Оценка энергетических показателей электроплавки медно-никелевого сырья при переходе на брикетированную шихту
Современное состояние переработки медно-никелевых руд и концентратов. Оценка энергетических показателей электроплавки медно-никелевого сырья при переходе на новый вид исходных материалов. Определение корреляционных взаимосвязей и теплоты реакций.
Рубрика | Производство и технологии |
Вид | дипломная работа |
Язык | русский |
Дата добавления | 01.03.2012 |
Размер файла | 1,1 M |
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/
3
Оглавление
- Введение
- Глава 1. Современное состояние переработки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов
- 1.1 Сведения о плавке Сu-Ni сульфидной шихты в руднотермических печах
- 1.1.1 Продукты электроплавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов
- 1.1.2 Конструкция рудно-термических печей
- 1.1.3 Электрический режим работы печи
- 1.1.4 Влияние высоты шлакового и штейнового слоев на электрический режим электроплавки
- 1.2 Технико-экономические показатели электроплавки
- 1.2.1 Производительность электропечей
- 1.2.2 Удельный расход электроэнергии на электроплавку
- Глава 2. Оценка энергетических показателей электроплавки медно-никелевого сырья при переходе на новый вид исходных материалов
- 2.1 Модель энергетики электроплавки брикетированного концентрата
- Глава 3. Статистическое определение корреляционных взаимосвязей
- 3.1 Теория статистического анализа
- 3.2 Определение удельного расхода электроэнергии по заводским данным
- Глава 4. Определение теплоты реакций
- 4.1 Термодинамические функции - энтальпия и теплота образования
- 4.2 Основные методы определения теплот образования соединений
- 4.3 Экспериментальные методы определения термодинамических характеристик
- 4.3.1 Калориметрические методы
- 4.4 Теплоты образования
- 4.5 Определение тепловых эффектов реакций
- Глава 5. Организация производства
- 5.1 Организации труда
- 5.2 Организация заработной платы и управления производством
- 5.3 Расчет технико-экономических показателей проектируемого отделения
- 5.4 Расчет экономической эффективности
- 5.5 Технико-экономические показатели проектируемого электропечного отделения
- Заключение
Введение
Планируемое радикальное изменение состава сырья, направляемого в металлургическое производство в плавильный цех комбината «Печенганикель», - переход на переработку брикетированного концентрата - неизбежно внесет весьма существенные изменения в технологию цеха. Прежде всего эти изменения затронут головной передел - рудную электроплавку. Главная составляющая будущей шихты руднотермических печей (РТП) - высушенные брикеты, полученные из концентрата обогатительной фабрики - как по своему химико-минералогическому составу, так и по физическим характеристикам резко отличается от основных металлосодержащих составляющих шихты, перерабатываемой в настоящее время, - смеси руды и обожженных окатышей. Это потребует существенного изменения условий проведения технологического процесса электроплавки. Физико-химические и энергетические особенности переработки брикетированного концентрата прежде всего сводятся к определению количества и состава продуктов плавки брикетов в РТП, их характеристик, показателей извлечения цветных металлов, удельного расхода электроэнергии на плавку, других электрических параметров работы РТП. Исследование особенностей энергетики электроплаки медно-никелевого сырья при переходе на брикетированную шихту являлось целью настоящей работы. Более пристальное внимание было уделено определению одной из важнейших статей расхода теплового баланса процесса - теплоты эндотермических реакций для условий переработки, как брикетированного концентрата, так и руды и окатышей.
Глава 1. Современное состояние переработки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов
Медно-никелевая сульфидная руда служит полиметаллическим рудным сырьем, так как, кроме никеля, меди и кобальта, в ней могут содержаться платиноиды, золото, серебро, селен, теллур. При хорошо организованном производстве из руды извлекают до четырнадцати ценных элементов.
Технологическая схема переработки сульфидных медно-никелевых руд представляет собой цепь последовательных операций, в результате которых исходное сырье претерпевает различные физико-химические превращения, сопровождающиеся постепенным увеличением концентрации никеля и других металлов в продуктах каждой технологической операции.
Основные технологические операции процесса получения никеля из сульфидных медно-никелевых руд следующие: подготовка руды к плавке, плавка руды и концентрата на медно-никелевый штейн, конвертирование штейна с получением файнштейна, флотационное разделение медно-никелевого файнштейна на никелевый и медный концентраты, обжиг никелевого концентрата до закиси никеля, восстановительная электроплавка закиси никеля на анодный металл, электролитическое рафинирование анодов.
В настоящее время богатые сплошные сульфидные медно-никелевые руды плавят в электрических печах. Подготовка богатой руды к плавке состоит в дроблении ее до соответствующей крупности, подсушке рудной мелочи и приготовлении такой усредненной шихты (смеси) из руды, флюсов, восстановителя и т. д., которая обеспечивала бы высокие технологические показатели плавки.
Вкрапленную и отсортированную бедную руду, содержащую более 50-60% пустой породы, нецелесообразно перерабатывать без предварительной подготовки, так как при ее плавке расходуется много электроэнергии или топлива (для получения одной тонны металлического никеля). Поэтому бедные руды перед плавкой подвергают обогащению.
Основным методом обогащения служит флотация. В результате флотации получают коллективный (общий) медно-никелевый концентрат, в который извлекаются сульфидные металлсодержащие минералы, и хвосты--пустая порода, направляемая в отвал. Кроме этого, при необходимости коллективный концентрат можно разделить флотацией на медный и никелевый.
На комбинате «Печенганикель» полученный концентрат подвергают окатыванию с последующим окислительным обжигом окатышей на ленточных конвейерных машинах. [6]
Состав концентратов, полученных при флотационном обогащении медно-никелевых руд, приведен в таблице №1.1.
Таблица №1.1
Химический состав, %, медно-никелевых концентратов [6]
Предприятие |
Ni |
Cu |
Co |
Fe |
S |
SiO2 |
MgO |
CaO |
Al2O3 |
|
"Печенганикель":фабрика 1 |
5,7 |
2,9 |
0,1 |
30 |
12,5 |
20 |
19 |
- |
- |
В процессе флотационного обогащения рудного сырья, содержащего 1 % Ni, удается избавиться от 80--85% пустой породы. При обогащении бедных руд, содержащих 0,5% Ni, в хвосты сбрасывается более 90% пустой породы.
Подготовленный концентрат плавят в электропечах. В результате плавки получают штейн, шлак, пыль и газы. При плавке пустая порода рудного сырья переходит в шлак, который транспортируется в отвал.
Штейн перерабатывают в конвертерах, чтобы удалить из него почти все железо и часть серы.
В результате конвертирования получают следующие продукты: медно-никелевый файнштейн, конвертерный шлак, пыль, газы. Медно-никелевый файнштейн представляет собой в основном сплав сульфидов никеля и меди. Соотношение содержания никеля и меди в файнштейне зависит от содержания этих металлов в исходном сырье. Он содержит 33--50% Ni, 25--40% Cu, 0,6--1,2% Со, до 3% Fe и 23--24% S.
Конвертерный шлак содержит 22--26% SiO2, 50--55% Fe, 0,6--1,5% Ni, 0,5--1,5% Сu и 0,15--0,4% Со. Ввиду значительного содержания никеля, меди и кобальта конвертерный шлак направляют на обеднение или в рудные электропечи или в электропечи восстановительной плавки.
Конвертерные газы очищают от пыли в пылевых камерах и электрофильтрах, после чего направляют в сернокислотное производство для получения из сернистого ангидрида серной кислоты. Уловленную пыль перерабатывают в конвертерах (в виде холодных присадок) или в рудных электропечах (после предварительного окускования).
Медно-никелевый файнштейн разливают в изложницы и подвергают замедленному охлаждению. Замедленное охлаждение файнштейна способствует укрупнению мелких кристаллов сульфидов никеля и меди, что благоприятно влияет на качественные показатели последующей операции -- флотационного разделения файнштейна на медный и никелевый концентраты. Медно-никелевый файнштейн является конечной продукцией комбината "Печенганикель". Его дальнейшая переработка осуществляется на комбинате "Североникель".
При переработке в электропечах не подготовленных к плавке флотоконцентрата и рудной мелочи возникают значительные осложнения.
Влажные тонкоизмельченные материалы слеживаются, а в зимних условиях смерзаются, зависают в бункерах, налипают на транспортеры и питатели, плохо смешиваются, с другими компонентами. В сухом виде такие материалы сильно пылят, что приводит к большим безвозвратным потерям, создает антисанитарные условия труда, ухудшает работу оборудования. Все это нарушает равномерность подачи материалов в печь и правильность шихтовки, а следовательно, и сказывается на всем ходе технологического процесса плавки. Теплопроводность и газопроницаемость слоя сухого мелкого материала, находящегося в печи, мала, а вынос пыли с газами значителен.
Особенно большие неприятности доставляет плавка влажного концентрата и рудной мелочи, сопровождающаяся «хлопками» (взрывами) из-за падения откосов шихты. Для создания безопасных условий труда флотоконцентрат и рудную мелочь перед плавкой необходимо окусковать. Метод окускования тонкоизмельченных материалов путем их окатывания в окатыши диаметром 8--15 мм, которые затем подвергают термическому упрочнению на ленточной конвейерной машине, применяют при подготовке медно-никелевых концентратов к электроплавке на комбинате «Печенганикель».
Исходным материалом для окатывания служит флотоконцентрат в виде кека с фильтров с содержанием влаги 14--20%. Для успешного окатывания необходимо, чтобы концентрат содержал не менее 72--75% фракции --0,044 мм, в том числе не менее 25% фракции --0,02 мм. В шихту для окатывания можно вводить сухой возврат обожженных окатышей крупностью --5 мм, рудную мелочь, пыль из газоходов и пылевых камер и другие тонкие материалы.
Компоненты шихты смешивают в соотношении, обеспечивающем ее влажность 10--12,5%. Смешение материалов выполняют в двухвальных лопастных смесителях.
На комбинате «Печенганикель» концентрат перед скатыванием подвергают предварительной подсушке до влажности 8--10% в сушильном барабане.
Окатывание шихты осуществляют в чашевых грануляторах. Готовые окатыши выгружаются из чаши самопроизвольно. Гранулометрический состав окатышей зависит от влажности шихты, угла наклона чаши, скорости ее вращения, высоты борта чаши, продолжительности окатывания.
Сырые окатыши имеют малую механическую прочность (раздавливающее усилие для окатыша диаметром 10 мм не превышает 1,3 кгс). Для придачи окатышам необходимой прочности их подвергают термической обработке, которая включает две последовательных операции: сушку и окислительный обжиг. Термическое упрочнение окатышей выполняют на ленточных конвейерных машинах.
Сырые окатыши перед обжигом должны обязательно подвергаться сушке. При несоблюдении этого условия влажные окатыши, поступившие в зону обжига, где поддерживается температура 650 - 1200° С, немедленно разрушатся из-за бурного испарения содержащейся в них влаги.
Окатыши сушат оборотными газами, поступающими из зоны обжига. Газы из коллектора зоны сушки подвергаются пылеочистке и затем выбрасываются в атмосферу через дымовую трубу.
Обжиг окатышей осуществляют с помощью топочных газов, получаемых при сжигании мазута над слоем материала. Обжиг ведется при значительном избытке кислорода в газе. Для получения прочных окатышей температура в слое обжигаемого материала должна быть примерно 1050° С.
Газы из зоны обжига направляются на пылеочистку в батарейные циклоны, а затем при температуре 200--240° С поступает в оборот в зону сушки. В случае необходимости часть газов можно удалить после пылеочистки в атмосферу или направить в зону обжига.
Так как обожженный материал может содержать некоторое количество спека, то после разгрузки с паллет конвейерной машины его дробят в одновалковой дробилке, а затем подают на грохочение.
В результате грохочения обожженный материал разделяется на два класса: +5 мм и --5 мм. Класс +5 мм -- это готовый продукт; он подается на склад сырья. Класс --5 мм -- возврат (оборотный материал); он поступает на смешивание с сырым концентратом и скатывание. При обжиге окатышей выход материала класса +5 мм составляет 60--85%, а класса --5 мм-- 15--40% от массы обожженного материала.
Технология обжига окатанного концентрата имеет ряд преимуществ по сравнению с агломерацией:
1. С металлургической точки зрения, обожженные окатыши как сырье для электроплавки обладают лучшими технологическими свойствами. В обожженных окатышах легко поддерживать заданное содержание серы. При необходимости степень десульфуризации при обжиге можно понизить, если ввести в шихту для скатывания угольную мелочь (2--3% от массы шихты) или уменьшить содержание кислорода в обжиговых газах, введя в зону обжига оборотные газы. Возможность широкой регулировки содержания серы в окатышах при их обжиге на конвейерной машине -- важнейшее преимущество этого процесса перед агломерацией. Оно позволяет при электроплавке окатышей иметь более стабильный состав штейна и поддерживать на заданном уровне потери металлов со шлаками. Поскольку крупность окатышей более однородна, чем агломерата, а теплопроводность соответственно выше, то при плавке окатышей использование тепла отходящих газов (с учетом их использования для сушки и подогрева шихты) будет выше, чем при плавке агломерата.
2. Незначительное гидравлическое сопротивление слоя окатышей на ленте конвейерной машины позволяет применять мельничные вентиляторы, вместо используемых при агломерации эксгаустеров, что снижает стоимость оборудования и энергетические затраты.
3. Меньшее разрежение в вакуум-камерах конвейерных машин снижает вынос пыли в вакуумную систему, что способствует уменьшению безвозвратных потерь металлов.
4. Передельные расходы при скатывании и обжиге значительно ниже, чем при агломерации.
К серьезным недостаткам технологии обжига скатанного концентрата относятся:
1. Низкая удельная производительность конвейерной машины по готовой продукции, так как до 70% ее полезной площади отводится под зоны сушки и охлаждения.
2. При существующем состоянии технологии окатыши имеют низкую механическую прочность, что обусловливает повышенное содержание мелочи в готовой продукции. [6]
1.1 Сведения о плавке Сu-Ni сульфидной шихты в руднотермических печах
Электроплавка -- один из важнейших технологических процессов в металлургии черных и цветных металлов. В черной металлургии электроплавка применяется в основном для производства качественных сталей и ферросплавов, в цветной -- для производства сплавов и рафинирования металлов, для переработки рудного сырья и шлаков в металлургии никеля, меди, свинца, цинка, олова.
Электропечь для плавления сульфидных медно-никелевых руд представляет собой тепловую ванну, имеющую два расплавленных слоя - шлаковый и штейновый. Загруженная в ванну шихта погружена в шлак в виде конических откосов. Плавление шихты осуществляется за счет тепла, источником которого является электроэнергия.
Ток в ванне может проходить двумя путями: от электродов через шлак в слой штейна (нагрузка по схеме "треугольник") или от одного электрода к другому через шлаковый слой (нагрузка по схеме "звезда"). При наличии в ванне откосов шихты ток протекает в основном по схеме "звезда" и частично по схеме "треугольник".
В шлаковой ванне происходит преобразование электрической энергии в тепловую. От 40 до 80% энергии образуется в приконтактном слое электрод - шлак за счет наличия "газового мешка", возникающего в результате механического давления потока электронов на шлак и заполнения образованного пространства газами.
Токопроводящей частью ванны является околоэлектродная зона, равная примерно двум диаметрам электрода, при наличии не токопроводящих откосов шихты размер зоны уменьшается до 0,5-0,75 диаметра электрода. При увеличении уровня ванны и заглубления откосов шихты можно добиться концентрации очага выделения тепловой энергии и защитить нижние слои расплава от перегрева.
Участки печи, не имеющие собственных тепловыделений, снабжаются теплом за счет конвективного движения шлака. В верхней части ванны шлак циркулирует по замкнутым траекториям со скоростью 1-2 м/с, подъэлектродный слой расплава является застойным. За счет недостатка тепла в удаленных от электродов участках печи происходит образование настылей.
Из-за наличия интенсивного конвективного теплообмена верхний слой шлака является практически изотермическим, тогда как по мере удаления от электродов температура шлака резко падает.
Скорость плавления откосов шихты по мере удаления от электродов падает. Шихта, достигающая зоны плавления является термически неподготовленной, т.к. ее прогреву препятствует корка на границе расплав-шихта.
Газовое пространство электропечи не оказывает большого влияния на процесс нагрева и плавления шихты. Образующиеся при плавке газы смешиваются в подсводовом пространстве с холодным воздухом, который подсасывается в печь через неплотности в своде. Вследствие низкой температуры подсводового пространства и малой теплопроводности шихты откосы, возвышающиеся над уровнем ванны, прогреваются очень слабо и влага из их верхних слоев полностью не испаряется.
Физико-химическое содержание процесса рудной электроплавки сульфидного медно-никелевого сырья.
Компоненты шихты рудной электроплавки состоят из следующих сульфидных минералов: халькопирита, пентландита, пирротина, и химических соединений: Ni3S2, NiO, Cu2S, СоО, CoS, FeS, FeO, Fе2О3, SiO2, MgO, CaO, Al2O3 и прочие.
Физико-химические превращения шихтовых материалов и образование продуктов плавки происходит в основном в ванне печи на поверхности шихты, погруженной в шлак. Конвекционные потоки перегретого шлака, соприкасаясь с поверхностью шихты, отдают ей избыток своего тепла и нагревают шихту до температуры плавления штейна и шлака. При нагревании шихты до 1000° С в ней протекают процессы термического разложения сложных сульфидов, сульфатов, карбонатов и гидратов:
Fe7S8 =7FeS+1/2S2; (1.1)
2CuFeS2 = Cu2S + 2FeS + 1/2S2; (1.2)
3(Fe, Ni)S = 3FeS + Ni3S2 + 1/2S2; (1.3)
MeSO4 =MeO+SO3; (1.4)
МеСО3 = MeO + СО2; (1.5)
Me(OH)2=MeO+H2O; (1.6)
В результате этих процессов состав шихты упрощается - образуются более простые и устойчивые соединения. Наряду с процессами термического разложения сложных соединений при нагреве шихты до 1000° С в ней возникают процессы взаимодействия между различными химическими соединениями, наиболее важные из которых - реакции между сульфидами и оксидами. При повышении температуры шихты до 1000 - 1300° С эти процессы получают активное развитие. Сульфиды никеля, кобальта, меди, железа расплавляются и, взаимно растворяясь, образуют основной продукт электроплавки - штейн. В штейне растворяются также благородные металлы. Реакции штейнообразования можно представить следующим образом:
Cu2O + FeS = Cu2S + FeO; (1.7)
3NiO + 3FeS = Ni3S2 + 3FeO + 1/2S2; (1.8)
CoO+FeS = CoS+FeO; (1.9)
2Cu2O + Cu2S = 6Cu + SO2; (1.10)
2Cu + FeS = Cu2S + Fe; (1.11)
CuO·Fe2O3 + (Cu2S + FeS) = 3Cu + +Fe3O4 + S2; (1.12)
В результате этих реакций образуется смесь жидких компонентов штейна: Ni3S2, Cu2S, CoS, FeS, Fe3O4, благородные металлы.
Окисленное железо и другие основные оксиды (СаО, MgO), вступая во взаимодействие с SiO2, образуют силикаты типа mMeO·nSiO2, которые, смешиваясь в расплавленном состоянии, образуют другой продукт электроплавки - шлак. Ниже приведены основные реакции шлакообразования:
10Fe2O3 + FeS = 7 Fe3O4 + SO2; (1.13)
3 Fe3O4 + FeS + 5SiO2 = 5(FeO)2· SiO2 + SO2; (1.14)
CaO+ SiO2 =CaO·SiO2; (1.15)
MgO + SiO2 = MgO·SiO2; (1.16)
Fe2O3 претерпевает превращения по реакциям:
2Fe2O3 + С> 4FeO + СO2; (1.17)
2Fe2O3 + ЗС> 4Fe + 3CO2; (1.18)
В результате данных реакций образуется смесь компонентов шлака: (FeO)2·SiO2, CaO·SiO2, MgO·SiO2. Расплавленная смесь штейна и шлака разделяется в ванне печи по плотности.
При нагреве шихты и её плавлении, кроме жидких продуктов плавки, образуются и газообразные. Основная масса газов всплывает на поверхность ванны и поступает в подсводовое пространство печи; другая часть газов растворяется в шлаке, чем и объясняется большая его нагазованность.
Сера при электроплавке удаляется в результате термического разложения сульфидных минералов и взаимодействия высших оксидов металлов с сульфидами железа. Десульфуризация при плавке руд и сырых концентратов составляет 15-18%, при плавке руды и окатышей 18-20%.
Следует отметить, что в химических реакциях образования продуктов плавки наряду с компонентами твердой шихты активное участие принимает жидкий электропечной шлак, который постоянно омывает поверхность погружённых в ванну откосов. При взаимодействии электропечного шлака с плавящейся шихтой непосредственно в районе плавления образуются конечные продукты плавки. Участие в процессе плавления шихты жидкого шлака исключает возможность накопления на поверхности соприкосновения шихта-шлак тугоплавких составляющих шихты, т.к. они вымываются из поверхности плавления жидким шлаком и усваиваются ванной.
Усиленное конвекционное движение шлака в электропечах создаёт благоприятные условия для переработки в ванне жидкого конвертерного шлака, заливаемого для извлечения из него никеля, меди и кобальта. В результате конвекции перерабатываемый конвертерный шлак энергично контактирует с сульфидами, флюсами твёрдой шихты и с восстановителем. При этом содержащиеся в шлаке магнетит и другие ферриты восстанавливаются и перерабатываемый шлак насыщается кремнезёмом. В итоге этих процессов конвертерный шлак обедняется ценными металлами и дорабатывается почти до состава отвального.
При добавке в шихту углеродистого восстановителя (коксик) шлаки обедняются более эффективно, т.к. активизируется процесс восстановления ферритов и оксидов металлов. Восстановлению этих соединений способствует конвекционное движение шлака в ванне электропечи, обеспечивающее непрерывный контакт шлаковых масс с восстановителем. При взаимодействии восстановителя со шлаком в первую очередь будут восстанавливаться оксиды меди, никеля, кобальта и железа. Но поскольку оксидов железа в шлаке больше, чем оксидов других металлов, то преимущественно будут восстанавливаться оксиды железа. Этот сплав растворяется в штейне и образуется так называемый металлизированный штейн. Взаимодействие шлака с углеродистым восстановителем может быть представлено следующими реакциями:
(MeO)шл +СО = [Ме]спл + СО2; (1.19)
С+СО2 = 2СО; (1.20)
Здесь символом Me обозначен любой из металлов: Ni, Cu, Co, Fe. Соединения, находящиеся в шлаковой фазе, заключены в круглые скобки, в штейновой и металлической - в квадратные. При прохождении капелек сплава и металлизированного штейна через шлаковый слой происходит восстановление оксидов меди, никеля и кобальта металлическим железом штейна согласно реакции:
(МеО)щл + [Fe] =[Me]спл+ (FeO)шл (1.21)
Восстановленные металлы растворяются в штейне и, реагируя с сульфидом железа, переходят в сульфидную форму согласно уравнению:
[Ме]спл + [FeS]= [MeS]шт + [Fe] (1.22)
Таким образом, при введении в шихту электроплавки коксика восстановление цветных металлов шлака осуществляется как непосредственно углеродистым восстановителем, так и металлическим железом. Причём основная масса оксидов восстанавливается металлическим железом штейна. [6]
1.1.1 Продукты электроплавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов
Штейн электроплавки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов содержит в основном сульфиды Ni3S2, Cu2S, CoS, FeS и металлические железо, никель и кобальт. В заводских штейнах, как правило, растворено незначительное количество золота, серебра, платиноидов. Сумма цветных металлов в штейне составляет 15 - 30 %, содержание серы 25 - 27 %. Этого количества серы недостаточно для связывания в сульфидную форму всех содержащихся в штейне металлов. Из-за недостатка серы часть металлов (главным образом железо) растворена в штейне в элементарном виде или в виде оксидов типа Fe3O4.
Содержание свободных металлов в штейне зависит от состава шихты. При электроплавке необожженного сырья без добавки восстановителя в медно-никелевых штейнах дефицит серы незначителен, поэтому в них очень мало металлического железа (1-2%). При электроплавке руды и обожжённых окатышей с добавкой восстановителя содержание металлического железа в штейне составляет 8-10%.
При электроплавке сульфидных медно-никелевых руд и концентратов полнота разделения штейна и шлака зависит от разницы их плотностей. Чем больше эта разница, тем совершеннее разделение. Плотность штейнов зависит от плотности и содержания составляющих его сульфидов. Плотность твёрдых заводских штейнов обычно равна 4,6-5,0 г/см3. Плотность расплавленных штейнов несколько меньше, т.к. при расплавлении объём штейна увеличивается за счёт растворения в нём определённого количества сернистого газа.
Температура плавления штейна, как и плотность, определяется содержанием составляющих его сульфидов. Самый легкоплавкий компонент штейна Ni3S2, a самый тугоплавкий FeS. Температура плавления заводских штейнов лежит в пределах 1000-1050°С. Однако из-за специфических особенностей электроплавки штейн выпускают из печи перегретым до 1150 - 1300° С.
Медно-никелевые штейны обладают высокой электропроводностью, близкой к электропроводности проводников первого рода. Абсолютное значение электропроводности штейна в твёрдом виде составляет 50 Ом-1·см-1.
Выходом штейна называется количество штейна, выраженное в процентах от массы проплавленной твёрдой шихты. Выход зависит от количества серы в шихте и степени десульфуризации при плавке. Десульфуризацией называется выраженное в процентах отношение убыли массы серы при плавке к её первоначальной массе в шихте. Чем больше серы в шихте, тем больше выход штейна.
Извлечением металлов в тот или иной продукт плавки называется отношение количества металла, перешедшего в данный продукт плавки, к количеству металла, содержавшемуся в исходной шихте. При электроплавке извлечение никеля в штейн составляет 96 - 97 %, меди 95 - 97 %, кобальта 75 - 80 %. [1]
При рудной электроплавке основные физико-химические превращения происходят в шлаковой ванне: за счет ее тепла происходит плавление шихты, образование шлака и штейна и их разделение.
Оптимальный состав шлака обеспечивает минимальные потери цветных металлов, минимальный расход электроэнергии и высокую производительность печи.
В шлак переходят оксиды пустой породы шихты, оборотов и флюсов. Основу шлаков составляют: SiO2, Fе2O3, FeO, MgO, Al2O3, CaO, суммарное их количество составляет примерно 97 - 98 %. Выход шлаков составляет 70 - 112 % от массы шихты. Избыток кислотных оксидов (SiO2) делает шлаки кислыми, избыток основных (MgO, CaO, FeO) - основными.
Интервал температур между началом размягчения и жидкотекучести называется интервалом переохлаждения. Шлаки с содержанием SiO2 42 - 45 % имеют большой интервал переохлаждения, с содержанием SiO2 менее 36 % - малый.
Основные компоненты шлака влияют на температуру плавления следующим образом: повышение концентрации FeO, CaO (менее 13 %), Al2O3 (менее 10 %) снижает температуру плавления шлака; повышение концентрации SiO2, CaO (свыше 13 %), А12O3 (свыше 10 %), MgO (свыше 14 %) увеличивает температуру плавления шлака.
Теплоемкость шлака определяется теплоемкостями составляющих его компонентов. Наибольшее количество тепла требуется на нагрев высокомагнезиальных шлаков. Повышение концентраций FeO и SiO2; позволяет снизить теплоемкость шлака.
Вязкость определяет отстаивание шлака от штейна, выпуск шлака из печи и теплопередачу в ванне. Вязкость зависит от состава и температуры шлака: MgO, SiO2, Аl2О3 (свыше 14 %) повышают вязкость; FeO, А12O3 (7-14 %), CaO (свыше 10 %) понижают вязкость шлака.
Электропроводность определяет электрический режим процесса электроплавки. Электропроводность определяется химическим составом шлака и его температурой. Повышение концентрации FeO, MgO (до 15 %), CaO (свыше 5 %) увеличивает электропроводность шлака; SiO2, Al2O3 (8-12 %), MgO (15-24 %), CaO (до 5 %) снижают электропроводность. Основные компоненты шлака оказывают на его свойства следующее влияние:
Кремнезем (SiO2). Содержание кремнекислоты в шлаках колеблется в пределах 38 - 45 %. С повышением концентрации SiO2 уменьшается электропроводность шлаков и возрастает их вязкость, также уменьшается растворимость в шлаке сульфидов цветных металлов. Оптимальное количество кремнезема составляет 40 - 43 %.
Закись железа (FeO). Концентрация FeO в шлаках порядка 24 - 32 %. С увеличением содержания закиси железа повышается электропроводность шлака, понижается температура плавления, поверхностное натяжение на границе шлак -- штейн, увеличивается плотность. Оптимальное количество FeO составляет 25 - 27 %.
Оксид магния (MgO). Количество MgO в шлаках колеблется в пределах 10 - 24 %. В небольших количествах MgO увеличивает электропроводность шлака, уменьшает его плотность, вязкость и температуру плавления. При увеличении концентрации до 14 % резко возрастают температура плавления шлака и вязкость. Оптимальное количество 10 - 12 %.
Оксид кальция (СаО). Содержание СаО в шлаках составляет 3-8 %.При повышении концентрации СаО до 18 % резко возрастает электропроводность, снижается плотность и вязкость шлаков, уменьшается растворимость сульфидов цветных металлов.
Оксид алюминия (Аl2O3). В шлаках содержится около 5 - 12 %. В небольших количествах значительного влияние на свойства шлака не оказывает. [1]
При электроплавке сульфидных руд и концентратов, помимо штейна и шлака, образуются газы. Они содержат N2, О2, SO2, СО2, Н2О. Азот и кислород попадают в газы с воздухом, подсасываемым в печь и газоходную систему. SO2 образуется в результате реакций восстановления, СО2 образуется при горении электродов и восстановлении оксидов углеродом.
Основное количество газов удаляется из печи через газоходную систему, часть выделяется через непрочности в своде печи. Из-за не герметичности свода температура отходящих газов колеблется в пределах 150-500 °С. Концентрация SO2 в отходящих газах составляет не более 0,01 %. Для уменьшения потерь тепла с газовой фазой необходимо, чтобы зеркало ванны было закрыто шихтой.
Пыль уносится из печи вместе с отходящими газами. Пылевынос определяется гранулометрическим составом шихты, качеством шихтоподготовки, разрежением в газоходной системе, при электроплавке он составляет примерно 0,5 - 2 % от массы загружаемого материала. Пыль улавливается и возвращается в электроплавку. [6]
1.1.2 Конструкция рудно-термических печей
Современные мощные рудно-термические печи имеют прямоугольную форму; электроды в них расположены вдоль длинной оси. Эти печи закрытого типа с арочным сводом. На отечественных медно-никелевых заводах в настоящее время эксплуатируются трех и шести электродные печи.
Основные элементы руднотермической электропечи - фундамент, каркас, кожух печи, подина, стены, свод, приспособления для загрузки шихты, устройства для выпуска продуктов плавки, газоходная система, устройство для подвода в печь электрического тока. [8]
Электропечи установлены на столбчатом фундаменте. Такая конструкция фундамента способствует хорошему воздушному охлаждению подины печи и позволяет обслуживающему персоналу наблюдать за ее состоянием. Фундамент РТП-3, 4 состоит из 96 колонн сечением 900х600 мм2 и высотой 2000 мм. Колонны расположены в 6 рядов по 16 колонн. Кроме того, по продольным сторонам печи имеется по 17, а по торцевым сторонам по 5 бетонных колонн, поддерживающих вертикальные балки каркаса печи. Колонны опираются на железобетонную подушку, которая возводится на скальном грунте. [8]
Каркас электропечей представляет собой систему вертикальных колонн - наличников, смонтированных из парных двутавровых балок. Углы печи крепятся колоннами из строенных двутавровых балок. Колонны установлены на опорном фундаменте вдоль стен печи и не имеют жесткой связи с опорами.
Нижние концы крепежных колонн противоположных продольных и торцевых стенок стянуты стальными тягами 60 мм, проходящими под подиной печи. На концах тяг установлены спиральные пружины, которые позволяют иметь на тягах постоянное усилие при тепловом расширении и сжатии кладки. Для уменьшения нагрева токами Фуко тяги имеют разрыв, в который вставлена муфта из немагнитной стали.
Верхние концы колонн боковых стен крепятся водоохлаждаемыми трубами 300 мм, которые проходят между электродами. Трубы передают усилия натяжения на колонны с помощью 3 коротких тяг. Трубы, служащие тягами, используются для обслуживания печи.
Верхние концы крепежных колонн торцевых стен печи стянуты продольными тягами, функции которых выполняют подпятовые балки. Усилия натяжения подпятовой балки передаются к торцевым крепежным колоннам через шарнирно закрепленные вертикальные балки отрезки тяг, горизонтальные балки и наличники.
Боковые и торцевые стены на высоту штейновой ванн облицовываются стальными ребристыми плитами. Функции кожуха шлакового пояса электропечей выполняют водоохлаждаемые кессоны, заглубленные в кладку на 460-690 мм.
Основание электропечи изготавливают из стальных плит уложенных на продольные двутавровые балки, опирающиеся на колонны фундамента. Отдельные плиты между собой не крепятся, что позволяет им за счет скольжения по продольным балкам компенсировать тепловое расширение подины. [8]
Внутри каркаса печи на стальные плиты укладывают в виде обратного свода железобетонную подушку, поддерживающую огнеупорную кладку подины печи.
Футеровка подины руднотермической печи состоит из трех рядов огнеупорных кирпичей, уложенных в форме обратных сводов. Нижний ряд выполнен из магнезитового прямого кирпича размером 230х115х65 мм и клина (230х115х65х55 мм). Два верхних ряда подины выложены из хромомагнезитового прямого кирпича размером 380х150х85 мм и клина 380х150х75х65 мм. Между магнезитовой и хромомагнезитовой кладками имеется прослойка толщиной 50 мм из прессованной хромомагнезитовой крошки, позволяющая кладке свободно расширяться при разогреве печи. Суммарная толщина подины по оси печи, включая бетонное основание, составляет 1310 мм.
Кладка пода выполняется всухую. Чтобы предотвратить просачивание продуктов плавки в нижнюю часть кладки, швы верхнего ряда смещают по отношению к нижнему. Для компенсации увеличения объема кладки при разогреве предусмотрены температурные швы, размеры которых установлены в соответствии с температурой участков подины печи. Температурные швы кладки пода следует обязательно выполнять "вразбежку". При нескольких слоях кладки швы между рядами выполняют перпендикулярно.
Между железобетонной подушкой и магнезитовым рядом кирпича укладываются металлические вентиляционные короба для принудительного охлаждения кладки подины. Сечение короба 65х300 мм2. Расстояние между каналами, в которые укладывают короба, - 300 мм. Короба покрываются цементной стяжкой и несколькими слоями рубероида поверх стяжки. Расход воздуха на охлаждение подины электропечи составляет 60000 м3/час. [8]
Кладка продольных и торцевых стен электропечи опирается на подину. Стены печи выкладываются из хромомагнезитового кирпича продольные - толщиной 920 мм (4 кирпича), торцевые - толщиной 1150 мм (5 кирпичей). Подина с продольными стенами сочленена специальными фасонными магнезитовыми блоками. На всех электропечах кладка стен выше штейнового слоя охлаждается с помощью закладных водоохлаждаемых кессонов. Кладку стен выполняют всухую с температурными зигзагообразными швами.
В торцевой стене, обращенной в главный пролет, имеются по три шпуровых отверстия для выпуска штейна, расположенных по дуге на высоте 180 мм от лещади. Выпуск штейна производится через одно из шпуровых отверстий по футеровочным желобам в футерованные шамотным кирпичом ковши. Объем ковша без футеровки 7 м3.
К плите кожуха печи в области шпура приваривают короб из стального листа толщиной 30 мм, выкладывают из хромомагнезита выносную кладку, которая имеет высоту 1200 мм, ширину 700 мм, толщину 460 мм.
По боковым сторонам выносной кладки устанавливают два медных водоохлаждаемых кессона размером 600х400х65 мм. Каждый кессон на 230 мм заходит в основную кладку торцевой стены и на 230 м в выносную кладку. Шпуровая плита крепится к коробу выносной кладки накладками и клиньями.
Для калибровки диаметра шпурового отверстия его снаружи закрывают огнеупорной втулкой из термостойкого хромомагнезита отверстием диаметром 30 мм. Втулка вставлена в вырез съемной шпуровой плиты таким образом, чтобы ось отверстия втулки совпадала с осью шпурового отверстия. Крепление втулки осуществляете при помощи массивного чугунного кольца (кессона), хомута и клиньев. Втулку и съемную плиту устанавливают на растворе огнеупорной глины.
В противоположной торцевой стене расположены 4 шпуровых отверстия для выпуска шлака, находящихся на высоте 1750 мм от нижней точки лещади. Слева и справа от шпура на расстоянии 230 м от его оси устанавливают вертикальные медные водоохлаждаемые кессоны, которые на 460 мм углубляют в кладку. Шпуровое отверстие ограничивают медной втулкой с диаметром отверстия 80 мм. Втулка закреплена в стальной водоохлаждаемой съемной шпуровой плите. Поверхность втулки и шпуровой плиты, соприкасающейся с кладкой обмазывается глиной. Под втулкой на съемной плите установлен поджелобок, направляющий струю шлака в водоохлаждаемый медный желоб. По этому желобу шлак поступает на грануляцию, а затем по виткам, футерованным плитками из каменного литья, транспортируется на установку обезвоживания шлака (УОШ). [8]
РТП имеет свод арочного типа из огнеупорного кирпича шамота. Стрела свода составляет 1/10-1/12 внутренней ширины печи. Основанием свода служат пятовые кирпичи, опирающиеся на подпятовые балки (при таком способе закрепления свода уменьшается его давление на стены). Необходимая крутизна свода обеспечивается применением прямого (300х150х65 мм) и клинового (300х150х75х55 мм) кирпича. В зависимости от крутизны свода клиновые кирпичи кладут через 3-4 прямых кирпича. Кладку арочного свода ведут по деревянной опалубке всухую (без раствора). Продольные швы свода делают без перевязки, поперечные - вперевязку.
Арочный свод по длине печи делится на отдельные секции размер секций 3-6 м. При кладке свода между секциями оставляй температурные швы шириной 25-30 мм. В зависимости от конструкции печи в своде располагают три или шесть отверстий для электродов. Эти отверстия обрамляют кольцом из фасонного кирпича или огнеупорного бетона. Зазор между кольцом и электродом не должен превышать 100 мм.
Для подачи шихты в печь служат загрузочные воронки, вмонтированные в своде в отверстия диаметром 300-600 мм. Расположение загрузочных воронок обусловливается принятой системой загрузки и должно обеспечивать равномерную загрузку шихты на всю поверхность ванны. Обычно трехэлектродные электропечи имеют в своде 16 загрузочных отверстий, шестиэлектродные 24. Для отвода газов в своде по торцам и по длине печи расположены отверстия диаметром 800-1500 мм под газоходы. Трехэлектродные печи имеют два газохода, шестиэлектродные 5-6.
Для замера уровня ванны оставляют в своде печи специально отверстие размером 150х100 мм2. Со штейнового торца по оси печи в своде делают армированное швеллером отверстие размере 800х800 мм2 для чистки конца желоба, служащего для слива оборотного конвертерного шлака. Это отверстие должно плотно закрываться во избежание подсоса в печь холодного воздуха.
Важнейший недостаток арочного свода из шамотного кирпича малая механическая прочность из-за большого количества в нем отверстий. [8]
1.1.3 Электрический режим работы печи
Электрический режим работы печи характеризуется следующими параметрами: рабочей мощностью, напряжением и силой тока. Электрический режим, при котором достигается наиболее высокая производительность печи при минимальном расходе электроэнергии на тонну проплавленной шихты, называется оптимальным. Определение оптимального режима работы печи -- важнейшая задача производства.
Электрическая энергия в горне печи может преобразоваться в тепловую энергию в электрических дугах, горящих над ванной шлакового расплава, в переходном контакте электрод--шлак и в ванне шлака, в которую погружены электроды.
Обозначим количество тепловой энергии, выделяющееся в электрической дуге или в контакте электрод--шлак, p, а буквой q--тепло, выделяющееся при прохождении тока непосредственно через расплав (шлак). В зависимости от особенностей технологии рекомендовано применение двух электрических режимов paботы электропечей: электродугового режима при значительном превышении р над q и режима, при котором соотношение между р и q может быть различным.
Первый -- электродуговой режим следует применять для бесшлаковых энергоемких процессов (для производства 75%-ного ферросилиция, выплавки анодного никеля), второй--для процессов, при которых образуется значительное количество шлаков (например, для плавки сульфидного медно-никелевого сырья). При плавке медно-никелевых руд и концентратов выбор соотношения между р и q зависит от глубины погружения обратного конуса шихты (откоса) в шлаковую ванну, которая определяется насыпной массой шихты, плотностью шлака и высотой конуса над уровнем зеркала ванны. При плавке неокомкованного флотоконцентрата и рудной мелочи, а также при плавке окатышей и агломерата малой насыпной массы (1,3--1,4 т/м3) откосы шихты погружены в шлаковую ванну на незначительную глубину (не более 500--700 мм). В этом случае для обеспечения высокого проплава электроплавку следует вести на электрическом режиме, при котором большая часть тепла (р) выделялась бы в верхних слоях ванны (в пределах глубины погружения шихты в ванну), а тепло (q), обеспечивающее необходимый перегрев шлака и штейна, выделялось бы в нижних слоях ванны.
Плавку кусковой шихты с большой (до 3 т/м3) насыпной массой ведут, создавая на поверхности шлаковой ванны откосы шихты, погруженные в шлаковый расплав на глубину 1300--1500 мм. В этом случае для интенсивного плавления шихты требуется установить электрический режим, который обеспечивал бы необходимый подвод тепла к глубоко погруженным в шлак откосам шихты и создавал условия для надлежащего перегрева шлака, т. е. q должно быть значительно больше р.
Необходимое соотношение между р и q достигается за счет изменения глубины погружения электродов в шлаковый расплав. При погружении электродов в шлак снижается мощность, выделяемая в контакте электрод--шлак (р) и увеличивается доля мощности, выделяемой в шлаке (q). Наоборот, при уменьшении заглубления электрода в расплав возрастает р и снижается q. Величина погружения электрода в шлаковую ванну зависит от рабочего напряжения, силы тока, электропроводности шлакового расплава и диаметра электрода.
Рабочее напряжение и сила тока определяются параметрами печного трансформатора, электропроводность шлака -- его составом и температурой. Для уяснения влияния рабочего напряжения на величину погружения электродов рассмотрим электрическую цепь, состоящую из электродов А и В, погруженных в шлаковую ванну на одинаковую глубину (рис.1.1).
Для упрощения примем, что весь ток в этой цепи проходит по пути АавВ. Мощность, выделяемая в расплаве на участке Аа, будет равна
(1.23)
где Р -- выделяемая мощность, кВА; U -- падение напряжения на участке Аа, В; I -- сила тока, А; R -- сопротивление участка Аа, Ом.
Рис.1.1. Схема прохождения электрического тока в ване печи: АавяВ - нагрузка по схеме "звезда"; АВ - нагрузка по схеме "треугольник"
Величина R складывается из, сопротивления в переходном контакте электрод--шлак r1 и сопротивления слоя iлака между электродом и штейном r2, т. е.
(1.24)
При изменении рабочего напряжения и постоянном значении Р изменится погружение электродов. Согласно формуле (1.23) при повышении рабочего напряжения для сохранения постоянного значения Р необходимо уменьшить силу тока, повысив сопротивление цепи R. Известно, что сопротивление проводника определяется по формуле:
(1.25)
где --удельное сопротивление, Омм/мм2; l -- длина проводника, м; S -- поперечное сечение проводника, мм2.
Из формулы (1.25) следует, что при неизменном удельном сопротивлении шлака и постоянном сечении проводника для увеличения значения R необходимо увеличить слой шлака между электродов и штейном (увеличить длину проводника l), т. е. необходимо уменьшить глубину погружения электродов в шлаковый расплав (поднять электрод). И наоборот, для сохранения постоянного значения Р при снижении рабочего напряжения необходимо увеличить силу тока снизив значение R, что достигается увеличением погружения электродов в шлаковую ванну.
Из формулы Р = IU следует, что при постоянном значении напряжения для увеличения мощности, выделяемой в печи, необходимо повысить силу тока, увеличив глубину погружения электродов, а для снижения мощности нужно снизить силу тока, уменьшив погружение электродов в расплав. Таким образом, изменив величину рабочего напряжения (или силу тока), можно изменить погружение электродов в шлаковый расплав и установить такое соотношение между мощностями р и q, при котором обеспечивается максимальный проплав шихты.
Электропроводность шлака влияет на величину погружения электрода. Так как для данного электрического режима работы печи напряжение и сила тока -- величины постоянные, то согласно закону Ома I=U/R сопротивление части печи Аа (рис.1.1) тоже должно быть постоянным. Из формулы (1.25) следует, что для сохранения постоянного значения R при росте удельного сопротивления (S -- постоянная величина) необходимо уменьшить слой шлака между электродом и штейном (уменьшить длину проводника), т.е. необходимо увеличить погружение электродов в шлак. При снижении удельного сопротивления погружение электродов в шлак уменьшается. Так, кислые шлаки имеют большее удельное сопротивление , чем железистые. Поэтому при работе на кислых шлаках при одинаковых напряжении и силе тока электроды будут погружены на большую глубину, и доля мощности q, выделяющейся в шлаковом расплаве, будет больше. На заводах стремятся работать на кислых шлаках, содержащих 42--43% SiO2 и обеспечивающих необходимую электропроводность шлака, достаточный перегрев и минимальные потери металлов.
Так как факторы, влияющие на распределение мощности в ванне печи, многообразны, очень трудно произвести точный расчет электрического режима, обеспечивающего оптимальное соотношение между р и q. Параметры электрического режима для вновь строящихся электропечей устанавливают на основании оптимального режима работы действующих. Самый ответственный параметр электрического режима -- напряжение. Печные трансформаторы имеют несколько ступеней напряжения. Это позволяет практическим опытом установить рабочее напряжение, при котором достигается оптимальная глубина погружения электродов в расплав и, следовательно, необходимое распределение в ванне печи мощности р и q.
С увеличением линейного напряжения повышается производительность печи и снижается удельный расход электроэнергии. Особенно эффективна работа печи на напряжении 420 В, при котором глубина погружения электродов в шлак составляет 550--650 мм. При таком погружении основная часть энергии выделяется в верхних слоях шлака, что обеспечивает интенсивное плавление погруженных в него откосов шихты. В то же время в зоне штейна поддерживается нормальная температура и перегрев штейна не наблюдается.
Указанное подтверждается результатами замеров падения напряжения на участках электрод--шлак и шлак--подина при работе печи на различных степенях напряжения (табл.№ 1.2). [6]
Таблица № 1.2
Выделение мощности р и q в зависимости от ступеней линейного напряжения
Ступень линейного напряжения трансформатора, В |
Фазовое напряжение, В |
Падение напряжения в контакте |
Выделение мощности, %, на участке |
|||
электрод - шлак |
шлак - подина |
электрод - шлак (p) |
в шлаковом расплаве (q) |
|||
420 |
242 |
210,5 |
31,5 |
87 |
13 |
|
390 |
225 |
184,5 |
40,5 |
82 |
18 |
|
356 |
205 |
156 |
49 |
76 |
24 |
|
328 |
190 |
125,5 |
64,5 |
66 |
34 |
Замеры показывают, что с повышением фазового напряжения падение напряжения на участке электрод--шлак увеличивается, а на участке шлак--подина уменьшается. Поскольку мощность, выделяемая на участке цепи, пропорциональна падению напряжения на этом участке, то с повышением фазового напряжения возрастает доля мощности р, выделяемая в контакте электрод--шлак, и снижается доля мощности q, выделяемая в шлаке.
Исследование работы двух печей одинаковой мощности (20 000 кВА), но с различным фазовым напряжением (266 и 350 В) показало преимущества электрического режима работы печи на повышенном напряжении. Ниже в таблице № 1.3.приведены показатели электроплавки при различных фазовых напряжениях.
Таблица № 1.3
Показатели электроплавки при различных фазовых напряжениях [6]
Мощность печи, % |
100 |
100 |
|
Фазовое напряжение: В % |
|||
266 |
350 |
||
100 |
132 |
||
Сила тока: А % |
|||
26000 |
19700 |
||
100 |
75,5 |
||
Производительность печи, % |
100 |
101,5 |
|
Удельный расход электроэнергии, % |
100 |
98,5 |
|
Погружение электродов, мм |
830 |
570 |
|
Выделение мощности, %: в контакте электрод - шлак (р) в шлаке (q) |
31 69 |
54 46 |
|
Температура штейна, 0С |
1200 |
1205 |
Как следует из этих показателей, с увеличением фазового напряжения уменьшается погружение электродов в расплав и сокращается количество тепла, выделяемого в шлаке (с 69 до 46%). Это понижает перегрев штейна (с 1220 до 1205° С). В результате уменьшения перегрева штейна и сокращения электрических потерь в короткой сети (за счет снижения на 25% величины силы тока) возросла производительность печи и снизился удельный расход электроэнергии. Перевод электропечи на повышенное напряжение (341,5 В) создал. устойчивый электрический режим нагрузки печных трансформаторов, так как с уменьшением глубины погружения электродов в шлак резко сократилось число токовых толчков и коротких замыканий, которые возникли при нарушении технологии электроплавки, когда концы глубоко погруженных в шлак электродов приближались к слою штейна.
Продолжая работу по дальнейшей интенсификации рудной злектроплавки на комбинате «Печенганикель», предложили схему реконструкции печных трансформаторов, обеспечивающую увеличение мощности печей с 25200 до 31800 кВА за счет увеличения рабочего напряжения с 341,5 до 683 В и соответствующего снижения силы тока. Сравнение показателей работы печей, имеющих одинаковые мощности (25000 кВА) и состав шихты, но различное напряжение, показал (табл. № 1.4.), что повышение напряжения с 341,5 до 583 В увеличивает производительность печи на 5% и снижает удельный расход электроэнергии на 4,1%.
Таблица №1.4
Влияние напряжения на показатели работы электропечей [6]
Наименование показателей |
Печь 1 |
Печь 2 |
Отношение показателей печи 2 к печи 1, % |
|
Рабочая мощность, МВт |
24,29 |
24,36 |
100,2 |
|
Напряжение на электродах, В |
341,5 |
583 |
173 |
|
Суточный проплав, т |
745,8 |
782,8 |
105 |
|
Удельный расход электроэнергии, кВтч/т |
778,1 |
746,9 |
95,9 |
|
Состав отвального шлака, %: |
||||
SiO2 |
42,59 |
42,39 |
99,5 |
|
MgO |
12,32 |
12,39 |
100,4 |
|
Заглубление электродов в шлак, мм |
710 |
300 |
42 |
Снижение удельного расхода электроэнергии объясняется тем, что при двойном увеличении напряжения и соответственном уменьшении силы тока потери в короткой сети были снижены в 2,9 раза; кроме того, увеличилась доля мощности, выделяемой в контакте электрод--шлак. Последнее обстоятельство обусловило уменьшение тепловыделений в нижней части шлаковой ванны и некоторый перегрев верхней части. В результате этого повысилась интенсивность процесса плавки.
Подобные документы
Краткая теория процесса электроплавки, расчет материального и теплового баланса. Современное состояние автоматизации технологических процессов рудно-термической электроплавки. Характеристика электропечного передела как источника загрязнения атмосферы.
дипломная работа [3,1 M], добавлен 10.12.2011Физико-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 23.12.2012Технологическая схема пирометаллургической переработки сульфидных медно-никелевых руд. Расчет количества электропечей. Определение материальных, энергетических, временных и трудовых затрат на производство анодного никеля и оценка его себестоимости.
курсовая работа [105,0 K], добавлен 24.02.2015Проект фабрики по переработке сульфидных медно-цинковых вкрапленных руд Гайского месторождения производительностью 1,5 млн. тонн в год флотационным методом. Технология переработки вкрапленной медно-цинковой руды. Схема обезвоживания пиритного концентрата.
дипломная работа [462,3 K], добавлен 29.06.2012Некоторые особенности переработки окисленных никелевых и сульфидных медно-никелевых руд. Подготовка никелевых руд к плавке на штейн. Конвертирование никелевых штейнов. Окислительный обжиг файнштейна. Восстановительная плавка. Гидрометаллургия никеля.
курсовая работа [1,0 M], добавлен 08.03.2015Автоматизированная система управления технологическим процессом плавления медно-никелевого концентрата в печи Ванюкова. Разработка трехуровневой супервизорной системы на базе персонального компьютера, микроконтроллера и средств локальной автоматики.
курсовая работа [225,2 K], добавлен 06.03.2012Свойства и применение молибдена, характеристика сырья для его получения. Окислительный обжиг молибденитовых концентратов. Разложение азотной кислотой. Выбор и технико-экономическое обоснование предлагаемой технологии получения триоксида молибдена.
курсовая работа [148,8 K], добавлен 04.08.2012Разработка схемы обогащения медно-цинковых руд Абызского месторождения. Технико-экономическое обоснование строительства обогатительной фабрики. Основные технологические и проектные решения. Генеральный план, транспорт и рекультивация нарушенных земель.
дипломная работа [323,0 K], добавлен 18.03.2015Обзор состава простых конструкционных сталей. Получение чугуна и легированных сталей. Характерные особенности медно-никелевых сплавов. Применение алюминиевых бронз, нейзильбера, мельхиора в народном хозяйстве. Механические свойства сплавов меди с цинком.
презентация [3,3 M], добавлен 06.04.2014Анализ существующих технологий и оборудования восстановительной плавки. Характеристика перерабатываемого сырья. Основы химических процессов в дуговых печах. Усовершенствование процесса, позволяющее снизить себестоимость переработки закиси никеля.
дипломная работа [1,5 M], добавлен 24.02.2015