Отражательная плавка медеплавильного цеха

Медные руды и концентраты, особенности их применения в современной металлургии. Процессы штейно- и шлакообразования, описание и этапы реализации технологии и подбор необходимого оборудования. Рациональный состав концентрата. Расчет горения топлива.

Рубрика Производство и технологии
Вид курсовая работа
Язык русский
Дата добавления 28.05.2016
Размер файла 848,7 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/

Введение

медный топливо металлургия шлакообразование

Медь известна человеку в течение многих тысячелетий и относится к числу так называемых «исторических» металлов. Однако резкий скачок в ее производстве произошел с началом широкого применения электричества (начиная примерно с 1929 г.), что вызвано уникальными электротехническими свойствами меди. Если в начале прошлого столетия выплавлялось около 500 тыс. тонн меди, то в настоящее время более 12 млн. тонн в год. Доля России в мировом производстве меди составляет ~ 4,5%. Основными производителями меди являются Чили, Япония и Китай.

Медь в России производят предприятия Российского акционерного общества «Норильский никель» и медные предприятия Уральского региона.

Современное состояние металлургии меди характеризуется следующими особенностями:

1. В промышленную переработку поступают руды с содержанием меди от 0,5 мас.% и выше;

2. Около 90% всей руды подвергается флотационному обогащению, а 10% поступает непосредственно в металлургические переделы - на плавку и выщелачивание;

3. Основным способом получения металлической меди является пирометаллургический с плавкой руд и концентратов на штейн и последующим конвертированием штейна. Этим способом в настоящее время получают около 90% меди. Значительная часть штейна до настоящего времени выплавляется в отражательных печах, в отдельных случаях применяют агломерацию концентратов с последующей плавкой в шахтных печах или электроплавку обожженных или подсушенных концентратов. В последнее время все шире используются новые процессы, наиболее перспективными из которых являются взвешенная плавка, кислородно-факельная плавка, плавка в жидкой ванне («Процесс Ванюкова») и другие. Разработаны и внедрены технологии, совмещающие плавку с конвертированием. В Японии уже в 1975 г. 59,5% штейна было получено взвешенной плавкой, а 4,4% концентрата переработано непрерывным процессом «плавка-конвертирование» по способу фирмы Мицубиси.

Пирометаллургический способ получения меди имеет ряд ограничений: большой масштаб производства (порядка 100 тыс. тонн черновой меди в год); потребность в концентрате с содержанием меди 25…30% или богатой руде с 2% меди; необходимость полного использования серы концентрата или руды;

4. Черновая медь, полученная при конвертировании штейнов, как правило, поступает на огневое и электролитическое рафинирование;

5. Шламы электролитического рафинирования подвергаются комплексной переработке для извлечения Au, Ag, Se, Te и др. элементов;

6. Около 20% меди получают гидрометаллургическими методами из водных растворов. Преимуществом этих методов является низкий расход энергии, улучшение условий труда и менее отрицательное по сравнению с пирометаллургическими методами воздействие на окружающую среду. Недостатками являются невозможность попутного извлечения благородных металлов, низкая интенсивность, громоздкость оборудования. [1]

1. Медные руды и концентраты

Медь в земной коре встречается в самородном виде и в виде различных химических соединений. Основными сульфидными минералами меди являются халькопирит (медный колчедан) CuFeS2, содержащий 34,5% меди, борнит (пестрая медная руда) Cu5FeS4 (52…62% меди), халькозин (медный блеск) Cu2S (79% меди) и ковеллин CuS (66,7% меди). Из оксидных минералов наиболее распространены малахит CuCO3•Cu(OH)2, азурит 2CuCO3•Cu(OH)2, куприт Cu2O, тенорит CuO и хризаколла CuO•SiO2•2H2O.

Руда, в которой более 75% количества рудных минералов составляют сульфиды, считается сульфидной; если сульфидов менее 25% - окисленной. Остальные руды считаются смешанными. Основным источником меди являются сульфидные руды, делящиеся на две большие группы - высокосернистые и малосернистые.

В высокосернистых рудах основным сульфидным минералом является пирит FeS2 (серный колчедан), содержание которого в руде достигает 70…90%. Медь в таких рудах присутствует в виде халькопирита, халькозина, борнита при общем содержании 1…3% и более. В медноколчеданных рудах часто присутствуют сфалерит (ZnS), золото (2…5 г/т) и серебро (10…50 г./т), что делает необходимой комплексную переработку таких руд. В России месторождения медноколчеданных руд расположены на Урале.

Малосернистые руды бывают нескольких типов: медно-порфировые, медистые песчаники и доломиты, медно-кварцевые и медно-никелевые руды. В меднопорфировых рудах, содержащих 0,5…2% меди, основным минералом меди является халькопирит. Кроме того, в них присутствуют пирит и халькозин. Пустая порода представлена алюмосиликатами; ее количество превышает 90…95%. Руда хорошо обогащается: извлечение меди более 90% при содержании ее в концентрате 25…30% и более. Меднопорфировые руды залегают мощными пластами близко к поверхности и добываются открытым способом. В СНГ такие руды составляют основу Коунрадского месторождения.

Более богатыми, чем медно-порфировые руды, являются медистые песчаники и доломиты. Содержание меди в сульфидных рудах составляет 3…4% (основные минералы - халькопирит, борнит, халькозин), в окисленных - 2…15% (малахит, азурит, хризаколла). Пустая порода представлена полевым шпатом ортоклазом K(AlSi3O8), альбитом Na(AlSi3O8), анортитом Ca(Al2Si2O8) и кварцем. В СНГ эти руды залегают в Джезказгане, Алмалыке.

Содержание меди в медно-кварцевых рудах составляет 3…4%, а количество сульфидов - борнита, халькопирита, ковеллина, халькозина и др. достигает 10…15%. В медно-никелевых рудах содержание меди, присутствующей, главным образом, в виде халькопирита, колеблется в пределах 0,6…10% при содержании никеля в виде пентландита NiFeS2 и твердых растворов никеля в пирротине Fe7S8 0,3…5,5%. Пустая порода в таких рудах представлена магнетитом и силикатами железа, алюминия, кальция и магния.

Старейшей рудной провинцией России является Урал. По восточному склону Уральского хребта с севера на юг полосой протяженностью около 800 км разбросана большая группа медных месторождений, приуроченных к так называемым зеленокаменным породам. К этой группе относятся месторождения Турьинской группы, районов Кировграда, Красноуральска, Среднеуральска, Медногорска, Гая, Сибая, Карабаша.

Руды восточного склона Уральского хребта относятся к категории медноцинковых сульфидных руд. Основными спутниками меди в них являются цинк, свинец, золото, серебро, часто присутствуют висмут, германий, кадмий, индий, таллий, селен, теллур.

Крупнейшим центром производства меди является Заполярье. Сырьем этого района являются медноникелевые руды Кольского полуострова и уникальные месторождения района Норильска (полуостров Таймыр). Ценными спутниками меди в рудах этого типа являются никель, кобальт, сера, селен, теллур, металлы платиновой группы, золото и серебро, причем на долю платиновых приходится значительная часть общей стоимости ценных компонентов руды. Медноникелевые руды в основном магматического происхождения; встречаются как сплошные сульфидные, так и вкрапленные руды. Содержание пустой породы в сплошных рудах составляет всего 15%, остальное - сульфиды.

Вследствие низкого содержания меди и комплексного характера медных руд в большинстве случаев их непосредственная металлургическая переработка невыгодна, поэтому их предварительно подвергают обогащению.

Основным способом обогащения сульфидных руд является флотация. Наиболее распространена селективная флотация с получением медного, пиритного, цинкового и медноникелевого концентратов. Основная флотация проводится при сравнительно крупном измельчении руды - около 0,5 мм. Это позволяет извлечь максимальное количество меди в первичный бедный концентрат, который затем доизмельчают для разрушения сростков сульфидов меди с пиритом и кварцем и перечищают. При флотации колчеданных руд из-за тесного прорастания сульфидов меди и железа необходимо очень тонкое измельчение, иногда до - 0,044 мм. Собирателями обычно служат ксантогенат или аэрофлот, вспенивателем - сосновое масло. Флотацию пирита и пирротина сначала подавляют известью или содой, а после отделения сульфидов меди активируют серной кислотой. Флотация окисленных медных руд возможна в присутствии обособленных минералов меди, поверхность которых сульфидируют, добавляя в пульпу сернистый натрий. При этом зерна минералов покрываются с поверхности пленкой CuS и при флотации ведут себя подобно сульфидам. Хризаколла не сульфидируется и не флотируется, как и медь, химически или сорбционно связанная с алюмосиликатами и гидратированными оксидами железа. Для выделения меди из руд, не поддающихся флотации, используют методы гидрометаллургии.

Медные концентраты представляют собой мелкие порошки с размером частиц 0,04…0,1 мм и менее. Содержание меди в концентратах достигает 55% (обычно 11…35%) при извлечении меди из руды 80…95%. Примерные составы медных концентратов, полученных из различных руд, приведены в табл. 1.1

Таблица 1.1 - Примерный состав медных концентратов

Исходная руда

Содержание в концентрате, мас.%

Cu

Zn

S

Fe

Ni

SiO2

Al2O3

CaO

Колчеданная

11-20

4-7

35-43

32-37

-

3-5

3-7

0,5-2

Медно-

11-15

2-4

30-35

25-30

-

3-5

3-7

0,5-2

цинковая

Порфировая

28-35

-

15-20

16-20

-

20-30

5-8

1-2

Медно-никелевая

2-5

-

20-25

30-35

5,5

15-20

1-2

0,5-1

Помимо руды в производстве меди используется значительное количество вторичного сырья. К вторичному сырью относят отходы металлообрабатывающей промышленности, бракованные и отслужившие свой срок металлические детали и изделия, бытовой утиль и т.д. Удельный вес вторичного сырья при производстве цветных металлов из года в год растет. В настоящее время доля вторичной меди в общем балансе ее производства за рубежом составляет около 40%. В перспективе вторичное сырье должно стать основным источником получения некоторых цветных металлов (в частности, меди), а за счет переработки рудного сырья будет покрываться лишь дефицит баланса между потреблением и производством данного металла.

Вовлечение вторичного сырья в цикл металлургического производства имеет огромное народнохозяйственное значение, так как позволяет экономнее расходовать природные невозобновляемые рудные ресурсы, получать металлы более простыми и дешевыми металлургическими способами, увеличивать выпуск металлургической продукции. [2]

2. Технология отражательной плавки

2.1 Описание технологии

Плавку медных концентратов на штейн в отражательных печах начали применять в конце XIX столетия в связи с привлечением в металлургическую переработку все более бедных руд и развитием методов их предварительного обогащения. Отражательные печи пригодны для переработки лишь мелких материалов и являлись в свое время наиболее подходящими плавильными аппаратами для плавки на штейн тонкодисперсных флотационных концентратов.

Основной целью плавки в отражательных печах, как и любого другого вида плавки медных концентратов на штейн, является расплавление шихты с получением двух жидких продуктов - штейна и шлака. При этом ставятся задачи как можно полнее перевести в штейн медь и ряд других ценных элементов, например благородных металлов, а пустую породу ошлаковать.

Сущность отражательной плавки заключается в том, что загруженная шихта плавится за счет тепла от сжигания углеродистого топлива в горизонтально расположенном рабочем пространстве печи. Факел, образующийся при горении топлива, располагается над поверхностью расплава.

При плавке сырых и подсушенных концентратов загруженная шихта образует откосы, вдоль боковых стен печи; при плавке огарка она растекается по поверхности зеркалу шлакового расплава.

Шихта и поверхность расплава в отражательных печах нагреваются за счет непосредственного - лучеиспускания факела горячих топочных газов и тепловых лучей, отраженных от внутренней поверхности свода. Участие свода в передаче тепла отражением теплового излучения послужило причиной названия печей отражательными.

Передача тепла внутри слоя шихты может осуществляться только за счет теплопроводности. Отсутствие в отражательных печах массообмена внутри расплава также предопределяет перенос тепла в нижние слои расплава только за счет теплопроводности. При этом следует иметь в виду, что теплопроводность шихты и шлакового расплава низкая. Схема плавки в отражательной печи сырых (необожженных) концентратов показана на рис. 2.1.

Рисунок 2.1. Общая схема плавки в отражательной печи

Механизм плавки в отражательной печи можно представить следующим образом. Нагрев шихты, лежащей на поверхности откосов, за счет тепла, излучаемого факелом, сопровождается сушкой материала и термической диссоциацией высших сульфидов и других неустойчивых соединений. По мере нагрева в поверхностных слоях шихтовых откосов начинают плавиться легкоплавкие составляющие шихты - сульфидные и оксидные эвтектики. Образующийся при этом первичный расплав стекает по поверхности откосов, растворяет в себе более тугоплавкие компоненты и попадает в слой шлакового расплава. С этого момента фактически начинается разделение шлаковой и штейновой фаз; капли оксидной фазы растворяются в общей массе шлака, имеющегося постоянно в печи, а капли штейна проходят через слой шлака и образуют в нижней части ванны самостоятельный слой.

Скорость отстаивания капель штейна будет тем выше, чем больше их размеры. Очень мелкие штейновые включения в условиях отражательной плавки (спокойная ванна) далеко не полностью успевает отстояться за время пребывания расплава в печи (10-14 ч) и выносятся со шлаком.

При переработке в отражательной печи обожженных концентратов, уже прошедших термическую подготовку, механизм плавки будет иным. Частицы огарка, растекаясь по поверхности шлаковой ванны, контактируют с ней, в результате чего оксидные пленки на частицах растворяются в шлаке, а сульфидные зерна оседают на дно расплава, образуя штейн.

Различным при плавке сырых и обожженных концентратов будет и химизм плавки. При плавке сырых концентратов основными химическими процессами являются разложение высших сульфидов и взаимодействие сульфидов железа с магнетитом, поступающим в печь с оборотным конвертерным шлаком, по реакции:

FeS - 3FeA + 5SiО2 = 5 (2FeO-SiOg) + SOz (2.1)

Суммарная десульфуризации в этом случае обычно составляет 45-55%.

Химизм плавки огарка, поскольку разложение высших сульфидов практически полностью закончилось при обжиге, сводится главным образом к химическому взаимодействию между оксидами и сульфидами. Основными в этой плавке являются следующие реакции:

CuО2 + FeS = Cu2S + FeO (2.2)

10Fe2O3 + FeS = 7Fe3O4 + SО2 (2.3)

Десульфуризация при плавке обожженных медных концентратов, не превышает 20-25%.

2.2 Процессы штейно- и шлакообразования

Рабочее пространство по длине печи условно подразделяют на три зоны: 1 - плавильная с шихтовыми откосами, 2 - зона формирования фаз, 3 - зона отстаивания.

1 - зона загрузки и плавления, 2 - зона формирования фаз, 3 - зона отстаивания

Рисунок 2.2 Зоны отражательной печи

1 зона - под воздействием высоких температур 1770-1820 К (1497-1547°C). прогреваются шихтовые откосы и протекают реакции диссоциации высших сульфидов, карбонатов, сульфатов и оксидов:

2Cu5FeS4=5Cu2S+2FeS+1/2S2; (2.4)

2CuFeS2=Cu2S+2FeS+1/2S2; (2.5)

4CuS=Cu2S+S2; (2.6)

CuO=Cu2O+1/2O2; (2.7)

2CuSO4=2CuO+SO3(SO2+1/2O2); (2.8)

FeS2=FeS+1/2S2; (2.9)

CaCO3=CaO+CO2. (2.10)

На откосах остаются наиболее термически устойчивые соединения. Химизм отражательной плавки включает в себя обменные реакции между этими соединениями.

Взаимодействие закиси меди с сульфидами шихты (1170 К (897°C)):

2Cu2O+Cu2S=6Cu+SO2; (2.11)

Cu2O+FeS=Cu2S+FeO; (2.12)

Cu2O+ZnS=Cu2S+ZnO; (2.13)

Cu2O+PbS=Cu2S+PbO. (2.14)

Наибольшее изменение свободной энергии Гиббса соответствует реакции взаимодействия оксида меди с FeS. Учитывая высокую концентрацию FeS в перерабатываемой шихте, следует предполагать, что данный процесс получает максимальное развитие. Образующаяся металлическая медь сульфидируется сульфидами менее халькофильных металлов (FeS, ZnS, PbS)

2Cu+MeS=Cu2S+Me. (2.15)

Последние окисляются высшими оксидами железа, в частности,

Me + Fe3O4=3FeO+MeO, (2.16)

поэтому металлическая фаза в продуктах отражательной плавки отсутствует.

На откосах протекают реакции восстановления высших оксидов с сульфидами металлов:

2Fe2O3+7FeS=11FeO+3SO2; (2.17)

10Fe2O3+FeS=7Fe3O4+SO2; (2.18)

6Fe2O3+Cu2S=2Cu+4Fe3O4+SO2; (2.19)

9Fe2O3+ZnS=ZnO+6Fe3O4+SO2; (2.20)

Разрушение ферритов сульфидами (870 -1020 К):

3 (CuO•Fe2O3)+2Cu2S=7Cu+2Fe3O4+2SO2; (2.21)

5 (CuO•Fe2O3)+2FeS=5Cu+4Fe3O4+2SO2; (2.22)

3 (CuO•Fe2O3)+4ZnS=9Cu+6Fe3O4+4ZnO+4SO2; (2.23)

Эти реакции полностью завершаются в жидкой ванне при T = 1373-1423 К (1100-1250°C). Взаимодействия сульфидов с ферритом окиси цинка (920-970 К (647 - 697°C)):

6 (ZnO•Fe2O3)+Cu2S=2Cu+4Fe3O4+6ZnO+SO2; (2.24)

10 (ZnO•Fe2O3)+FeS=7Fe3O4+10ZnO+SO2; (2.25)

9 (ZnO•Fe2O3)+ZnS=6Fe3O4+10ZnO+SO2. (2.26)

Оксиды металлов взаимодействуют с кремнеземом с образованием соответствующих силикатов:

2MeO+SiO2=2MeO•SiO2, (2.27)

где Me - Fe, Ca, Mg, Zn.

Основное значение для отражательной плавки имеет реакция восстановления магнетита сульфидом железа:

3Fe3O4+FeS+5SiO2=5 (2FeO•SiO2)+SO2. (2.28)

Полнота её протекания зависит от температуры, наибольшее развитие она получает при Т = 1523 К (1250°C). Эта реакция определяет степень десульфуризации при плавке.

Из шихты в первую очередь выплавляются легкоплавкие сульфидные эвтектики, которые, стекая по откосам, растворяют другие компоненты шихты. Тугоплавкие оксидные составляющие, взаимодействуя с флюсами, образуют легкоплавкие оксидные соединения. [3]

2.3 Описание оборудования

Отражательная печь для плавки медных концентратов (рис. 2.3) представляет собой плавильный агрегат с горизонтальным рабочим пространством. Внутренние размеры современных отражательных печей следующие: длина 28 - 35 м, ширина 6-10 м, высота от свода до пода 4-4,5 м. Площадь пода таких печей колеблется от 180 до 350 м2.

Конструктивно отражательная печь состоит из фундамента, стен, подины (лещади), свода, каркаса, устройств для загрузки шихты и выпуска продуктов плавки, горелок (форсунок) для сжигания топлива.

Фундамент - основу печи - изготавливают из литого шлака, бетона, кирпича или бутового камня. На фундаменте размещена наварная лещадь. Наварку производят оплавлением кварцевого песка на нескольких слоях строительного и огнеупорного кирпича. Лещадь может быть полностью выложена из динасового кирпича в виде обратной арки. Общая толщина лещади 0,6-1,5 м.

Стены печей выкладывают из хромомагнезитового, магнезитового или магнезитохромитового кирпича. Толщина стен в верхней части печи составляет 0,5-0,6 м, а у лещади 0,75-1 м. Для придания кладке достаточной механической прочности ее скрепляют металлическим каркасом, состоящим из ряда колонн и тяг.

Срок службы стен отражательных печей зависит от способа загрузки шихты и ее качества. При плавке (сырой) шихты вдоль боковых стен печи образуются устойчивые шихтовые откосы, которые защищают огнеупорную кладку от быстрого разрушения. Стойкость стен из огнеупорных кирпичей можно повысить путем установки наружных или закладных кессонов, размещаемых обычно на уровне зеркала расплавленной ванны.

1 - лещадь; 2 - фундамент; 3 - окно для горелки (форсунки); 4 - металлический каркас печи; 5 - запасный шпур; 6 - загрузочные отверстия; 7 - шпуры для выпуска штейна; 8 - шлаковое окно; 9 - газоход (аптейк); 10 - свод; 11 - стена

Рисунок 2.3 Отражательная печь с подвесным сводом

Ответственейшим элементом конструкции отражательных печей является свод. По конструктивному исполнению своды отражательных печей бывают арочными, подвесными и распорно-подвесными.

Динасовые арочные своды применяют лишь при небольшой ширине печи (до 5 м). Арки свода набирают секциями длиной 3,7-7,5 м. Секции опираются на пятовые кирпичи, закрепленные с обеих сторон печи в швеллерных балках, которые удерживаются общим каркасом.

Расширение отражательных печей ведет к повышению их производительности вследствие увеличения относительной площади откосов. Однако при большой ширине печи прочность арочного свода мала и он может разрушиться под действием собственной массы.

Для отражательных печей большой ширины применяют только подвесные или распорно-подвесные своды. Подвесной свод делают плоским или трапециевидным. Для монтажа свода на несущих конструкциях каркаса печи устанавливают швеллерные балки, к которым с помощью тяг подвешивают кирпичные блоки. Подвесные своды позволяют производить их горячие ремонты без остановки печи путем замены прогоревших блоков.

Распорно-подвесные своды, так же как и подвесные, собирают из отдельных блоков, подвешенных на арках дугообразной формы.

На большинстве заводов загрузку шихты производят через свод печи с помощью загрузочных устройств, расположенных вдоль боковых стен печи. Такой способ загрузки шихты сопровождается большим ее пылевыносом и быстрым разъеданием свода печи, особенно вблизи загрузочных отверстий. Наибольшая химическая коррозия свода при таком методе загрузки наблюдается при плавке обожженной шихты. Более рациональным признано считать подачу шихты непосредственно на поверхность шлакового расплава через боковые стены печи. Продуктами отражательной плавки являются штейн, шлак, пыль и газы. Выпуск и удаление их осуществляются через специальные устройства.

Медные штейны отражательной плавки в зависимости от состава перерабатываемого сырья и метода плавки (без обжига или с обжигом) содержат, %: Cu 15…60; Zn до 6; Ni до 0,5; Pb до 1, Fe 30…40; S 23…26. Кроме того, они содержат благородные металлы, селен, теллур и ряд других ценных и вредных примесей.

Выпуск штейна производится со дна ванны над лещадью печи через шпуры периодического действия или через сифонные устройства, работающие по принципу сообщающихся сосудов. Штейновый сифон может работать в непрерывном режиме. Закрывают шпур глиняной пробкой, а сифон - с помощью глиняной плотинки.

Состав шлаков отражательной плавки по содержанию отдельных шлакообразующих компонентов может изменяться в очень широком диапазоне. Он зависит от целого ряда местных условий - состава и вида перерабатываемого сырья, наличия дешёвых и доступных флюсов, ряда технологических факторов. Как правило, стремятся работать при минимально допустимом расходе флюсующих добавок, не удаляясь, однако, намного от оптимального состава отвального шлака. Содержание отдельных шлакообразующих компонентов в реальных шлаках отражательной плавки может изменяться в следующих пределах, %: Cu 0.3…0.8; SiO2 32…46; FeO 35…55; CaO 1.5…22; Al2O3 3…10; Zn до 6…8; S 0,5…1,5.

Отвальные шлаки из отражательных печей выпускают через шлаковые окна, размещённые в конце печи, чаще всего на обеих боковых сторонах печи. Общий уровень расплава в печи определяется высотой расположения порога шлакового окна. Глубина расплава обычно составляет 0,8-1,2 м, в том числе 0,4-0,6 м приходится на долю штейна. Выход шлака при плавке в отражательных печах зависит от состава и вида перерабатываемой шихты и от количества заливаемого в печи конверторного шлака и по массе превышает выход штейна в 1,2…2 раза. В свою очередь от количества получающихся при плавке шлаков зависят потери с ними меди, а также расход флюсов и топлива.

Отходящие газы отражательных печей представляют собой смесь технологических и топочных газов. Технологические газы при отражательной плавке образуются образуются в результате термического разложения неустойчивых химических соединений (высших сульфидов, карбонатов и др.) и взаимодействия сульфидов с высшими оксидами железа:

FeS2 > FeS + 1/2S2; (2.29)

2CuS>Cu2S + 1/2S2. (2.30)

Объем технологических газов относительно невелик. Основную массу отходящих газов составляют топочные газы, образующиеся при сжигании топлива. По этой причине отходящие газы отражательных печей содержат всего 0,5…1,5% SO2. использовать такие слабые газы в сернокислотном производстве нельзя, и их чаще всего выбрасывают в атмосферу, нанося огромный вред окружающей среде. Для современных условий обязательным является обезвреживание газов с попутным извлечением из них серы. Трудности реализации этого в условиях отражательной плавки делают необходимым замену её более совершенными видами плавки.

Пыли при отражательной плавке образуются в результате уноса газовым потоком частиц перерабатываемой шихты и возгонов. Возгоны при отсутствии должной системы пылеулавливания вместе с газами выносятся в атмосферу. Наибольший пылевынос имеет место при переработке в отражательных печах обожженой шихты.

Отражательные печи являются пламенными. Для создания в печи необходимых температур сжигают топливо. Газ или угольную пыль сжигают с помощью горелок, а мазут - в форсунках. Топочные устройства (4-8 шт.) размещают в специальных окнах на передней торцовой стенке печи. Воздух для вдувания, распыления и сжигания топлива подогревают до 200-400°С.

Наиболее распространенным в настоящее время топливом для отражательных печей является природный газ. Он наиболее дешев, легко транспортируется и не требует предварительной подготовки. К числу недостатков газообразного топлива следует отнести лишь образование при его горении несветящегося пламени с малой излучающей способностью. Для подсветки пламени при сжигании природного газа в горелках одновременно распыляют мазут.

Сжигание топлива в отражательных печах нужно вести при коэффициенте избытка воздуха не больше 1,05. Следовательно, в отражательных печах будет слабо окислительная, почти нейтральная атмосфера. Химическая инертность атмосферы в рабочем пространстве отражательных печей делает невозможным регулирование степени десульфуризации (состава получающихся штейнов) в этом виде плавки. Именно по этой причине для получения более богатых по содержанию меди штейнов из бедных концентратов приходится проводить их предварительный окислительный обжиг.

На большинстве современных отражательных печей регулирование температуры в фокусе горения и в конце печи производится автоматически, а для сжигания топлива используют дутье, обогащенное кислородом до 28-30%.

Рабочая температура в отражательной печи на расстоянии 3-10 м от передней стенки достигает 1550-1600°С. Это зона наиболее высоких температур, и она, по существу, является плавильной зоной; здесь производят загрузку перерабатываемой шихты. По мере удаления от зоны плавления температура снижается и в конце печи не превышает 1150-1200°С. Фактически вторая половина печи работает как отстойник.

Необходимость иметь высокую температуру в хвосте отражательной печи вызвана тем, что в этой части печи выпускают отвальный шлак, имеющий температуру плавления около 1200°С.

Тепловой коэффициент полезного действия печи из-за высокой температуры отходящих газов очень низок и не превышает 30%.

С отходящими газами теряется около 50-55% тепла, полученного при сжигании топлива. Для повышения эффективности тепловой работы отражательных печей за ними устанавливают котлы-утилизаторы, в результате чего суммарное использование тепла повышается до 60-70%. Отражательные печи, отличаясь достаточно высокой универсальностью, могут работать на шлаках практически любого состава. Содержание шлакообразующих компонентов в промышленных шлаках этого вида плавки может изменяться в широких пределах,: 30-40% SiO2; 32-46% FeO; до 15% СаО; до 12 А12О3. Выход шлака по массе приблизительно превышает выход штейна в 1,1-1,5 раза. От количества получающегося шлака зависят потери с ними меди, а также расход топлива и флюсов.

Основными продуктами отражательной плавки являются штейны и отвальный шлак. Выход штейна и содержание в нем меди полностью определяются составом исходной шихты. Содержание меди в штейнах отражательной плавки колеблется в очень широких пределах - от 17 до 60% и более. Кроме меди, они могут содержать другие тяжелые цветные металлы: цинк, никель, свинец, благородные и редкие металлы. Регулировать состав штейнов в условиях отражательной плавки из-за нейтральности атмосферы нельзя, и получение обогащенных штейнов при плавке бедных по меди концентратов возможно только после их предварительного обжига.

Отражательная плавка отличается очень высокой универсальностью; она пригодна для переработки многих видов флотационных концентратов в широком диапазоне их составов. Это является основной причиной её широкого распространения в медной промышленности до настоящего времени. Несмотря на очень широкое распространение в медной промышленности всего мира, является далеко не совершенным процессом.

Основными недостатками ее являются:

1. самая низкая из всех плавильных процессов удельная производительность;

2. высокий расход углеродистого топлива для плавки сульфидных материалов, которые сами являются топливом;

3. низкий тепловой коэффициент полезного действия;

4. невозможность регулирования состава получаемых штейнов;

5. трудности использования бедных серосодержащих газов, что приводит к загрязнению окружающей среды;

6. низкая степень комплексности использования сырья;

7. высокий расход дорогостоящих огнеупоров.

Преимущества отражательной плавки:

1. высокая универсальность;

2. работает на шлаках любого состава;

3. продолжительность работы печи между капитальными ремонтами составляет 6 -7 лет. [4]

3. Материальный баланс

3.1 Рациональный состав концентрата

Принимаем следующую номенклатуру сырья и, исходя из этого определяем усредненный состав концентрата, приведенный в таблице 3.1

Таблица 3.1. Состав концентрата

Происхождение концентрата

Сu

Zn

S

Fe

SiО2

CaO

MgO

прочие

Красноуральская о.ф.

17,9

6,6

37,2

29,8

1,1

0,7

0,5

6,2

Турьинская о.ф.

27,7

0,5

28,1

31,8

1,8

1,8

0,6

7,0

Гайская о.ф.

14,8

6,1

40,0

31,8

1,2

0,1

0,5

5,5

Учалинская о.ф.

16,3

5,5

39,6

32,0

0,4

0,2

0,5

5,5

Солнечная о.ф.

20,6

3,5

29,8

27,8

1,7

0,2

0,9

15,5

Импортный к-т

29,6

4,0

37,0

25,0

3,0

0,1

0,3

1,0

Усредненный к-т

21,37

4,36

35,28

29,7

1,53

0,51

0,55

6,7

Расчет ведем на 100 кг. концентрата:

а) Содержание халькопирита:

63,6 Cu-183,4CuFeS2

21.37-х

х= 183,4*21,3 7/63,6=61,62 кг. CuFeS2

б) Количество серы в халькопирите:

183,4 CuFeS2-64S

61,61-х

Х=21,5 кг. S

в) Количество железа в халькопирите:

183,4CuFeS2-55,8Fe

61,62х

х=18,75 кг. Fe

г) Количество сфалерита в концентрате:

65,4Zn - 97,4 ZnS

4,36-х

х=6,49 кг. ZnS

д) Количество серы в сфалерите:

97,4ZnS-32S

6,49-х

х=2,13 кг. S

е) Количество железа в пирите:

29,7-18,75=10,95 кг. Fe

ж) Количество серы в пирите:

35,28 - (21,5-2,13)=11,65 кг. S

з) Количество пирита:

10,95+31,65=22,6 кг. FeS2

По данным вычислений получаем данные о рациональном составе концентрата, представленный в таблице 3.2, данные о составе конвертерного шлака - таблица 3.3 и данные о составе шихты - таблица 3.4:

Таблица 3.2. Рациональный состав концентрата, %

Итого

Сu

Zn

S

Fe

SiО2

CaO

MgO

прочие

CuFeS2

61,6

21,35

21,5

18,75

ZnS

6,5

4,37

2,13

FeS2

22,6

11,65

10,95

CaO

0,51

0,51

MgO

0,56

0,56

SiО2

1,53

1,53

прочие

6,7

6,7

100

21,35

4,37

35,28

29,7

1,53

0,51

0,56

6,7

Таблица 3.3. Рациональный состав конвертерного шлака, %

Итого

Сu

Zn

S

Fe

SiО2

CaO

MgO

O2

прочие

FeO4

23,8

16,8

7,0

FeO

37,7

28,6

9,1

SiО2

22,5

22,5

CaO

0,8

0,8

MgO

0,5

0,5

Cu2S

3,6

2,9

1,5

ZnO

5,0

3,8

1,2

прочие

6,1

6,1

100

2,9

3,8

1,5

45,4

22,5

0,8

0,5

17,3

6,1

Таблица 3.4 Рациональный состав шихты, %

Итогo

Сu

Zn

S

Fe

SiО2

CaO

MgO

O2

прочие

CuFeS2

58,52

20,28

20,42

17,82

ZnS

6,17

4,15

2,02

FeS2

21,47

11,07

10,04

Cu2S

0,18

0,135

0,05

Fe3O4

1,19

0,84

0,35

FeO

1,88

1,43

0,45

SiО2

2,66

2,66

CaO

0,52

0,52

MgO

0,56

0,56

ZnO

0,25

0,19

0,06

прочие

6,6

6,6

100

20,41

4,34

33,56

30,67

2,66

0,52

0,56

0,86

6,6

3.2 Расчет десульфуризации и состав штейна

Десульфуризация, при обычной технологии, осуществляется за счет диссоциации высших сульфидов по реакции:

4 CuFeS2>2Cu2S+4 FeS+ S2

Fe S2>Fe S+ S2

3Fe3O4+ FeS+5SiО2>5 (2 FeO* SiО2)+ SО2

В конвертерном шлаке 23,8 кг. Fe3 O4

Образуется 2 FeO * SiО2=23,8* 1020/696=34,8 кг.

2=23,8*64/696=2,19 кг.

Серы в SО2:2,19*32/64=1,095 кг.

Теряется от разложения халькопирита:

21,5/4=5,375 кг. S

и от разложения пирита

11,65/2=5,825 кг. S

От разложения части сфалерита

2,13/2= 1,065 S

Всего выделяется серы:

5,375+5,825+1,065+1,095=13,36 кг. S

В штейн перейдет серы:

35,28-13,36=21,92 кг., а десульфуризация составит:

13,36/35,28=0,378 или 37,8%

Извлечение меди в штейн принимаем по фактическим данным 97,9%

В штейн перейдет меди из концентрата:

21,35*0,979=20,90 кг.

С этим количеством связывается серы:

20,90*32/127,0=5,26 кг.

Остальная сера в количестве 21,92-5,26=16,66 кг.

свяжет железо в количестве 16,66*56/32=29,15 кг., которое перейдет в штейн.

Сера составит в штейне 25,5%, а количество штейна составит 21,92*0,255=85,96 кг.

Содержание меди в штейне составляет:

20,90/85,96*100=24,31%

Этому количеству меди должен соответствовать штейн с содержанием 3,2% кислорода или 85,36*0,032=2,75 кг. Весь кислород связан в виде Fe3O4:

2,75*231/64=9,92 кг.

В штейн из конвертерного шлака переходит железо в количестве:

35,48-29,12=6,36 кг.

С кислородом взаимодействует 16 кг. железа. В результате этого из штейна в шлак переходит 29,85 кг. FeS, значит количество штейна будет равно 85,96-29,85=56,11 кг., а содержание меди в штейне составит: 20,90/56,11*100=37,25%

Результаты вычислений заносим в таблицу 3.5

Таблица 3.5 Предварительный состав штейна

%

кг.

%

кг.

Сu

37,25

20.90

Zn

0,2

0,14

S

19,9

11,07

Fe3O4

17,6

9,92

Fe

25,0

14,04

Для определения кислорода связанного с магнезитом конвертерного шлака, принимаем, что все железо штейна переходит в конвертерный шлак состава: 2,1 Сu; 3,8 Zn; 1,5 S; 50,4 Fe:22,5 SiO2; 0,8 CaO; 0,5 MgO; 17,3 O2; и прочие.

Количество конвертерного шлака: (24,42+16,48+7,48)/0,504=95,99 кг.

Небольшое количество серы окисляется воздухом, поступившим через неплотности в кладке печи. Всего с учетом диссоциации в газы перейдет серы:

13,36+0,8+3+1=18,16 кг,

А степень десульфуризации составит:

18,16/36,78=0,49, в том числе 0,8 кг. серы (или 2,5%) за счет окисления сульфидов.

По практическим данным принимается, что извлечение меди из конвертерного шлака в отражательной печи равно 85%. В штейн из конвертерного шлака перейдет меди:

95,99*0,021*0,85=1,9 кг.

С медью в штейн в виде Cu 2S перейдет серы: 1,932/128=0,47 кг.

С учетом конвертерного шлака в штейн перейдет серы:

13,36-0,8+0,47+1,5-3-1=19,09 кг.,

Меди: 1,9+20,90=22,8 кг.

Полученные данные обобщаем в таблицу 3.6

Таблица 3.6. Состав отвального шлака

кг.

%

кг.

%

Сu

0,415

0,57

CaO

1,78

1,4

S

1,5

1,2

MgO

3,11

2,6

Fe

56,17

45,0

О2

12,87

10.47

Zn

5,83

4,7

прочие

1,52

1,2

SiO2

41,44

33,1

Итого

112,63

100

Таблица 3.7. Материальный баланс, кг.

Материалы

баланса

Всего

Сu

S

Fe

Zn

SiО2

CaO

MgO

2

О2

Прочие

загружено

концентрата

100

21,35

35,28

29,7

4,37

1,53

0,51

0,56

-

-

6,7

конверт. шлака

шлака

95,99

2,01

1,44

48,37

3,6

21,57

0,78

0,48

-

16,8

1,0

известняка

0,3

-

-

-

-

0,014

0,16

0,005

0,116

-

-

песчаника

23

-

-

-

-

18,4

0,3

2,07

1,63

-

-

Всего:

219,29

23,36

36,78

78,07

7,97

41,45

1,78

3,11

1,75

16,8

7,7

получено

штейна

58,44

22,8

19,09

21,9

0,14

-

-

-

-

2,06

-

отв. шлака

112,63

0,415

1.5

56,17

5,83

41,44

1,78

3,11

-

12,87

1,52

газов и пыли

48,18

0,11

16,19

2,0

0,014

-

-

1,75

1,87

6,18

Всего

219,25

23,32

36,78

78,07

7,97

41,45

1,78

3,11

1,75

16,8

7,7

3.3 Расчёт технологических газов

В штейне содержится 19,09 кг. серы, из которой 0,04 кг. перейдет в черновую медь без окисления, а остальная сера окисляется и переводится в газ.

Удаляется 19,09-0,04=19,05 кг. серы

Принимаем, что 90% серы окисляется до SО2 и 10% до SО3, тогда: SО2 =17,14 кг., SО3 = 2,3 кг.

Теоретический расход кислорода, кг.:

На образование SО2: 17,14/32*32=17,14.

На образование SО3: 2,3/32*48=3,45

Итого: 20,59 кг.

При 90% - ом использовании кислорода:

20,59*0,9=22,9 кг. кислорода соответствует:

22,9/0,293=78,15 кг. воздуха

78,15/1,293=60,4 м3 воздуха.

Тогда, количество технологических газов составит:

17,14+17,14+16,19=50,47 кг. 50,47/64/22,4=17,7 м32

2,3+3,45=5,75 кг. 5,75/80*22,4=2,15 м33

22,9-20,59=2,31 кг. 1,61 м3 О2

116,5-26,8=89,7 кг. 70 м3 N2

3.4 Расчет горения топлива

В качестве топлива на используется газ и мазут, данные принимаются по фактическим (таблица 3.7, таблица 3.8):

Таблица 3.8. Химический состав мазута, %

Компоненты

С

Н

S

О

N

А

W

85,5

11

0,5

0,3

0,6

0,1

2

Таблица 3.9. Химический состав природного газа, %

Компоненты

СН4

С2Н6

С3Н8

С4Н10

СО2

N2

95,82

2,04

1,02

0,41

0,2

0,51

Влажность газа - 15,55 г./ м3

Содержание водяных паров в газе Н2О=100/(803,6/15,55)=100/52,7=1,9%

Исходя из содержания водяных паров в газе, пересчитываем состав сухого газа на состав влажного газа:

СН4= СН4*(100 - Н2О)/100 (3.1)

СН4=95,82* (100-1,9)/100=94%

Таблица 3.10. Состав влажного газа, %

Компоненты

СН4

С2Н6

С3Н8

С4Н10

СО2

N2

Н2О

94,0

2,0

1,0

0,4

0,2

0,5

0,9

Доля мазута по теплу составляет - 11,13%.

L= 1,1; L= 1,2

Мазут распыляется природным газом. Температура подогрева воздуха 100С0, а газа 30 С0. Недожог составляет по 3% от теплоты сгорания каждого топлива,

Теплота сгорания газа:

Q=358* СН4+636* С2Н6+913* С3Н8+1185* С4Н10 (3.2)

Q=358 * 94+636*2+913*1+1185 * 0,4=36328 кДж/ м3

Так как теплота сгорания газа равна 36328 кДж/ м3, то доля мазута по теплу должна составить: 0,1113*36328=4040кДж/кг Объем газов будет равен:

(36328-4040)/36328=0,888 м3

Расход кислорода на горение природного газа:

2=0,01 (m+n/4)?CmCn (3.3)

2=0.01 *(2* СН4+3.5* С2Н6+5* С3Н8+6.5* С4Н10) =0.01 (2*94+3.5*2+5* 1+6.5*0.4)= 2.026 м3/ м3

Теоретический расход воздуха:

Lo=(l+k)* Vо2 (3.4)

Lo=4.76*2.026=9.65 м33

Действительный расход воздуха

La= L* Lo (3.5)

La= 1,1 *9,65=10,62 м3/ м3

На горение 1 м3 газа расходуется 10,62 м3 воздуха.

Расход кислорода на горение мазута

2=0,01 (1,867C+5,6H+0,7 (S-O)) (3.6)

2= 0,01*(1,867*85,8+5,6*11+0,7 (0,5-0,3))=2,214 м3/кг.

Теоретический расход воздуха

Lo=(l+R)* Vо2 (3.7)

Lo=4,76*2,214=10,055 мЗ/кг

Действительный расход воздуха

L6= L* То (3.8)

L6= 11,2*10,055=12,66 мЗ /кг

На горение 1 кг. мазута будет израсходовано 0,1L6=0,1*12,66=1,265 мЗ воздуха. Суммарный расход воздуха на горение 1 мЗ газа и 1 кг мазута составит: 127,44+1,265=128,705 мЗ

При сжигании газа объем составляющих продуктов сгорания, мЗЗ газа:

Vco2=0,01 (CО2+m?CmCn) (3.9)

Vco2=0.01 (СО2+СН4+2С2Н6+ЗСЗН8+4С4Н10)=0.01 (0.2+94+4+3+4*0.4)=1.028

2о=0.01 (n/2?CmCn+H2О) (3.10)

2о=0.01 (2CH4+3С2Н6+4СЗН8+5С4Н10+1,9)=0.01*(2*94+3*2+4+5*0.4+1.9)=2.019

V n2=0.01 N2+ak Vo2 (3.11)

Vn2=0.005+1.1*3.76*2.026=8.385

2=(б-l) Vо2 (3.12)

2=0.1*2.026=0,203

Общее количество продуктов сгорания от сжигания 1мЗ газа:

Vб =Vco2+Vн2о+Vn2+Vco2 (3.13)

Vб=l, 028+2,019+8,385+0,203=11,675 мЗЗ

При горении 1 мЗ газа образуется 11,635 мЗ продуктов сгорания, состоящих из 8,83% СО2, 17,32% Н2О, 72,1% Н2, 1,75% О2

Расчет горения мазута:

Vco2=0,001*1,867С=0,001*1,867*85,5=0,1597 мЗ

2о =(0,01911,2H+1,24 W)=0,01 (11,2*11+1,24* 2)=0,125 5 мЗ Vs2o=0.0007*S=0.0007*0.5=0.00075 мЗ

Vn2=0,1*(аkVо2+0,008N)=0,1 (1,2*3,67*2,211+0,008*0,6) = 0,9995 м3

Vo2=0, l (a-1) 2,214=0,1 *0,2 *2,211=0,0443 мЗ

Количество тепла, выделяющееся при сгорании 12 кг/100 кг условного топлива: 7000*12*4,19=351960 кДж/100 кг. шихты

Количество газа на 100 кг. шихты потребуется 351960/36328=9,7 мЗ

Тогда объем и состав продуктов горения природного газа с мазутом за час, если за час перерабатывается 113470 кг. шихты составит:

Vco2=10961*0,0883+2395,5 м=3363 мЗ Vn2=10961*0,721+14999=22902 мЗ

2о =10961*0,1732+1882,5=3781 мЗ

Vo2=10961 *0,0175+664,5=1486,5 мЗ

40% продуктов сгорания СО2 и Н2О перейдут в газы, а 60% реагируют по реакции

FeS+ СО2+(Н2О) - FeO+C0 (Н2)+SО2

Тогда, Vco2=1345 mЗ Vn2=22902 mЗ Vco=2018 mЗ

2о =1512 mЗ2=2269 mЗ

3.5 Расход топлива

Расход топлива определяется по формуле:

m= (П*qm)/(800Q+310VB*tB-330Vr*tr), (3.14)

где m - расход природного газа, мЗ/ч,

П - производительность по шихте, Т/сут» qm - теплопотребление шихты, кДж/кг.,

Q - теплопроводная способность топлива, кДж/ мЗ,

Vr, VB - удельное количество воздуха и газов, м3, tr, tB - температура воздуха и подходящих газов, Со, отсюда: m=(232*2685* 105)/(800*8660+310* 10,62* 1150-310* 10,62-330* 11,63* 1150*22)= 6090 мЗ/час.

Таблица 3.11. Количество и состав отходящих газов за час

М

%

Vso2

1916.27

1.8

Vo2

2412.5

2.3

Vn2

73540

70.3

Vco2

18185.9

17.4

2о

10405

8.2

Тепло от горения топлива. Удельный расход условного топлива - 121,6 кг/т

Q= 121,6* 18*200=439496,2 кДж

Физическое тепло твердой шихты. Средняя удельная теплоемкость шихты - 0,8кДж/кг. Шихта содержит 6% влаги, следовательно, вес шихты без влаги 100+0,3+23 кг., а с влагой 130 кг.; Т=278 К (5°С)

Q= 838* 130*298=32464,12 кДж

Физическое тепло жидкого конвертерного шлака:

С=133кДж/кг., Т=1423 К (1150°С)

Q= 35,28* 1,33* 1423=171339 кДж

Тепло экзотермических реакций.

CaО+SiО2>CaO*SiО2

? СаО=5.08 кг в шихте

Теплота образования, кДж/моль:

СаО-636461,

CaO*SiО2 - 1579630,

SiО2 - 860626,

Q =1579630 - (636461+860626)=82543 кДж.

По этой реакции выделяется тепла:

82543*(5,08/56)=7487,8 кДж

CaО+SiО2-1573630* SiO2 - 860626

Q =1579630 - (6304б1-860626)=2623 кДж

FeS+H2О+1.5 СО2>FеО * Н2О+ СО2

Количество выделившегося тепла в прохождении этой реакции Q =140649 кДж.

Итого тепла экзотермических реакций

2623+140649=143272 кДж

Физическое тепло воздуха

Т=293 К (20°С) Св=1,0 кДж/моль

Q=10.56* 1 *293=3094 кДж, где 10,56 - расход воздуха на 1мЗ газа

Физическое тепло топлива.

Q= CTtTGT= 1,59*120*293=35161,6 кДж

Тепло от сгорания серы

S+О2>SО2+297322.4 кДж

Окисляется серы 10,9 кг.

Q = (10,9*297322,4)/32=168730 кДж

3.6 Расход тепла

Физическое тепло штейна

Тпл=1423 K (1150°С), теплосодержание штейна - 1023,5 кДж/кг

Q=58,48* 1026,5=60029,7 кДж

Физическое тепло отвального шлака

Теплосодержание шлака - 1445,5 кДж

Q= 112,63*1445,5=162806,6 кДж

Тепло уносимое отходящими шлаками

Тr=1373 K (1100°С); теплосодержание газов, кДж/мЗ

СO2-2994,6; SO2 - 2997; Н2O-23283; N2 - 1864; O2 - 1971,4

Q=?Vi*Ci*t=18,82*29,97+114,516*1864+2,3*1971,4+31,97*

2994,6+16,8*2328,3=413511,58 кДж

Тепло эндотермических реакций:

3Fe3O4+FeS>10FeO+SO2 Q= 485034 кДж;

По реакции расходуется 485034*(9.92/3.232)=5212.7 кДж

СаСO2>СаO +СO2 Q= 189178.5 кДж;.

На образование 1 кг. СаО расходуется 189178,5/96= 3378 кДж Всего СаСO2 в штейне 0,3 кг., соответственно СаО образуется 0,3*56/100=0,168 кг.

Q= 0,168*3378=567,5 кДж

2CuFeS2>CuS+2FeS+S, FeS всего 20 кг.

Поглощается тепла Q= 82962-20/88=18856 кДж

Fe2O3+CO+H2> FeO+CO2+H2O

Поглощается тепла Q=98268, l 5 кДж

3Fe3O4+FeS+SiO2>5 (FeO*SiO2)+SO2

Считаем, что весь FeO отвального шлака связан в фаялит. В конвертерном шлаке Fe3O4 - 25 кг. Получается FeO - 23,7 кг. В отвальном шлаке FeO - 21,1 кг. Количество Fe реагирующего с SiO2/33,74-21, l=1234 кг. Теплота образования кДж/моль:

Fe3O4=l 118730 FeS= 95196,8 SiO2= 860626

2FeO* SiO2-1441103 SO2-860626

Q=(5 (2*1440103)+297322,4) - (3*l118730+95196,8+860626)=10386340 кДж

По этой реакции выделяется тепла:

103 86340-12,34/(232* 3)= 18 862,55 кДж

Итого тепла: 5212,7+567,5+98268,15+18856+18862,55=140631,9 кДж

Потери тепла во внешнюю среду:

Тепло, теряемое в подиной печи Qпод= К+Рпод, (3.15)

где R - коэффициент потерь тепла через подину R=2000

Qпод=2000 * 172* 0,00171=6081 ккал=2547 кДж

Потери тепла через верхние части стен

?s/q - 0,69/3=0,23 (м2*час*с)/ккал,

где 0,69 - толщина хромомагнезитовой кладки;

q - коэффициент теплопроводности хромомагнезита

по графику потерь тепла находим величину теплового потока.

g= 3000 ккал/м2 час

А= 35,5; В= 9,5 м

380 мм - толщина свода

65 мм - толщина теплоизоляции свода

Длина дуга свода равна =10,8 м

Площадь свода печи: 10,8*32,7=353,2 м2

Площадь лещади печи: 9,5*31,754=285,786 м2

Авнутр=31,7 м, Ввнутр= 9,5 м

Общая поверхность стен верхней части печи будет

2*9,5*2,2+2*2,2*35,5=168 м2

Потери тепла верхней части стен печи составят:

Q=3000*168*0,00171=861 ккал=3611 кДж

Потери тепла нижней части стен печи составят:

?s/q=0,69/1,62+0,115/0,71=0,58 (м2*час*Со)/ккал

g=3000 ккал/(м2* час)

Q=3000*333,2*0,00171=1708 ккал=7157 кДж

Общие потери: 2547+3611+1354+7157=14668 кДж

Потери тепла лучеиспусканием через отверстия в печи:

Qлуч=4,96Ф*Fотв*(Т/100)*4 (3.16)

Где F - площадь отверстия

Ф - коэффициент диафрагмирования

Т - 1673 К (1400°С) - температура газов в печи.

Размеры для окна заливки конвертерного шлака принимаем:

0,8*0,7 м. Fotb=0,56 m2; Ф=0,65

Ф* Fotb=0,56*0,65=0,36 м2

Размеры окна газовой горелки

0,750*0,795 м, п=4 штуки,

Fotb=0,6 м2; Ф=4*0,6*0,67=1,6 м2

Печь имеет шлаковое окно, его размеры 0,5*0,5, Ротв=0,25 м2, Ф=0,5

Ф* Fotb=0,25*0,5=0,125 м2

Площадь загрузочных отверстий 1,47 м2

Прочие отверстия - температурные швы, щели между кирпичами принимается как 1 от площади свода 353,16*0,01=3,53м2; Ф=0,15

Ф* Fotb=3,53*0,15=0,53 м2

Общая площадь отверстий в печи:

0,36+1,6+0,125+1,47+0,53=3,125 м2 Qлуч=4,96*3,725*0,00171*17010=2435 ккал=10203 кДж.

Испарение влаги шихты

Вес воды в шихте 6,2 кг. Для испарения 1 кг. воды необходимо 540 ккал энергии. Общее количество тепла для испарения всей воды:

Qисп=6,2*540=3618 ккал=15152 кДж

Тепло расходуемое на нагрев и плавление шихты

Q=100*265=26500 ккал=111035кДж, где 100 кг - вес шихты в кг.

265 - теплопотребление шихты, ккал. [5] [6] [7] Таблица 3.12 Тепловой баланс отражательной плавки

Приход тепла

кДж

%

Расход тепла

кДж

%

1. Тепло от горения топлива

439496,20

47

1. Физическое тепло штейна

60029,7

6,5

2. Физическое тепло твердой шихты

32464,12

3,5

2. Физическое тепло отвального шлака

162806,6

17,6

3. Физическое тепло жидкого конв. шлака

171339,00

18,6

3. Тепло, уносимое отходящими газами

413511,58

44,3

4. Тепло экзотермических реакций

экзотермических

реакций

143272,00

15,5

4. Тепло экзотермических реакций

реакций

140631,9

15,2

5. Физическое тепло воздуха

3094,00

0,3

5. Потери во внешнюю среду

14669,00

1,6

6. Физическое тепло топлива

35161,60

3,8

6. Потери лучеиспусканием

10203,00

1,1

7. Тепло от горения серы

101388,00

11,0

7. Испарение влаги шихты

14028,12

1,5

8. Нагрев и плавление шихты

111035,00

12

926914,9

100

926914,9

100

4. Перспективы отражательной плавки

а) Применение кислорода.

Дутье, обогащенное кислородом, при отражательной плавке позволяет:

- интенсифицировать горение топлива;

- увеличить теоретическую температуру горения топлива в связи с уменьшением объема продуктов сгорания.

- интенсифицировать теплопередачу излучением и повысить в итоге производительность процесса.

- за счет сокращения доли балластного азота уменьшить объем отходящих газов, пылевынос, теплопотери с газами и повысить тепловой КПД печи.


Подобные документы

  • Плавка во взвешенном состоянии в атмосфере подогретого дутья и технологического кислорода. Рациональный состав Cu-концентрата. Расчет концентрата с учетом уноса пыли. Расчет рационального состава штейна. Состав и количество шлака при плавке без флюсов.

    контрольная работа [26,7 K], добавлен 11.03.2011

  • Способы переработки молибденитового концентрата, подбор экономически и технологически выгодного варианта. Расчет процесса обжига молибденитового концентрата, суточного материального баланса. Рациональный состав огарка, количество и состав отходящих газов.

    курсовая работа [733,8 K], добавлен 04.08.2012

  • Выполнение расчета горения топлива с целью определения количества необходимого для горения воздуха. Процентный состав продуктов сгорания. Определение размеров рабочего пространства печи. Выбор огнеупорной футеровки и способа утилизации дымовых газов.

    курсовая работа [365,4 K], добавлен 03.05.2009

  • Особенности современной технологии обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд на обогатительных фабриках АО "Апатит" с целью их более рационального и экономичного использования. Проект мельнично-флотационного цеха для получения двух сортов концентрата.

    курсовая работа [376,4 K], добавлен 13.03.2013

  • Производственная программа литейного цеха и режим его работы. Подбор и краткое описание необходимого оборудования. Технологический процесс изготовления отливок способом литья по выплавляемым моделям. Расчеты инвестиционных затрат и срока окупаемости цеха.

    дипломная работа [238,7 K], добавлен 05.01.2014

  • Классификация металлургических печей по принципу теплогенерации, технологическому назначению и по режиму работы. Тепловая работа барабанно-вращающих печей. Виды, состав твердого топлива и их особенности. Характеристика различных условий процесса горения.

    курсовая работа [711,4 K], добавлен 12.04.2015

  • Выбор расположения овощного предприятия и расчет нейтрального оборудования цеха. Определение численности производственных работников механической очистки овощей. Составление графика реализации полуфабрикатов. Подбор холодильного оборудования для цеха.

    курсовая работа [33,3 K], добавлен 21.06.2015

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.