходимо учитывать, что на практике имеются неорганизованные подсосы атмосферного воздуха, количество которого в зависимости от конструкции печи и вида транспортировки шихты в горелки может колебаться от 2 до 6 %.

Общая потребность кислорода на плавку 100 кг концентрата будет, кг:

Таблица 2.5

№	Наименование	кг
1.	На окисление серы	21,994
2.	На окисление железа	3,171
3.	Переходит в штейн	1,014

Таблица 2.6. Состав и количество получаемых газов

№	Наименование	кг	м3	%
1.	SO2	44,036	15,413	86,07
2.	N2	1,378	1,286	7,18
3.	H2O	0,958	1,192	6,66
3.	Сu	0,073	0,017	0,10
ИТОГО		46,445	17,908	100,000

Таблица 2.7

№ п/п	Материалы баланса	в том числе
		Cu	Fe	S	SiO2	Al2O3	CaO	O2	N2	H2O	Au+Ag
Загружено:
1	концентрата	18,300	31,000	34,800	11,500	2,600	1,800			1,010
2	кварцевой руды	0	-0,241	-0,104	-4,011	-0,466	-0,259	-0,069		-0,052	-0,026
3	тех-й кислород							26,179	1,378
	ВСЕГО	18,300	30,759	34,696	7,489	2,134	1,541	26,110	1,378	0,958	-0,026
Получено:
1	Штейна	17,751	19,932	12,020				1,014			-0,026
2	Шлака	0,476	10,827	0,634	7,489	2,134	1,541	3,102
3	Газов	0,0732		22,042				21,994	1,378	0,958
	ВСЕГО	18,300	30,759	34,696	7,489	2,134	1,541	26,110	1,378	0,958	-0,026

На основании данных материального баланса осуществляем расчёт теплового баланса плавки.

Приход тепла:

1. Окисление сернистого железа. Количество железа, окисленного до FeO, в шлаке равно 11,068 кг. По реакции: 2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2 + 470 448,96 кДж на 1кг окисленного железа выделяется тепла 470 448,96 : 55,85 = 8 423,437 кДж. При окислении 11,068 кг Fe из FeS до FeO получим Количество железа, окисленного до Fe3O4, в штейне составляет: 167,55 : 55 Ч 1,014 2,656 кг. По реакции 3FeS + 5O2 = Fe3O4 + 3SO2 + 1 722 301,76 кДж на 1кг окисленного железа выделяется тепла 1 722 301,76 : ( 3 Ч 55,85 ) = 10 279,33 кДж. При окислении FeS до Fe3O4 выделится тепла 10 279,330 Ч 2,656 = 27 296,945 кДж Всего при окислении сернистого железа выделится 93 231,973 + 27 296,945 = 120 528,918

2. Окисление серы. Всего в газы переходит серы 22,042 кг, в том числе от окисления FeS до FeO 11,068 Ч 32 : 55,85 = 6,342 кг, от окисления FeS до Fe3O4 2,656 Ч 32 : 55,85 = 1,522 кг. Количество серы от диссоциации составит 22,042 - 6,342 - 1,522 = 14,179 кг.

На основании рационального состава концентрата произведём проверку этого количества серы.

Сера будет выделяться при диссоциации халькопирита по реакции: 2CuFeS2 > Cu2S + 2FeS + S При этом количество диссоциированной серы составит 16,318 Ч 1 : 4 = 4,079625 кг. От диссоциации пирита по реакции FeS2 > FeS + S выделится 18,020 Ч 1 : 2 = 9,009877 кг. Всего получим серы 4,080 + 9,010 = 13,090 кг, что соответствует расчёту. Количество тепла, выделяющегося при окислении 1 кг серы по реакции S + O2 = SO2 + 296 812,96 равно 296 812,96 : 32 = 9 275,405 кДж. Всего тепла от сгорания серы 14,179 Ч 9 275,405 = 131 515,636 кДж

3. Ошлакование закиси железа. Тепло от ошлакования железа определим по реакции 2FeO + SiO2 = 2FeO·SiO2 + 29 288,00 кДж. На 1 кг железа выделится тепла 29 288,00 : ( 2 Ч 55,85 ) = 262,202 кДж. Всего тепла от ошлакования железа выделится 10,827 Ч 262,202 = 2 838,809 кДж

4. Ошлакование окиси кальция. По реакции CaO + SiO2 = CaO·SiO2 + 89 956,000 кДж на 1 кг CaO выделится тепла 89 956,00 : 56 = 1 606,357 кДж, а всего выделится тепла 1,541 Ч 1 606,357 = 2 475,768 кДж.

Таким образом, от экзотермических реакций поступит тепла 120 528,918 + 131515,637 + 2 838,809 + 2 475,768 = 257 359,132 28807,10286

Таблица 2.8. Тепловой баланс работы печи КФП

Приход тепла	Расход тепла
Наименование	кДж	%	Наименование	кДж	%
Химические реакции	218 906,780	97,45	со штейном	53 659,341	23,89
Тепло шихты	5 730,779	2,55	со шлаком	43 857,601	19,52
		0,00	с отходящими газами	55 392,717	24,66
		0,00	кессонированием	56 159,390	25,00
		0,00	Излишек	15 568,510	6,93
ИТОГО:	224 637,559	100,00	ИТОГО:	224 637,559	100,00

2.2 Выбор и расчёт основного оборудования

Определяем предварительно параметры печи. Удельная производительность отражательных печей при плавке обоженной шихты колеблется в переделах от 5 до 8 ч/м3 сутки. Для нашей шихты, имеющий среднюю величину плавильной потребности (129838,66 ккал л/т), задаём удельную производительность 5,9 m/м2 60 %.

Расчёт теплообмена в рабочем пространстве печи.

10 =

Определяем среднюю t0 газов в плавительной зоне печи при следующих значениях, входящих в неё величину:

=72487,442.

3. Экономическая часть

Организация работы должна обеспечить высокой производительностью работы в каждой смене.

В каждой смене должно быть:

1. Одинокого высокий уровень технологического руководство оперативной подготовке производства.

2. Установлена ответственность за сохранность оборудования.

3. Организовать учёт сменной выработки объема выполненных работ.

4. Организация приема и сдачи смены.

Принимаем следующий порядок:

- 1ая смена от 6 до 12 часов;- 2ая смена от 12 до 18 часов;

- 3ая смена от 18 до 24 часов;- 4ая смена от 24 до 6 часов.

Таблица 3.1. Баланс рабочего времени одного рабочего в год

№	Показатели	Величина в днях
1.	Календарный фонд рабочего времени	365
2.	Дни отдыха	52
3.	Номинальный фонд рабочего времени, Тн	330
4.	Не выходы рабочих по разным причинам а) очередные и дополнительные отпуска б) болезни в) выполнение государственных и общественных обязанности г) льготные дни отпуска учащемся д) сельхоз. Работы	61 40 12 2 4 3
5.	Эффективный фонд рабочего времени, Тэ	252
6.	Использование номинального фонда рабочего времени:	(252:330)100 =76,4%
7.	Продолжительность рабочей смены	8
8.	Полезный фонд рабочего времени, час одного работника	2016

Таблица 3.2. Расчет баланса годового фонда времени оборудования

№	Наименование элементов	Принятые данные
1.	Нормируемые простые дни	61
1.1	В том числе на капитальный ремонт	25
1.2	Текущий ремонт	22
1.3	Тех. осмотр	12
1.4	Ревизия электрооборудования	2
2.	Эффективная время работы, дни	304
3.	Время работы в сутки	24
4.	Действительный годовой фонд времени работы, час	7296
5.	Коэффициент использования Ки оборудования Тэф/Тн	0,83

Коэффициент списочного состава

Явочная численность рабочих в сутки определится по формуле:

Nя=NvAc

где, Nv -- норматив рабочей силы на агрегат, чел; А -- количество агрегатов в работе; С -- количество смен.

Таблица 3.3. Явочная численность рабочих в сутки в цеха

1.	Старший плавильщик	114=4
2.	Плавильщик	314=12
3.	Операторы вспомогательных оборудовании	114=4
4.	Электромонтёр	114=4
5.	Электрослесарь	114=4
6.	Машинист мостового крана	114=4
7.	Машинист погрузчика	114=4

Штатный численность рабочих определяется по формуле:

Nш = Nя Nn = Nv A (C + 1),

т.е. штатная численность рабочих соответственно будет:

Таблица 3.4

1.	Старший плавильщик	11 (4+1)=5
2.	Плавильщик	31 (4+1)=15
3.	Операторы вспомогательных оборудований	11 (4+1)=5
4.	Электромонтёр	11 (4+1)=5
5.	Электрослесарь	11...

Подобные документы

• Взвешенная плавка сульфидных медных концентратов на штейн

  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
  

• Расчет плавки цветных металлов

  Расчет шихты для получения медного штейна методом автогенной плавки "оутокумпу". Проведение расчета шихты для плавки окисленных никелевых руд в шахтной печи. Материальный баланс плавки агломерата на воздухе, обогащенном кислородом, без учета пыли.
  
  контрольная работа [36,4 K], добавлен 15.10.2013
  

• Печи для автогенной плавки меди

  Виды печей для автогенной плавки. Принцип работы печей для плавки на штейн. Тепловой и температурный режимы работы печей для плавки на штейн. Принцип работы печей для плавки на черновую медь. Деление металлургических печей по технологическому назначению.
  
  курсовая работа [93,9 K], добавлен 04.12.2008
  

• Переработка медьсодержащих шлаков

  Пирометаллургическая технология получения вторичной меди. Распределение основных компонентов вторичного медного сырья по продуктам шахтной плавки. Шлаки цветной металлургии. Перспективы применения центробежно-ударной техники для переработки шлаков.
  
  реферат [25,8 K], добавлен 13.12.2013
  

• Агломерирующий обжиг свинцовых концентратов

  Краткий обзор рынка свинца. Технологическая схема переработки сульфидных свинцовых концентратов. Процесс агломерирующего обжига. Требования, предъявляемые к агломерату и методы подготовки шихты. Расчет материального баланса, печи и газоходной системы.
  
  курсовая работа [859,3 K], добавлен 16.12.2014
  

• Отражательная печь для плавки медных концентратов на штейн

  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
  

• Оборудование для дробления

  Выбор и расчет основного технологического оборудования процесса переработки минерального сырья, питателей. Расчет операций грохочения. Выбор и обоснование количества основного оборудования, их технические характеристики, назначение и основные функции.
  
  курсовая работа [379,9 K], добавлен 17.10.2014
  

• Металлургия меди

  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
  

• Вторичная переработка отходов сульфидных руд для выделения молибдена

  Сокращение сырьевой базы молибденовой промышленности. Создание рациональных технологий переработки труднообогатимых молибденовых руд. Производство молибдена из сульфидных, сульфидных медных руд, молибденового лома, колошниковой пыли плавильных печей.
  
  курсовая работа [187,6 K], добавлен 11.10.2010
  

• Обжиг сульфидных концентратов

  Печи для обжига сульфидных концентратов в кипящем слое. Научные основы окислительного обжига медных концентратов. Оценка выхода обоженного медного концентрата и его химический и рациональный состав. Определение размеров печи для обжига в кипящем слое.
  
  курсовая работа [1,9 M], добавлен 26.10.2022
  

• Расчет шихты, материального и теплового балансов доменной плавки

  Технология получения чугуна из железных руд путем их переработки в доменных печах. Расчет состава и количества колошникового газа и количества дутья. Материальный баланс доменной плавки, приход и расход тепла горения углерода кокса и природного газа.
  
  курсовая работа [303,9 K], добавлен 30.12.2014
  

• Создание научных основ технологии переработки нефтяных шламов с получением модифицированных битумов

  Тяжелые нефтяные остатки и их химический состав. Закономерности переработки нефтяных шламов с получением модифицированных битумов. Установка переработки нефтяных шламов с получением модифицированных битумов и связующих для бытового твёрдого топлива.
  
  диссертация [1,6 M], добавлен 20.09.2014
  

• Окисление золотосодержащих сульфидных концентратов

  Технологическая схема переработки золотосодержащих руд. Технология процесса бактериального окисления. Реактор биоокисления как объект автоматизации. Обоснование контролируемых и регулируемых параметров. Схема электроснабжения проектируемого участка.
  
  дипломная работа [488,9 K], добавлен 16.12.2013
  

• Технология переработки вторичного алюминия

  Оборудование цеха для очистки промышленных выделений. Пути снижения себестоимости алюминия. Технология процесса фильтрации и переработки отходов в процессе плавки. Схема развития алюминиевой промышленности, совершенствование системы газоулавливания.
  
  курсовая работа [2,0 M], добавлен 29.09.2011
  

• Технология переработки нефти и газа

  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
  

• Технология процесса переработки бумажных отходов

  Разработка технологической линии для переработки бумажных отходов и производства исходного материала для жидких обоев. Расчёт материального баланса установки. Подбор комплекта оборудования и составление его спецификации для данной технологической линии.
  
  контрольная работа [135,9 K], добавлен 08.04.2013
  

• Плавка медного концентрата во взвешенном состоянии

  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
  

• Технология переработки медно-никелевого агломерата в руднотермической печи

  Физико-химическая сущность процессов получения штейна. Характеристика сырья, металлосодержащих продуктов и основных технологических материалов. Материальный и тепловой расчеты руднотермической плавки медно-никелевого агломерата в руднотермической печи.
  
  курсовая работа [641,5 K], добавлен 23.12.2012
  

• Современные технологии переработки нефти и газа

  Характеристика современного состояния нефтегазовой промышленности России. Стадии процесса первичной переработки нефти и вторичная перегонка бензиновой и дизельной фракции. Термические процессы технологии переработки нефти и технология переработки газов.
  
  контрольная работа [25,1 K], добавлен 02.05.2011
  

• Переработки древесного сырья

  Виды и схемы переработки различных видов древесного сырья: отгонка эфирных масел, внесение отходов в почву без предварительной обработки. Технология переработки отходов фанерного производства: щепа, изготовление полимерных материалов; оборудование.
  
  курсовая работа [1,6 M], добавлен 13.12.2010
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам