Взвешенная плавка сульфидных медных концентратов на штейн

Конструкция отстойной камеры принципиально не отличается от конструкции отражательных печей, применяемых для огневого рафинирования меди. Лещадь камеры изготовлена из трех слоев кирпича: верхний из магнезитового, два следующих - из шамотного, между слоями имеются зазоры, заполненные огнеупорным порошком. Кладка лещади уложена на подушку из жаропрочного бетона.

Стены камеры выполнены в виде откосов, внутренняя кладка стен изготовлена из магнезитового кирпича, внешняя - из шамотного. Между магнезитовой и шамотной кладкой боковых стен установлены вертикальные (с небольшим наклоном) медные водоохлаждаемые кессоны, верхняя часть которых расположена на 150-200 мм выше уровня шлаковой ванны. В боковой стене установлены две медные водоохлаждаемые плиты с отверстиями диаметром 70 мм для выпуска шлака, в передней торцевой стене - чугунные шпуровые плиты (диаметр шпура - 40 мм) для выпуска штейна.

Арочный свод камеры толщиной 375 мм изготовлен из магнезитового кирпича. Кладка свода опирается на подпятовые балки и кирпичи. В области примыкания к аптейку кладка сделана в виде кольца из фасонного кирпича. Кладка отстойной камеры заключена в стальной сварной кожух и крепится с помощью колонн и тяг.

Аптейк печи выполнен в виде шахты из магнезитового кирпича. Стальной кожух опирается на металлическую конструкцию, не связанную с креплением отстойной камеры. Нижняя конусная часть аптейка, подверженная более значительному температурному воздействию запыленного газового потока, заключена в водоохлаждаемые кессоны. Они, как и кожух, связаны с опорной металлоконструкцией. Аптейк плотно примыкает к своду камеры, но не опирается на него.

Кладка аптейка, обращенная к котлу-утилизатору, в верхней части аптейка закруглена и имеет небольшое отклонение от вертикали. Это, с одной стороны, снижает аэродинамическое сопротивление при повороте газового потока и износ кладки, а с другой - позволяет выпадающему из газового потока расплаву стекать в печь. Небольшая длина участка кладки на входе в котел, не более 1,5 м, определяет относительно небольшое образование настылей и создает удобство для их удаления с помощью взрыва. Входное отверстие в котел перекрыто арочным магнезитовым сводом, а шахта аптейка - плитой из жаропрочного бетона. Последняя может убираться для отвода газо- и тепловыделений из печи при аварийном останове котла утилизатора.

Конструкция печи взвешенной плавки достаточно сложна - она сочетает в себе две шахты и горизонтальную камеру. Еще более конструкция печи усложняется большим числом водоохлаждаемых элементов, тем не менее их применение позволяет значительно удлинить срок службы агрегата.

Печи взвешенной плавки других медеплавильных заводов по своей конструкции аналогичны печи завода “Харьявалта” [1].

3.2 Место плавки во взвешенном состоянии в общей технологической цепи предприятия

Своеобразие способа плавки определяет общую структуру технологической схемы.

Для плавки во взвешенном состоянии недопустимы перебои в поступающем концентрате. Можно, конечно, некоторое время при отсутствии концентрата поддерживать температуру в печи за счет сжигания топлива, но эти перебои вызовут нарушения в технологии обработки газов. По указанной причине для предприятия обязательным является запас концентрата, который обычно накапливают в сгустителях.

Плавка предъявляет жесткие требования к крупности шихтовых материалов. Если флотационные концентраты не требуют дополнительного измельчения, то кварцевый флюс и руда должны быть обязательно измельчены на 99% до крупности - 2мм.

Подаваемая в горелки шихтовая смесь должна быть сухой и сыпучей, влажность материала не должна превышать 0,5-0,6%. На практике стремятся иметь влажность не более 0,1%, что достигается организацией специального сушильного передела высокой степени надежности, обеспечиваемой средствами автоматизации.

Плавка во взвешенном состоянии не дает отвальных шлаков. Совмещение процесса плавки с процессом обеднения непосредственно в отстойнике не обеспечивает удовлетворительных результатов. По этой причине после плавки шлак обязательно подвергают обеднению методом флотации после его охлаждения и измельчения.

Богатые печные газы обрабатывают по специальной технологии, завершающейся в большинстве случаев получением элементарной серы. При этом обработка газов восстановлением начинается уже в аптейке печи и полнота восстановления определяет общее извлечение серы в конечный продукт.

Богатый печной штейн определяет в дальнейшем масштабы конверторного передела, особенности его технологии и конструктивные решения [2].

3.3 Состав продуктов взвешенной плавки

Состав продуктов плавки по некоторым заводам представлен в табл. 3.3.1 [9].

Таблица 3.3.1 - Состав продуктов взвешенной плавки, %

Завод, фирма, страна	Продукты плавки
	Штейн	Шлак
	Ni	Cu	Fe	S	Ni	Cu	Fe(FeO)	SiO2	MgO
Харьявалта, Оутокумпу, Финляндия	0,49-0,89	59-64	10,6-14,8	21,5-22,5	0,05-0,09	1-1,5	45,0	25-26,6	-
Саганосеки, Ниппон метал майнинг, Япония	-	50-52,5	20,5-21	23-28,3	-	0,88	38-38,9	32,3	-
Норддойче Аффинери, Германия	-	60-63	-	-	-	0,8-1,4	42,0	32,0	-
Байя-Маре, Румыния	-	52-54	18,2	23-25	-	1-1,2	40-42	28,3	-
Тойо, Яплния	-	50,0	-	-	-	0,8-1	-	-	-
Тамано, Хиби Куодо смелтинг, Япония	-	46,9	25,4	24,2	-	-	-	-	-

Основные показатели работы печей взвешенной плавки медных сульфидных концентратов приведены в табл. 3.3.2. [9].

Таблица 3.3.2 - Основные показатели работы печей взвешенной плавки

Завод, фирма, страна	Оборудование для подогрева воздуха	Температура дутья, єС	Обогащение дутья кислородом,%	Производительность по концентрату, т/сут	Удельный проплав, т/(м2·сут)	Температура, єС	Содержание SO2 в отходящих газах	Пылевынос, % от шихты	Способ обеднения шлаков	Утилизации серы
						штейна	шлака	газов на выходе из печи
Харьявалта, Оутокумпу, Финляндия	Паровой воздухоподогреватель	200	35-40	270-840	7,7-8,9	1170	1230	1270-1300	11-14	8-10	Флотацией	Производство H2SO4
Саганосеки, , Япония	Отходящими газами	1000	23-25	1400-1700	11,2	-	-	1300	12,0	10-12	В электро- печах	Производство H2SO4
Норддойче Аффинери, Германия	Паровой воздухоподогреватель	540	Воздушное	1200-1248	-	-	-	1300	8,4-11	6,5-10	В электро- печах	Производство H2SO4
Байя-Маре, Румыния	Рекуператор	510-520	Воздушное	550-670	4,4	-	-	1300	10-12	7-8	В электро- печах	Производство H2SO4
Тойо, Яплния	Паровой воздухоподогреватель	400-450	Воздушное	850-1000	4,4	1160-1180-	1200-1220	1300	8-10	8
Тамано, Япония	Паровой воздухоподогреватель	440	до 30	1100	-	-	-	1100-1150	10,0	Низкий	Флотацией	Производство H2SO4

3.4 Технологическая схема плавки медных концентратов во взвешенном состоянии, принятая в работе

На основе приведенного выше обзора литературы принимаем технологическую схему плавки на штейн концентрата заданного состава во взвешенном состоянии, представленную на рис. 3.4.1.

На плавку поступает концентрат, подсушенный в барабанной сушилке при температуре 300?С до влажности 0,5%, а также измельченный флюс и оборотная пыль после котла - утилизатора и тонкой очистки газов от пыли.

После плавки получаем: штейн - поступающий далее на операцию конвертирования; шлак - идущий на флотационное обогащение из-за высокого содержания в нем меди. Пыле - газовая смесь поступает в котел - утилизатор, где, после некоторых операций, получаем пыль, отработанные газы, а также воду в виде пара. Пыль возвращаем в голову процесса, газы идут на получение серной кислоты.



Рис. 3.4.1 - Технологическая схема взвешенной плавки



Глава 4. Технологические расчеты

4.1 Расчет минералогического состава медного концентрата

Химический состав медного концентрата представлен в табл. 4.1.1. Расчет ведется на 100 кг концентрата.

Таблица 4.1.1

Cu	Fe	S	Zn	CaO	SiO2	прочие	Всего
18	27,45	37,5	6	3,5	4	3,55	100

Основные минералы концентрата: халькопирит, ковеллин, пирит, сфалерит и кварц.

1. Принимаем, что медь в концентрате находится в виде халькопирита (CuFeS2) на 2/3 всей меди. Вся остальная медь в виде ковеллина (CuS).

Масса CuFeS2.

Масса Fe в CuFeS2:

12 Cu - 55,85 Fe

12 Cu - x Fe кг Fe.

Масса S в CuFeS2:

63,5 Cu - 2?32,06 S

12 Cu - x S кг S.

Масса CuFeS2:

CuFeS2=12+10,55+12,1=34,65 кг.

Масса оставшегося Fe: 27,45-10,55=16,9 кг.

Масса оставшейся S: 37,5-12,1=25,4 кг.

Масса CuS.

Масса S в CuS:

63,5 Cu - 32,06 S

6 Cu - x S кг S.

Масса CuS:

CuS=6+3,03=9,03 кг.

Масса оставшейся S: 25,4-3,03=22,37 кг.

2. Весь цинк находится в виде сфалерита.

Масса сфалерита ZnS.

Масса S в ZnS:

65.38 Zn - 32,06 S

6 Zn - x S кг S.

Масса ZnS:

ZnS=6+2,98=8,94 кг.

Масса оставшейся S: 22,37-2,94=19,43 кг.

3. Железо и сера кроме перечисленных выше минералов содержаться еще в пирите и отсутствуют во всех других компонентах пустой породы, что дает возможность определить по остатку количество железа и серы.

Масса пирита (FeS2).

Вся оставшаяся сера пойдет на пирит.

Масса Fe в FeS2:

55,85 Fe - 2?32,06 S

x Fe - 19,43 S кг Fe.

Масса FeS2:

FeS2=19,43+16,9=36,33 кг.

Масса оставшегося Fe: 16,9-16,9=0 кг.

CaO в концентрате присутствует в виде CaCO3.

Масса CaCO3.

Масса CO2 в CaCO3:

56,08 CaO - 44 CO2

3,5 CaO - x CO2 кг CO2.

Все полученные данные сводятся в табл. 4.1.2.

Таблица 4.1.2 - Таблица минералогического состава

Соединение элемент	Cu	Fe	S	Zn	CaO	CO2	SiO2	прочие	Всего
	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	Кг	%	Кг	%	кг	%	кг	%	кг
CuFeS2	12	66,67	10,55	38,43	12,1	32,27											34,65
CuS	6	33,33			3,03	8,08											9,03
ZnS					2,94	7,84	6	100									8,94
FeS2			16,9	61,57	19,43	51,81											36,33
CaCO3									3,5	100	2,75	100					6,25
SiO2													4	100			4
Прочие															0,8	100	0,8
Всего	18	100	27,45	100	37,5	100	6	100	3,5	100	2,75	100	4	100	0,8	100	100

4.2 Расчет основных статей материального баланса

4.2.1 Расчет степени десульфуризации

Анализируя техническую информацию принимаю извлечение меди в штейн согласно данным практики процесс о=90%, следовательно в штейн перейдет:

кг.

В шлак перейдет:

кг.

Содержание меди в штейне принимаем равным 60%, т.к. плавка во взвешенном состоянии обычно проводится на богатые штейны. Тогда штейна образуется:

кг.

По данным практики задаемся штейном следующего состава:

Таблица 4.2.1.1

Cu	Fe	S	O2
60	16,26	22,3	1,44

Пересчитаем содержание на килограммы и занесем в табл. 4.2.1.2.

Таблица 4.2.1.2

Элемент	Масса, кг	Содержание, %
Cu	16,2	60
Fe	4,39	16,26
S	6,02	22,3
O2	0,39	1,44
Всего	27	100

2·63,55 Cu - 159,16 Cu2S

16,2 Cu - x Cu2S кг;

m(S2) в Cu2S = 4,09 кг;

m(Cu) в Cu2S = 16,2 кг.

Осталось серы: m(S)=6,02-4,09=1,93.

Эта сера будет в виде FeS:

32,06 S - 87,91 FeS

1,93 S - x FeS кг;

m(S2) в FeS = 1,93 кг;

m(Fe) в FeS = 3,36 кг.

Осталось железа: m(FeS)=4,39-3,36=1,03 кг.

3·55,85 Fe - 231,55 Fe3O4

1,03 Fe - x Fe3O4 кг;

Кислорода в Fe3O4: m(O2)=1,42-1,03=0,39 кг.

На основании этих расчетов заносим данные в табл. 4.2.1.3.

Таблица 4.2.1.3

Элемент Соединение	Cu	Fe	S	O2	Всего
	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%
Cu2S	16,2	60			4,09	15,15			20,29	75,15
FeS			3,36	12,45	1,93	7,15			5,29	19,59
Fe3O4			1,03	3,81			0,39	1,44	1,42	5,26
Всего	16,2	60	4,39	16,26	6,02	22,3	0,39	1,44	27	100

Тогда степень десульфуризации будет:

.

Полученное значение степени десульфуризации рассчитано как промежуточное (предварительное) значение, так как тепловой баланс автогенной плавки полностью зависит от б. Поэтому, только закончив расчеты по тепловому балансу, где будут рассматриваться тепловые эффекты окисления сульфидов железа, представится возможность убедиться в правильности принятой к расчету степени десульфуризации. Если тепла будет недостаточно, то не исключена коррекция этого показателя.

4.2.2 Особенности расчета материального баланса плавки во взвешенном состоянии

По данным практики принимаем, что 10% от массы концентрата уносится отходящими газами. Минералогический состав концентрата, уносимого с отходящими газами представлен в табл. 4.2.2.1.

Таблица 4.2.2.1 - Минералогический состав концентрата, участвующего в пылеобразовании, кг

Элемент Соединение	Cu	Fe	S	Zn	СаO	СO2	SiO2	Прочие	Всего
CuFeS2	1,2	1,055	1,21						3,465
CuS	0,6		0,303						0,903
FeS2		1,69	1,943						3,633
ZnS			0,294	0,6					0,894
CaCO3					0,35	0,275			0,625
SiO2							0,4		0,4
Прочие								0,08	0,08
Всего	1,8	2,745	3,75	0,6	0,35	0,275	0,4	0,08	10

По принятой технологии эта пыль возвращается в голову процесса, но мы уже имеем пыль не первоначального состава, а несколько измененного, т.к. за то время, что пыль находится в шахте печи она успевает претерпеть некоторые изменения. Принимаем, что высшие сульфиды разлагаются, 10% Cu2S окисляется, оставшаяся сера связана с железом.

Реакции пылеобразования

1. Диссоциация халькопирита:

2CuFeS2>Cu2S+2FeS+0,5•S2

m(CuFeS2)=3,465 кг.

2?183,52 CuFeS2 - 159,06 Cu2S

3,465 CuFeS2 - x Cu2S m(Cu2S)= кг.

m(S) в Cu2S = 0,302 кг;

m(Cu) в Cu2S = 1,198 кг.

2?183,52 CuFeS2 - 2?87,91 FeS

3,465 CuFeS2 - x FeS m(FeS)= кг.

m(S) в FeS = 0,605 кг;

m(Fe) в FeS = 1,055 кг.

m(S)=3,645-1,5-1,66=0,305 кг.

2. Окисление Cu2S

Cu2S+1,5O2>Cu2O+SO2

m(Cu2S)=1,5·0,1=0,15кг.

159,16 Cu2S - 143,1 Cu2O

0,15 Cu2S - x Cu2O m(Cu2O)= кг.

m(О2) в Cu2О = 0,015 кг;

m(Cu) в Cu2О = 0,12 кг.

159,16 Cu2S - 64,06 SO2

0,15 Cu2S - x SO2 m(SO2)= кг.

m(О2) в SО2 = 0,03 кг;

m(S2) в SО2= 0,03 кг.

159,16 Cu2S - 1,5•32 O2

0,15 Cu2S - x O2 m(O2)= кг.

3. Диссоциация ковелина:

2CuS>Cu2S+0,5S2

m(CuS)=0,903 кг.

2•95,61 CuS - 159,16 Cu2S

0,903 CuS - x Cu2S m(Cu2S)= кг.

m(S2) в Cu2S = 0,15 кг;

m(Cu) в Cu2S = 0,6 кг.

2•95,61 CuS - 0,5•64,12 S2

0,903 CuS - x S2 m(S2)= кг.

4. Окисление ZnS

ZnS+1,5O2>ZnO+SO2

m(ZnS)=0,894 кг.

95,61 ZnS - 81,38 ZnO

0,894 ZnS - x ZnO m(ZnO)= кг.

m(О2) в ZnО = 0,147 кг;

m(Zn) в ZnО = 0,6 кг.

95,61 ZnS - 64,06 SO2

0,894 ZnS - x SO2 m(SO2)= кг.

m(О2) в SО2 = 0,259 кг;

m(S2) в SО2 = 0,259 кг.

95,61 ZnS - 1,5•32 O2

0,894 ZnS - x O2 m(O2)= кг.

5. Окисление 50% пирита:

FeS2+2,5O2=FeO+2SO2

m(FeS2)=3,633?0,5=1,82 кг.

119,97 FeS2 - 71,85 FeO

1,82 FeS2 - x FeO m(FeO)= кг.

m(О2) в FeO = 0,248 кг;

m(Fe) в FeO = 0,845 кг.

119,97FeS2-2,5?32O2

1,82 FeS2 - x O2 m(O2)= кг.

119,97 FeS2 - 2?64,06 SO2

1,82 FeS2 - x SO2 m(SO2)= кг.

m(О2) в SО2 = 0,97 кг;

m(S2) в SО2= 0,97 кг.

6. Диссоциация 50% пирита:

FeS2>FeS+0,5S2

m(FeS2)=3,633?0,5=1,82 кг.

119,97 FeS2 - 87,91 FeS

1,82 FeS2 - x FeS m(FeS)= кг.

m(S2) в FeS = 0,485 кг;

m(Fe) в FeS = 0,845 кг.

119,97 FeS2 - 0,5?64,12 S2



1,82 FeS2 - x S2 m(S2)= кг.

В ходе протекающих реакций образуется:

?S2= 0,305+0,153+0,49=0,948 кг.

7. Окисление серы:

0,5S2+O2>SO2

m(S2)=0,948 кг.

0,5•64,12 S2 - 32 O2

0,948 S2 - x O2 m(O2)= кг.

0,5•64,12 S2 - 64,06 SO2

0,948 S2 - x SO2 m(SO2)= кг.

m(О2) в SО2 = 0,944 кг;

m(S2) в SО2= 0,946 кг.

Теоретическое количество кислорода, пошедшее на реакции пылеобразования:

?О2=0,045+0,44+1,21+0,94=2,64 кг.

В результате реакций образовалось: ?SО2=0,06+0,59+1,943+1,88=4,473 кг.

Состав газовой фазы после реакций пылеобразования:

СО2=0,275 кг;

SО2=4,473 кг.

Таблица 4.2.2.2 - Минералогический состав пыли, кг

Элемент Соединение	Cu	Fe	S	Zn	СаO	O2	SiO2	Прочие	Всего
Cu2S	1,68		0,422						2,102
Cu2O	0,12					0,015			0,135
ZnО				0,6		0,147			0,747
FeO		0,845				0,248			1,093
FeS		1,9	1,09						2,99
CaO					0,35				0,35
SiO2							0,4		0,4
Прочие								0,08	0,08
Всего	1,8	2,745	1,512	0,6	0,35	0,41	0,4	0,08	7,897

Таблица 4.2.2.3 - Минералогический состав концентрата (с учетом пыли), пошедшего на штейно- и шлакообразование, кг

Элемент Соединение	Cu	Fe	S	Zn	CaO	O2	СO2	SiO2	Прочие	Всего
CuFeS2	12	10,55	12,1							34,65
Cu2S	1,68		0,422							2,102
CuS	6		3,03							9,03
Cu2O	0,12					0,015				0,135
ZnS			2,94	6						8,94
ZnO				0,6		0,147				0,747
FeS2		16,9	19,43							36,33
FeS		1,9	1,09							2,99
FeO		0,845				0,248				1,093
CaСO3					3,85		2,75			6,6
SiO2								4,4		4,4
Прочие									0,88	0,88
Всего	19,8	30,195	39,012	6,6	3,85	0,41	2,75	4,4	0,88	107,897

Специфика автогенной плавки связана с первичным развитием окислительных процессов в условиях повышенных температур (1400-1600?С) и избытка кислорода. Это приводит в первую очередь к окислению высших сульфидов и только затем к диссоциации с последующим окислением сульфидов и серы.

Исходя из практики заводов, применяющих печи плавки во взвешенном состоянии принимаю, что 30% из всей массы FeS2 окисляется, а остальная часть диссоциирует; 30% CuFeS2 - окисляется, а 70% - диссоциирует. Расчет ведем по данным табл. 4.2.2.3.

1. Окисление 30% пирита:

FeS2+2,5O2=FeO+2SO2

m(FeS2)=32,7?0,3=9,81 кг.

119,97 FeS2 - 71,85 FeO

9,81FeS2 - x FeO m(FeO)= кг.

m(О2) в FeО = 1,31 кг;

m(Fe) в FeО= 4,56 кг.

119,97 FeS2 - 2,5?32 O2

9,81FeS2 - x O2 m(O2)= кг.

119,97 FeS2 - 2?64,06 SO2

9,81FeS2 - x SO2 m(SO2)= кг.

m(О2) в SО2 = 5,24 кг;

m(S2) в SО2= 5,24 кг.

2. Диссоциация 70% пирита:

FeS2>FeS+0,5S2

m(FeS2)=32,7 ?0,7=22,89 кг.

119,97 FeS2 - 87,91 FeS

22,89 FeS2 - x FeS m(FeS)= кг.

m(S2) в FeS = 6,12 кг;

m(Fe) в FeS= 10,65 кг.

119,97 FeS2 - 0,5?64,12 S2

22,89 FeS2 - x S2 m(S2)= кг.

3. Окисление 50% халькопирита:

2CuFeS2+5,5O2>Cu2O+2FeO+4SO2

m(CuFeS2)=31,18?0,5=15,59 кг.

2?183,52 CuFeS2 - 143,1 Cu2O

15,59 CuFeS2 - x Cu2O m(Cu2O)= кг.

m(О2) в Cu2O = 0,68 кг;

m(Cu) в Cu2O = 5,4 кг.

2?183,52 CuFeS2 - 2?71,85 FeO

15,59 CuFeS2 - x FeO m(FeO)= кг.

m(О2) в FeO = 1,36 кг;

m(Fe) в FeO = 4,74 кг.

2?183,52 CuFeS2 - 4?64.06 SO2

15,59 CuFeS2 - x SO2 m(SO2)= кг.

m(О2) в SО2 = 5,43 кг;

m(S2) в SО2= 5,45 кг.

2?183,52 CuFeS2 - 5,5?32 O2



9,35 CuFeS2 - x O2 m(O2)= кг.

4. Диссоциация 50% халькопирита:

2CuFeS2>Cu2S+2FeS+0,5S2

m(CuFeS2)=31,18?0,5=15,59 кг.

2?183,52 CuFeS2 - 159,16 Cu2S

15,59 CuFeS2 - x Cu2S m(Cu2S)= кг.

m(S2) в Cu2S =1,36 кг;

m(Cu) в Cu2S = 5,4 кг.

2?183,52 CuFeS2 - 2?87,91 FeS

15,59 CuFeS2 - x FeS m(FeS)= кг.

m(S2) в FeS = 2,72 кг;

m(Fe) в FeS = 4,75 кг.

2?183,52 CuFeS2 - 0,5?64.12 S2

15,59 CuFeS2 - x S2 m(S2)= кг.

5. Диссоциация ковелина:

2CuS>Cu2S+0,5S2

m(CuS)=8,13 кг.

2•95,61 CuS - 159,16 Cu2S

8,13 CuS - x Cu2S m(Cu2S)= кг.

m(S2) в Cu2S =1,36 кг;

m(Cu) в Cu2S = 5,41 кг.

2•95,61 CuS - 0,5•64,12 S2

8,13 CuS - x S2 m(S2)= кг.

6. Окисление ZnS

ZnS+1,5O2>ZnO+SO2

m(ZnS)=8,05 кг.

97,44 ZnS - 81,38 ZnO

8,05 ZnS - x ZnO m(ZnO)= кг.

m(О2) в ZnО = 1,32кг;

m(Cu) в ZnО = 5,4 кг.

97,44 ZnS - 64,06 SO2

8,05 ZnS - x SO2 m(SO2)= кг.

m(О2) в SО2 = 2,64 кг;

m(S2) в SО2= 2,65 кг.

97,44 ZnS - 1,5•32 O2

8,05 ZnS - x O2 m(O2)= кг.

=16,77+7,47+2,99=27,23 кг.

В штейне нужно оставить 3,36 кг Fe, что в пересчете на FeS составляет 5,29 кг FeS. Тогда остается:

m(FeS)=27,23-5,29=21,94 кг.

=6,76+6,77+2,102=15,63 кг.

В штейне должно быть 20,29 кг Cu2S следовательно не хватает 20,29-15,63=4,66 кг. Это количество получается сульфидированием образовавшегося Cu2O. Необходимо сульфидировать 4,19 кг Cu2O, что составляет 67,42% от всей массы Cu2O.

7. Сульфидировааание 67,42% Cu2O, полученного из халькопирита:

Cu2O+FeS>Cu2S+FeO

m(Cu2O)=0,6742•6,215=4,19 кг.

143,1 Cu2O - 87,91 FeS

4,19 Cu2O - x FeS m(FeS)= кг.

m(S2) в FeS = 0,94 кг;

m(Fe) в FeS= 1,63 кг.

143,1 Cu2O - 159,16 Cu2S

4,19 Cu2O - x Cu2S m(Cu2S)= кг.

m(S2) в Cu2S =0,94 кг;

m(Cu) в Cu2S = 3,72 кг.

143 Cu2O - 71.85 FeO

4,19 Cu2O - x FeO m(FeO)= кг.

m(О2) в FeO = 0,47 кг;

m(Fe) в FeO = 1,63 кг.

На сульфидирование Cu2O требуется 2,57 кг FeS, тогда:

=21,94-2,57=19,37 кг. Это количество FeS окислится.

=6,76+6,77+2,1+4,66=20,29кг, что в пересчете составляет: =16,2 кг. Это как раз то количество меди, которое должно перейти в штейн.

=6,12+1,36+1,36=8,84 кг. В штейне должно быть 6,02 кг серы. Вместе с сульфидами Cu2S и FeS в штейн ушло: 4,09+1,93=6,02 кг серы, а 8,84 кг окислится.

8. Окисление серы:

0,5S2+O2>SO2

m(S2)=8,84 кг.

0,5•64,12 S2 - 32 O2

8,84 S2 - x O2 m(O2)= кг.

0,5•64,12 S2 - 64,06 SO2

8,84 S2 - x SO2 m(SO2)= кг.

m(О2) в SО2 = 8,82 кг;

m(S2) в SО2= 8,84 кг.

Примем, опираясь на информацию о ПВП, что 20% Fe окисляются до магнетита, а остальные 80% - до закиси.

9. Окисление FeS:

FeS+1,5O2>FeO+SO2

m(FeS)=19,37·0,8=15,5 кг.

87,86 FeS - 71,85 FeO

15,5 FeS - x FeO m(FeO)= кг.

m(О2) в FeO = 2,82 кг;

m(Fe) в FeO = 9,85 кг.

87,86 FeS - 1,5?32 O2

15,5 FeS - x O2 m(O2)= кг.

87,86 FeS - 2?64,06 SO2

15,5 FeS - x SO2 m(SO2)= кг.

m(О2) в SО2 = 5,64 кг;

m(S2) в SО2= 5,65 кг.



10. Образование магнетита:

3FeS+5O2>Fe3O4+3SO2

m(FeS)=0,2·19,37=3,87 кг.

3·87,86 FeS - 231,55 Fe3O4

3,87 FeS - x Fe3O4 m(Fe3О4)= кг.

m(О2) в Fe3O4 = 0,94 кг;

m(Fe) в Fe3O4 = 2,46 кг.

3·87,86 FeS - 3•64,06 SO2

3,87 FeS - x SO2 m(SO2)= кг.

m(О2) в SО2 = 1,41 кг;

m(S2) в SО2= 1,41 кг.

231,4 FeS - 5•32 O2

3,87 FeS - x O2 m(O2)= кг.

Из 3,4 кг Fe3O4 в шлак пойдет 1,98 кг.

Для протекания реакций штейно- и шлакообразования требуется 6,54+7,48+3,97+8,82+8,46+2,35=37,62 кг О2. В результате образуется 58,42 кг SO2.

4.2.3 Расчет шлака и флюса

Ниже приведена таблица шлака (без добавки флюса).

Таблица 4.2.3.1

Соединение	Масса, кг	Содержание, %
Cu2O	2,025	4,25
FeO	27,83	58,46
Fe3O4	1,98	4,16
ZnO	7,467	15,69
SiO2	4	8,4
CaO	3,5	7,35
Прочие	0,8	1,68
Всего	47,602	100

Исходя из данных практики содержание FeO и SiO2 в шлаке принимаем:

FeO: 52%;

SiO2: 31,54%.

Принимаем флюс следующего состава:

Таблица 4.2.3.2

SiO2	CaO	FeO	Al2O3	Прочие	Всего
85	3	4	2	6	100

Для дальнейших расчетов необходимо использовать уравнения, где

х - общая масса шлака;

у - масса флюса.

27,83+0,04•у=0,52•х

4+0,85•у=0,3154•х

Сделав промежуточные расчеты, получаем:

у=15,77 кг;

х=55,12 кг.

В итоге получаем флюс следующего состава, кг.

Таблица 4.2.3.3

SiO2	CaO	FeO	Al2O3	Прочие	Всего
13,4	0,47	0,63	0,32	0,95	15,77



Таблица 4.2.3.4.

Fe	O2	SiO2	CaO	Al2O3	Прочие	Всего
кг	%	кг	%	Кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	Кг	%
0,49	3,11	0,14	0,89	13,4	85	0,47	3	0,32	2	0,95	6	15,77	100

Данные по конечному шлаку приводятся в табл. 4.2.3.5.

Таблица 4.2.3.5

Элемент Соед-е	Cu	Fe	Zn	O2	SiO2	CaO	Al2O3	Прочие	Всего
	кг	%	кг	%	кг	%	Кг	%	кг	%	кг	%	Кг	%	кг	%	кг	%
Cu2O	1,8	2,84					0,225	0,35									2,025	3,19
FeO			22,12	34,91			6,34	10									28,46	44,91
Fe3O4			1,43	2,26			0,55	0,86									1,98	3,12
ZnO					6	9,47	1,47	2,32									7,47	11,79
CaO											3,97	6,26					3,97	6,26
Al2O3													0,32	0,5			0,32	0,5
SiO2									17,4	27,46							17,4	27,46
Прочие															1,75	2,76	1,75	2,76
Всего	1,8	2,84	23,55	37,17	6	9,47	8,58	13,53	17,4	27,46	3,97	6,26	0,32	0,5	1,75	2,76	63,375	100

Некоторое несоответствие процентного содержания FeO и SiO2 связано с наличием в шлаке большого количества Zn.

4.2.4 Расчет газовой фазы и дутья

Теоретически необходимое количество кислорода равно:

?m(O2)=2,64+37,62=40,26 кг.

В процессе применяется воздушное дутье, обогащенное кислородом до 40%. Таким образом состав дутья по массе:

40% О2;

60% N2.

О2=кг;

N2=кг.

;

m(дутья)=кг.

Это количество тепла теоретически необходимое для протекания реакций окисления. Реально же его должно быть:

m(дутья)=93,1•1,15=107,06 кг.

Тогда:

m(O2)=107,06•0,4324=46,29 кг;

m(N2)= 107,06•0,5676=60,77 кг.

Масса кислорода, содержащегося в газовой фазе:

m(O2)=(107,06-93,1)•0,4324=6,04 кг;

m(SO2)=4,473+58,42=62,9 кг.

Эти данные заносим в таблицу газового состава.



Таблица 4.2.4.1

Газ	Масса, кг	Содержание по массе, %	Объем, м3	Содержание по объему, %
SO2	62,9	47,31	22,01	28,59
O2	6,04	4,54	4,32	5,61
N2	60,77	45,7	48,62	63,16
СО2	2,75	2,07	1,4	1,82
H2O	0,5	0,38	0,63	0,82
Всего	132,96	100	76,98	100

Масса кислорода, если учесть содержание в SO2 m(O2)=37,46.

V(SO2)= моль V(SO2)=0,98•22,4=22,01 м3;

V(O2)=моль V(O2)=0,19•22,4=4,23 м3;

V(N2)=моль V(N2)=2,17•22,4=48,62 м3;

V(СO2)= моль V(СO2)=0,06•22,4=1,4 м3;

V(H2O)=моль V(H2O)=0,028•22,4=0,63 м3;

Все данные сводим в таблицу материального баланса.

Материальный баланс плавки

Таблица 4.2.4.2 - Статьи прихода материального баланса

Элемент	Cu	Zn	Fe	S	O2	N2	SiO2	CaO	Al2O3	H2O	CO2	Прочие	Всего
	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	Кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	Кг	%	кг	%	кг	%	кг
Конц-т	18	18	6	6	27,45	27,45	37,5	37,5					4	4	3,5	3,5					2,75	2,75	0,8	0,8	100
Влага																			0,5	100					0,5
Пыль	1,8	22,8	0,6	7,6	2,745	34,75	1,512	19,14	0,41	5,2			0,4	5,06	0,35	4,44							0,08	1,01	7,9
Флюс					0,49	3,13			0,14	0,87			13,4	85	0,47	3	0,32	2					0,95	6	15,77
Дутье									46,29	43,24	60,77	56,76													107,06
Всего	19,8	6,06	30,685	39,012	46,84	60,77	17,8	4,32	0,32	0,5	2,57	1,83	231,23

Статьи расхода материального баланса

Элемент	Cu	Zn	Fe	S	O2	N2	SiO2	CaO	Al2O3	H2O	CO2	Прочие	Всего
	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	Кг	%	кг	%	Кг	%	кг	%	Кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг
Штейн	16,2				4,39		6,02		0,39																27
Шлак	1,8	2,84	6	9,47	23,55	37,17			8,58	13,53			17,4	27,46	3,97	6,26	0,32	0,5					1,75	2,76	63,37
Пыль	1,8		0,6		2,745		1,512		0,41				0,4		0,35								0,08		7,9
Газ.фаза							31,48	23,68	37,46	28,17	60,77	45,7							0,5	0,38	2,75	2,07			132,96
Всего	19,8	6,06	30,685	39,012	46,84	60,77	17,8	4,32	0,32	0,5	2,57	1,83	231,23

4.3 Расчет основных статей теплового баланса плавки

При расчете теплового баланса необходимо вычислить тепло, приносимое в печь исходными материалами и образующимися при протекании экзотермических реакций, а также тепло, выносимое из печи конечными материалами, уносимое газовой фазой, шлаком и штейном, а также поглощаемое эндотермическими реакциями.

4.3.1 Расчет тепловых эффектов химических реакций

Тепловые эффекты реакций рассчитываются как разность сумм произведений тепловых эффектов образования конечных продуктов реакции на их количество (число молей) и произведений тепловых эффектов образования начальных продуктов реакции на их количество. Тепловые эффекты образования химических веществ при заданной температуре рассчитываются по формуле:

,

где - тепловые эффекты образования химических веществ при температуре 298 К, кДж/моль; a, b - термодинамические коэффициенты мольной теплоемкости, Дж/моль•К; Т - абсолютная температура, К.

Чтобы рассчитать тепловой эффект реакции, в которой участвуют определенные массы реагентов, необходимо умножить величину на коэффициент , где m - масса одного из веществ, участвующих в химической реакции, г; М - молярная масса этого вещества, г/моль; s - стехиометрический коэффициент вещества в уравнении химической реакции.

Принимаю, что химические реакции, протекающие в процессе плавки во взвешенном состоянии идут при температуре 1600?С (1873 К). Величины , a, b для каждого соединения находятся по химическому справочнику термодинамических величин [5].

FeS2+2,5O2=FeO+SO2

Это тепло выделится при образовании 1 моля FeO. В результате этой реакции образовалось 6,96 кг FeO.

моль FeO.

Таким образом, количество тепла выделившегося в ходе реакции будет:

кДж.

2. FeS2>FeS+0,5S2



Такое количество тепла потребуется для вступления в реакцию 1 моля FeS2. В реакцию вступило 24,71 кг FeS2.

моль.

кДж.

3. 2CuFeS2+5,5O2>Cu2O+2FeO+4SO2

Т.к. в справочнике не представлено никаких данных о CuFeS2 заменяем их значениями для FeS.

Такое количество тепла выделится при образовании 1 моля Cu2O. В результате реакции выделилось 6,215 кг Cu2O.

моль.

кДж.

4. 2CuFeS2>Cu2S+2FeS+0,5S2



Такое количество тепла потребуется для вступления в реакцию 2 молей CuFeS2. В реакцию вступило 19,055 кг CuFeS2.

моль.

кДж

5. 2CuS>Cu2S+0,5S2

Такое количество тепла потребуется для вступления в реакцию 2 моля CuS. В реакцию вступило 9,033 кг CuS.



моль.

кДж.

6. ZnS+1,5O2>ZnO+SO2

Такое количество тепла выделится при образовании 1 моля ZnO. В результате реакции образовалось 13,42 кг ZnO.

моль.

кДж.

7. Cu2O+FeS>Cu2S+FeO



Это количество тепла выделится при образовании 1 моля Cu2S. В результате реакции образовалось 4,66 кг Cu2S.

моль.

кДж.

8. 0,5S2+O2>SO2

Такое количество тепла выделится при окислении 0,5 моля серы. В реакцию вступило 9,783 кг S.

моль.

кДж.

9. FeS+0,5O2>FeO+SO2



Это количество тепла выделится при образовании 1 моля FeO. В результате этой реакции образуется 12,67 кг FeO.

моль.

кДж.

10.3FeS+5O2>Fe3O4+3SO2

Тепло выделяется при образовании 1 моля магнетита. В результате реакции образовалось 3,4 кг магнетита.

моль.

кДж.

Суммарный тепловой эффект от протекания данных реакций:

=-65687+84138-132595+15527,9+10765,7-72138-5721-109731-150470,6=-425911кДж.4.3.2 Расчет статей прихода тепла

Тепло, вносимое в печь загружаемыми материалами, равно сумме произведений количества молей компонентов на их теплоемкости и абсолютные температуры.

,

где a, b - коэффициенты теплоемкости;

М - молярная масса данного компонента;

m - масса данного компонента;

Т - температура при которой загружают материал.

Тепло, содержащееся в исходном материале

Исходный материал представляет собой хорошо перемешанный медный концентрат с флюсом, предварительно подсушенный в барабанных сушилках и загружаемый с температурой 300?С или 573 К.

CuFeS2

m=31,18 кг.

Т.к. данных по халькопириту нет принимаем коэффициенты a и b равными коэффициентам для FeS.

кДж.

CuS

m=8,13 кг.

кДж.

ZnS

m=8,05 кг.

кДж.

FeS2

m=32,7 кг.

кДж.

CaCO3

m=5,975 кг.

кДж.

SiO2

m=17,8 кг.

кДж.

Итого: =14222,9+2469,4+2474,4+12177,9+4008+11329=46681,6 кДж.

Тепло с дутьем

Из анализа теплового баланса сделан вывод о том, что необходимо дутье типа дутья обогащенного кислородом до 40%, причем подогретое до 27?С или 300К.

N2

m=60,77 кг.

кДж.

О2

m =46,29 кг.

кДж.

Итого: =18986,8+14094,4=33,81,2 кДж.

4.3.3 Расчет статей расхода тепла

Расход тепла обусловлен тем, что тепло при плавке выносится с конечными материалами, т.е. штейном, шлаком, пылью, газами, а также теряется за счет эндотермических реакций.

Тепло, уходящее со штейном

Штейн состоит из сульфидов мели и железа, а также магнетита. Температура штейна равна 1200?С или 1473 К.

Cu2S

m=20,29 кг.

кДж.

FeS

m=5,29 кг.

кДж.

Fe3O4

m=1,42 кг.

кДж.

Итого: =43477+26300,6+3559,6=73337,2 кДж.

Тепло, уходящее со шлаком

Шлак представляет собой расплав оксидов железа, меди, цинка и др. Температуру шлака принимаю равной 1300?С или 1573 К.



Cu2O

m=2,025 кг.

кДж.

ZnO

m=7,47 кг.

кДж.

Fe3O4

m=1,98 кг.

кДж.

FeO

m=26,3 кг.

кДж.

CaO

m=3,97 кг.

кДж.

SiO2

m=17,4 кг.

кДж.

Al2O3

m=0,32 кг.

кДж.

Итого: ?Q=2286,2+8231,6+5580,7+37047,4+46054,2+6327,6+665,4=106193,1кДж.



3. Тепло, уходящее с пылью

Пыль уходит из печи вместе с газовой фазой при температуре 1300?С или 1573 К. Тогда с 7,9 кг пыли будет потеряно:

Q=m•C•t,

где С - теплоемкость пыли, С=0,69 .

?Qпыли=7,9?0,69?1573 =8574,4 кДж.

4. Тепло, уходящее с газовой фазой

Температура газовой фазы принимается равной 1300?С или 1573 К.

SO2

m=62,89 кг.

кДж.

N2

m=60,77 кг.

кДж.

CO2

m=2,75 кг.

кДж.

H2O

m=0,5 кг.

кДж.

Итого: ?Q=90451,5+91807,7+5737,5+2047= 190043,7 кДж.



После этого рассчитаем суммарное количество тепла, приходящего и уходящего из печи, учтя тепловые эффекты экзотермических (приход тепла) и эндотермических (расход тепла) реакций.

Всего пришло тепла:

?Qприход=536342,6+46681,6+33081,2=616105,4 кДж.

Тепло, уходящее из печи: ?Qрасход=73337,2+106193,1+10853,7+110431,6+190043,7= 490859,3 кДж.

Результаты расчета теплового баланса сводим в табл. 4.3.3.1.

Тепловой баланс плавки

Таблица 4.3.3.1 - Таблица теплового баланса

Статья прихода	кДж	%	Статья расхода	КДж	%
Тепло экзотермических реакций	536342,6	87,05	Тепло эндотермических реакций	110431,6	17,92
Тепло исходного материала	46681,6	7,58	Тепло шлака	106193,1	17,24
Тепло в дутье	33081,2	5,37	Тепло штейна	73337,2	11,90
			Тепло пыли	8574,4	1,39
			Тепло газовой фазы	190043,7	30,85
			Потери тепла во внешнюю среду (по разности)	127525,4	20,7
Итого	616105,4	100	Итого	616105,4	100

Вывод: из полученных расчетов следует, что процесс плавки во взвешенном состоянии возможен, т.к. статьи прихода тепла больше статей расхода по числовому значению.

4.4 Выбор и расчет числа печей

По заданию годовая производительность 1000000 т/год. Печь с учетом остановок работает 335 суток в году. Следовательно, суточная производительность будет: =2985 т/сут.

Выбираем печь производительностью 12 т/м2 .Данные по ее основным размерам в табл. 4.4.1.

Таблица 4.4.1

Высота реакционной шахты, м	8,88
Диаметр реакционной шахты, м	3,7
Длина отстойной камеры, м	18,5
Высота отстойной камеры, м	1,8
Ширина отстойной камеры, м	4,5

F=18,5?4,5=83,25 м2;

83,25?12= 1000 т/м2.

=2,98 шт.

Из этого делаем вывод, что необходимо установить 4 печи (три рабочие и одна резервная).

Глава 5. Специальная часть

5.1 Анализ потенциальных и технических возможностей автогенной плавки недодутых медных штейнов до черновой меди в ПВП

В технологии производства меди из руд и концентратов важное место занимает конвертирование медных штейнов. Среди положительных факторов конвертирования обычно отмечают: автогенность, высокую производительность, технологическую простоту, примитивность обслуживания. При этом сторонники этого передела, в лучшем случае не касаются отрицательных сторон, как самого процесса, так и конвертера. Среди них:

периодичность процесса;

значительные выбросы сернистых газов, что приводит к катастрофическому нарушению экологической обстановки, с одной стороны, и нарушению процесса утилизации газов - с другой;

короткая межремонтная компания;

значительные затраты, так называемого “ручного труда” - фурмовка, уборка и т.п.;

и другие.

Особенно неприглядно выглядит конвертирование в технологической связке с современными автогенными плавками, реализуемыми непрерывно, позволяющими полностью утилизировать технологические газы, минимизирующие “ручной” труд. В ходе освоения некоторых из них (КФП “Норанда”) было найдено возможным заканчивать плавку образованием черновой меди. Однако, чрезмерно высокое содержание меди в шлаках (до 8-15%) сдерживает интерес к подобным технологиям[8].

По другому пути пошла фирма “Оутокумпу”. По ее сведениям переработка медных концентратов проводится в двух печах взвешенной плавки. Первая ПВП обеспечивает плавку до богатого штейна, который потом охлаждают в воде и измельченным подвергают автогенной плавке в другой, меньшей по размерам ПВП до черновой меди. Шлаки второй ПВП сливают в первую, где обеспечивается их обеднение до отвального содержания по меди. Фирма не раскрывает технологические условия второй плавки - до черновой меди, что позволяет, по сути, отказаться от традиционного конвертирования, со всеми его минусами.

Мы делаем попытку теоретического осмысления этих сообщений, тем более что для России, крупнейшего производителя меди, конвертирование пока является настолько обязательным и необходимым, насколько и обременительным переделом. Вот почему представляется целесообразным поиск новых технологических решений варки меди из штейнов.

Аналогом поставленной задачи является переработка медных концентратов, получаемых при флотационном разделении медно-никелевых файнштейнов в вертикальных конвертерах (КВК) на техническом кислороде. По химическому составу эти медные концентраты возможно уподобить белому матту, образующемуся после первого периода конвертирования, когда в результате окисления расплава сульфида меди образуется медь черновая.

Разработчики автогенной варки меди из медных концентратов, получаемых при разделении медно-никелевых файнштейнов, очевидно полагали, что, вдувая техническим кислородом флотационный медный концентрат (Cu2S) обеспечат последовательное развитие следующих процессов - частичное окисление Cu2S до Cu2О, частичное расплавление Cu2S и последующий реакционный контакт Cu2S с Cu2О, что должно привести к образованию меди. Но этого не произошло!

Пришлось вернуться к старой технологии, когда весь медный концентрат расплавляли в отражательной печи и расплав Cu2S продували в горизонтальном конвертере до черновой меди. В настоящее время расплавлению подлежит часть концентрата в отражательной печи, которую затем переводят в КВК и в расплав вбрасывают, загружают окисляемую техническим кислородом другую большую часть Cu2S. Процесс сопровождается огромными выбросами с газовой фазой оксидно-сульфидной массы, газоходы зарастают мгновенно, а газовую фазу невозможно протащить через газоход от чего в недопустимых условиях приходится работать обслуживающему персоналу и огромные издержки несет окружающая среда.

Эти примеры свидетельствуют, что, несмотря на сравнительно ясный химизм формирования меди из расплавленного сульфида в окислительных условиях, он практически не реален при окислении твердого сульфида меди. Необходимы специфические условия, которые обеспечивали бы параллельное развитие частичного оплавления сульфида меди с частичным его окислением, и при этом тепловой баланс позволял взаимодействовать закиси меди с ее расплавленным сульфидам.

Проведем анализ условий окислительного плавления медных концентратов в КВК (практика “Североникель”) при двух режимах: с отсутствием расплава Cu2S и при наличии расплава Cu2S на подине.

При отсутствии расплава Cu2S.

В качестве газа - носителя и окислителя используется технический кислород. При этом ожидается, что тепла окисления Cu2Sт не только для теплового баланса системы конвертер - процесс - среда, но и для расплавления не менее 30% вдуваемого концентрата и реализации эндотермического процесса: Cu2Sж + 2 Cu2От,ж = 6Cu ж +SO2. Отсюда следует, что прихода тепла за счет реакции: Cu2Sт + 1,5 О2= Cu2О+SO2+Q должно хватать на:

расплавление Cu2Sт Cu2Sж;

реакцию Cu2Sж + 2 Cu2От,ж = 6Cu ж +SO2;

перегрев меди до 1200С;

потери тепла с отходящими газами;

потери тепла через стенки конвертера.

Приход тепла

Примем, что одноразовой загрузке подвергается 100 кг Cu2S, однако окисляется только 2/3, т.е. 66,7 кг для чего требуется кислорода:

Cu2Sт + 1,5 О2= Cu2О + SO2

М 159 48 143 64

-Н ккал/моль 19,6 40,76 70,96

кг или .

Образуется: кг или .

Q=40,76+70,96-19,6=92,12 ккал/моль или 385,98 кДж.

Тепловой эффект обеспечивает приход тепла на 66,7 кг Cu2S в 161,92 кДж.

Расход тепла

плавление 33,3 кг Cu2S:

Lпл=2,6 ккал/моль, Тпл=1403К.

На нагрев от 30С до 1130С:

Q=mCt;

С (кал/мольград) при t от 623 до 1400С = 20,32.

Q=33,3(1130-30)20,32=0,20920,321100=4671,6 кал=19,574 кДж.

На плавление:

, т.е.

ккал/моль или 14,89 кДж.



Всего на плавление 33,3 кг Cu2S, т.е. на фазовый переход Cu2Sт Cu2Sж при 1300С надо тепла: 19,574+14,89=34,464 кДж.

На реакцию:

Cu2Sж + 2 Cu2От,ж = 6Cu ж +SO2.

-Н ккал/моль 19,6 40,76 70,96

Q=-70,96+19,6+240,76=30,16 ккал/моль или 126,370 кДж.

В расчете на 33,3 кг Cu2S, т.е. но 0,209 моля потребности тепла равны:

126,370,209=26,41 кДж.

Потребность в тепле на плавление 33,3 кг Cu2S и реакцию равны:

34,464+26,41=60,874 кДж.

Таким образом, тепла выделяющегося при окислении Cu2S достаточно для нагрева и плавления 1/3 загрузки, к тому же остается почти 100 кДж, которые распределяются между газовой фазой, пылью и потерями через кладку.

Процесс образования меди фактически протекает на фоне изменения состава, температуры и объема газовой фазы, при этом на 1,5 моля О2 образуется 1,5 моля SО2 (при условии реализации реакции ( )). Окисление 66,7 кг Cu2S требует 20,14 кг О2 или 14,1 при 30С. При этом образуется 26,85 кг SО2 или 9,4 . В результате нагрева газов до 1200С их объем резко возрастает до: при этом рабочий объем 30 т КВК равен 38 м3 [8]. Расчеты выполнены на 100 кг концентрата, в то время как ежеминутно в конвертер в режиме варки загружают 500 кг концентрата [8], т.е. ежеминутно через объем 38 м3 должно пройти 50,725=253,6 м3 газа с t=1200С (и это без учета пыли!). Газовая фаза, безусловно, поднимает микронные частицы и окисленные, и сульфидные, и твердые, и расплавленные, что не позволяет формироваться ни расплаву сульфида, ни развитию процесса образования меди.

При наличии расплава Cu2S.

В принципе безразлично сколько тонн расплава будет находится, лишь бы эффективно использовался объем конвертера, да хватало закиси меди для проведения реакционного образования меди. Но обычно объем (вес) загрузки расплава составляет 10-20 т, на которые в соответствии со стехиометрией реакции образования меди загружают 20-40 т закиси меди [8]. В этом случае с процесса окисления концентрата снимается задача формирования расплава Cu2S. Тем самым и тепловой баланс лучше подготовлен к реализации эндотермической реакции: Cu2Sж + 2 Cu2От,ж = 6Cu ж +SO2. Загрузка сухого концентрата осуществляется всем количеством кислорода, обеспечивающим полное окисление загружаемого сухого сульфида меди, что обеспечивает определенный перегрев образующейся закиси меди, возможно с расплавлением ее, и с, безусловно, большей реакционной способностью, чем в первом варианте.

Отмеченные выше обстоятельства и являются гарантом образования меди, необходимо лишь обеспечить условия, при которых ликвация меди открывала бы поверхность расплава Cu2S для контакта с подлетающей закисью меди и разница плотностей меди (8,9) и сульфида (5,4) это обеспечивает, не следует лишь торопиться. На практике обычно при расходе концентрата 0,5 т/мин требуется кислорода 60-80 м3/мин [8].

Как промежуточные выводы можно отметить, что на процесс формирования меди из сульфида и закиси влияют не только температура, состав газовой фазы, но и массообмен и гидродинамические явления, сопровождающие окисление сульфида меди.

Процесс формирования расплава должен опережать процесс окисления части Cu2S до Cu2О, так как сама по себе закись меди в данном процессе никому не нужна. Как этого добиться? Очевидно с помощью сульфида железа, который по патенту [11] оставляют в богатом недодутом штейне. Вопрос в том, сколько оставлять и как проводят реальный процесс варки меди. Какими критериями обусловлено количество оставляемого FeS в недодутом штейне.

Не задаваясь конкретным содержанием FeS, проанализируем вероятный механизм окисления богатого штейна при ограниченном содержании FeS и сопутствующие ему физические явления в условиях взвешенной плавки. Процесс должен управляться кислородом дутья, которое определяет, во-первых, тепловой баланс, и, во-вторых, материально-качественный баланс. Следует признать, что избытка кислорода не должно быть по ряду причин. Очевидно при этом и то, что часть сульфида меди (1/3) не должна окисляться, а должна расплавляться. Поэтому, предельное (теоретическое) количество кислорода должно обеспечивать окисление FeS и 2/3 Cu2S.

В реальном процессе именно так все и происходит: окисляется FeS, его концентрация термодинамическое преимущество - защитные свойства исчезают и параллельно, по нарастающей происходит окисление Cu2S. При этом тепловой баланс обеспечивается двумя экзотермическими реакциями: Cu2Sт + 1,5 О2 = Cu2О + SO2 тепловой эффект которой рассчитан ранее и окисления сульфида железа тепловой эффект которой рассчитывается:

FeSт + 1,5 О2= FeО + SO2

М 87,85 48 71,85 64

-Н ккал/моль 24,0 63,3 70,96

Q=-70,96-63,3+24=100,26 ккал/моль или 458,68 кДж.

В расчете на 1 кг FeS (1% к 100 кг Cu2S) тепла выделится: 5,22 кДж.

Будем исходить из того, что недодутый штейн содержит 100 кг Cu2S и некоторое количество сульфидного железа, присутствие которого обеспечивает процесс избытком тепла, при этом снижается окислительный потенциал газовой фазы, что не допускает переокисления сульфида меди, способствуя расплавлению определенной части его.

Ранее найдено, что на расплавление 33,3 кг Cu2S необходимо 34,464 кДж.

Окисление 1 кг FeS по реакции сопровождается выделением 5,22 кДж, следовательно плавление 33,3 кг Cu2S может быть теоретически обеспечено теплотой окисления: кг сульфидного железа.

Целевое сохранение в недодутом штейне 6,6% FeS на повторную, будем ее называть плавку - конвертирование во взвешенном состоянии ставит перед исполнителями вопрос о флюсах для оптимизации состава шлака. Теоретическая оценка в первую очередь должна быть направлена на использование кварцевого флюса.

Окисление 6,6 кг FeS приведет к образованию кг SiО2. Таким образом. Теоретический выход шлака составит примерно: 5,4+2,26=7,7 кг. При плотности шлака 3,5 т/м3 его объем составит: дм3, т.е. 2,2 литра шлака на 100 кг сульфида меди, трансформирующегося в ходе процесса в 80 кг меди. Возможно высказать мнение, что рассчитанный объем шлака не мешает закончить процесс автогенной варки меди из недодутого медного штейна в режиме взвешенной плавки.

Таким образом, проведенный анализ основных условий автогенной варки меди из богатых штейнов, содержащих около 7% сульфидного железа свидетельствует о высокой вероятности получения меди в печах ПВП минуя горизонтальные конвертера и обеспечивая при этом благоприятные условия реализации непрерывного технологического процесса с максимально возможной утилизацией газовой фазы.



Глава 6. Контроль и автоматизация производства

6.1 Автоматизация и связь

В данной части рассматриваются процессы автоматизации комплекса печи ПВП.

Объекты, располагаемые в существующем здании плавильного цеха:

система подачи шихты и топлива в ПВП;

система подачи воздуха и кислородно-воздушной смеси в ПВП;

система охлаждения газов и подача их на очистку и утилизацию.

Контролируемые среды - вода, пар, кислород, воздух, шихта, отходящие газы печей, штейн и шлак.

Автоматическое регулирование и контроль технологических процессов объектов существующего плавильного цеха организованы централизовано со щита оператора. Сигнал аварии от объектов дублируется на центральный щит оператора плавильного цеха. Автоматизация технологических процессов выполнена с использованием государственной электрической схемы приборов ГСП на базе серийно выпускаемых:

микроэлектронных приборов системы “Каскад-2” завода тепловой автоматики г. Москва;

аналоговых приборов А-542 завода “Теплоприбор” г. Челябинск, узкопрофильных - завода “Вибратор” г. Санкт-Петербург;

приборов системы “Сапфир” завода “Манометр” г. Москва.

Для контроля уровня шихты в бункере предусматриваются акустические уровнемеры ЭХО-5 завода “Староруссприбор” и емкостные РОС 101 завода “Теплоприбор” г. Рязань.

Для контроля температуры воды на сливе из водоохлаждаемых элементов печи предусматривается устройство многоканальной сигнализации УМС завода “Теплоприбор” г. Челябинск.

Контроль состава отходящих газов из печи ПВП и по газовому тракту на О2, SО2 предусматривается дистанционно со щита оператора с помощью массоспектрометрической системы “Фтиан” ПО “Электрон” г. Сумы.

Контроль температуры штейна и шлака предусматривается с помощью пирометров АПИР-С.

Печь ПВП предназначена для автогенной плавки шихты на штейн с непрерывной загрузкой и непрерывной выгрузкой штейна и шлака. Плавка ведется на дутье, обогащенном кислородом. Охлаждение печи водяное.

Объем автоматизации печи обеспечивает:

автоматическое регулирование процесса плавки;

дистанционный контроль параметров со щита оператора;

аварийную сигнализацию отклонения параметров от нормы;

автоматику безопасности печи и кислородоснабжения в аварийных ситуациях.

Автоматические регуляторы предусматривают:

регулирование соотношения кислород-воздух воздействием на регулирующий клапан на трубопроводе воздуха к смесителю;

регулирование соотношения руда-кислород с коррекцией на содержание кислорода в кислородно-воздушной смеси воздействием на регулирующий клапан на трубопроводе кислорода;

регулирование температуры отходящих газов перед дымососом воздействием на регулирующий клапан на трубопроводе подсоса воздуха из атмосферы.

Предусматривается дистанционный контроль и сигнализация следующих параметров:

температура воздуха, кислорода, отходящих газов, пода печи (с сигнализацией предельных значений) штейна и шлака;

температура воды на сливе из водоохлаждаемых элементов печи (с сигнализацией предельных значений);

расход воды, кислорода, воздуха;

веса и уровня материалов в бункерах (с сигнализацией предельных значений).

Автоматика безопасности (тепловой защиты) и кислородоснабжения печи предусматривает:

автоматическую отсечку воздуха при падении давления воздуха;

автоматическую отсечку КВС перед печью при падении и повышении давления воздуха и кислорода.



Глава 7. Технико-экономическая часть

7.1 Организация производства

Режим работы плавильного участка - непрерывный. Производство характеризуется работой с вредными условиями труда, что обуславливает продолжительность рабочей недели - 36 часов.

Таблица 7.1.1

Смена

Числа месяца

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

14

15

16

1

А

А

А

А

А

А

Б

Б

Б

Б

Б

Б

В

В

В

В

2

Б

Б

Б

Б

Б

В

В

В

В

В

В

Г

Г

Г

Г

Г

3

В

В

В

В

Г

Г

Г

Г

Г

Г

Д

Д

Д

Д

А

А

4

Г

Г

Г

Д

Д

Д

Д

А

А

А

А

А

А

Б

Б

Б

Отдых

Д

-

-

Г

В

Б

А

Д

-

-

Г

В

Б

А

Д

-

Числа месяца

17

18

19

20

21

22

23

24

25

26

27

28

В

В

Г

Г

Г

Г

Г

Г

Д

Д

Д

Д

Г

Д

Д

Д

Д

А

А

А

А

А

А

Б

А

А

А

А

Б

Б

Б

Б

Б

Б

В

В

Б

Б

Б

В

В

В

В

В

В

Г

Г

Г

-

Г

В

Б

А

Д

-

-

Г

В

Б

А

Четырехсменный график работы, рабочая смена - 6 часов. Бригады А, Б, В, Г - основные, Д - подменная. Обратное чередование смен: 1-4-3-2-1. Полный цикл - 28 дней. При переходе из первой смены в четвертую отдых составляет 60 часов, при переходе 4-3, 3-2, 2-1 отдых составляет 36 часов.

Таблица 7.1.2 - Годовой баланс рабочего времени одного рабочего

№ п/п	Показатели	Прерывное производство	непрерывное производство
1	Календарный фонд времени в году	365	365
2	выходные и праздничные дни	115	52
3	номинальный фонд рабочего времени	251	313
4	невыходы на работу по причине:
	очередного и дополнительного отпуска	45	53
	по болезни	2	3
	выполнение общественных и государственных обязанностей	1	2
	льготные дни, отпуска учащимся	1	1
	отпуска по беременности	2	0
	итого невыходов на работу	51	59
5	используемый фонд рабочего времени	200	254
6	коэффициент перехода от явочного количества рабочих к списочному	1,25	1,44

7.2 Расчет технико-экономических показателей

7.2.1 Расчет списочной численности трудящихся

Определяется явочная численность в смену, по данным предприятия. Далее определяется явочная численность рабочих в сутки и перемножается на коэффициент перехода от явочного количества рабочих к списочному.

Таблица 7.2.1.1 - Расчет списочной численности рабочих

Наименование участка и профессии рабочих	Явочная численность в смену, чел	Количество смен в сутки	Явочная численность в сутки, чел	Коэффициент списочного состава	Списочная численность, чел
Плавильный участок:
Плавильщик	1	4	4	1,44	6
Плавильщик	2	4	8	1,44	12
Плавильщик	2	4	8	1,44	12
Машинист крана	1	4	4	1,44	6
Машинист крана	1	4	4	1,44	6
Итого:	7		28		42
Дежурная служба:
Электромонтер	1	4	4	1,44	6
Электрогазосварщик	1	4	4	1,44	6
Слесарь-ремонтник	1	4	4	1,44	6
Слесарь КИПиА	1	4	4	1,44	6
Итого:	4		16		24
Ремонтная служба:
Слесарь-ремонтник	1	1	1	1,25	1
Слесарь-ремонтник	1	1	1	1,25	1
Электрогазосварщик	1	1	1	1,25	1
Электрогазосварщик	1	1	1	1,25	1
Электромонтер	2	1	2	1,25	3
Слесарь КИПиА	1	1	1	1,25	1
Итого:	7		7		8
Всего	18		51		74

7.2.2 Расчет фонда заработной платы

Фонд заработной платы рассчитывается отдельно для основных производственных рабочих, ремонтных, дежурных и специалистов.

Труд всех рабочих оплачивается согласно принятой системы оплаты труда на предприятии, отдельно или повременно. За выполнение и перевыполнение плановых заданий может выплачиваться премия в соответствии с положением о премировании, принятом на данном предприятии. В расчете фонда заработной платы учитывается районный коэффициент и полярные надбавки.

Таблица 7.2.2.1 - Расчет годового фонда заработной платы рабочих по проектируемому участку

№	Наименование участка и профессии рабочих	Явочная численность в смену, чел	Количество смен в сутки	Явочное число рабочих в сутки, чел	Коэффициент списочного состава	Списочная численность, чел	Число рабочих смен на одного рабочего в течение года	Число смен, подлежащих отработке всеми рабочими	Номер тарифной сетки	Разряд	Тарифная ставка в смену, руб	Дневная тарифная ставка на установленную продолжительность смены, руб
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12	13
	Плавильный участок:
1	Плавильщик (6)	1	4	4	1,44	6	254	1460	2	6	177,65	177,65
2	Плавильщик (5)	2	4	8	1,44	12	254	2920	2	5	152,45	152,45
3	Плавильщик (4)	2	4	8	1,44	12	254	2920	2	4	135,5	135,5
4	Машинист крана (5)	1	4	4	1,44	6	254	1460	4	5	87,6	87,6
5	Машинист крана (4)	1	4	4	1,44	6	254	1460	4	4	81,7	81,7
	Итого:	7		28		42
	Дежурная служба:
6	Электромонтер (5)	1	4	4	1,44	6	254	1460	-	5	79,8	79,8
7	Электрогазосварщик (4)	1	4	4	1,44	6	254	1460	-	4	65,2	65,2
8	Слесарь-ремонтник (5)	1	4	4	1,44	6	254	1460	-	5	79,5	79,5
9	Слесарь КИПиА (4)	1	4	4	1,44	6	254	1460	-	4	71,3	71,3
	Итого:	4		16		24
	Ремонтная служба:
10	Слесарь-ремонтник (6)	1	1	1	1,25	1	200	251	15	6	87,6	87,6
11	Слесарь-ремонтник (5)	1	1	1	1,25	1	200	251	-	5	79,5	79,5
12	Электрогазосварщик (5)	1	1	1	1,25	1	200	251	-	5	79,5	79,5
13	Электрогазосварщик (4)	1	1	1	1,25	1	200	251	-	4	71,3	71,3
14	Электромонтер (4)	2	1	2	1,25	3	200	502	-	4	71,3	71,3
15	Слесарь КИПиА (4)	1	1	1	1,25	1	200	251	-	4	71,3	71,3
	Итого:	7		7		8
	Всего	18		51		74
Основная заработная плата	Итого основной фонд,руб	Дополнительная зарплата	Итого дополнительный фонд зарплты	Всего основной и дополнительный фонды зарплаты, руб
Годовой тарифный фонд заработной платы, руб	Премия	Доплата	Итого фонд зарплаты, руб	Районный коэффициент	Полярные надбавки		Очередной отпуск
	Процент, %	Сумма, руб	За работу в ночное время	Праздничные дни					Продолжительность, чел-дни	Сумма, руб	Исполнение государственных обязанностей
14	15	16	17	18	19	20	21	22	23	24	25	26	27
259369	50	129684,5	17118,35	7106	413277,85	206638,9	330622,3	950539,06	318	194899,8	7354,71	202254,5	1152793,59
445154	50	222577	29380,16	12196	709307,16	354653,6	567445,7	1631406,48	636	334505,8	12622,86

Подобные документы

• Расчет комплекса печи для плавки медного сульфидного концентрата во взвешенном состоянии

  Общая характеристика автогенных процессов. Структура пирометаллургического процесса. Расчет теплового баланса для переработки медного концентрата. Сущность плавки сульфидного сырья во взвешенном состоянии. Печь взвешенной плавки как объект управления.
  
  дипломная работа [5,1 M], добавлен 06.03.2012
  

• Расчет плавки цветных металлов

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

• Печи для автогенной плавки меди

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

• Плавка медного концентрата во взвешенном состоянии

  Характеристика медных руд и концентратов. Минералы меди, содержание в минерале, физико-химические свойства. Принципиальная технологическая схема пирометаллургии меди. Процесс электролитического рафинирования. Характеристика автогенных процессов плавки.
  
  курсовая работа [226,8 K], добавлен 04.08.2012
  

• Реконструкция технологии обработки медных концентратов на Надеждинском металлургическом заводе (НМЗ)

  Развитие медного производства, внедрение взвешенной плавки на НМЗ ГМК "Норильский Никель". Обоснование выбранной технологии, расчёт теплового баланса печи. Внедрение АСУ управления процессом плавки. Охрана окружающей среды; экономическая эффективность.
  
  дипломная работа [2,1 M], добавлен 01.03.2012
  

• Отражательная печь для плавки медных концентратов на штейн

  Плавильные пламенные печи. Отражательные печи для плавки медных концентратов на штейн. Тепловой и температурный режимы работы. Экспериментальное определение скорости тепловой обработки материала. Основные характеристики конструкции плавильных печей.
  
  курсовая работа [876,6 K], добавлен 29.10.2008
  

• Взвешенная плавка рудных медных концентратов на штейн

  Физико-химическое содержание процессов, протекающих в шахте печи. Оптимизация процессов ПВП в отстойной зоне. Методы первичной обработки технологических газов в аптейке. Устройство печи для плавки во взвешенном состоянии на подогретом воздушном дутье.
  
  курсовая работа [341,7 K], добавлен 12.07.2012
  

• Металлургия меди

  Подготовка медных руд и концентратов к металлургической переработке. Конвертирование медных штейнов. Термодинамика и кинетика реакций окисления сульфидов. Теоретические основы обжига в кипящем слое. Плавка сульфидных медьсодержащих материалов на штейн.
  
  курсовая работа [5,0 M], добавлен 08.03.2015
  

• Рассчет шихты для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата

  Пробирочный анализ свинцового сульфидного концентрата. Приближенный расчет минерального состава концентрата. Определение количества селитры в шихте. Восстанавливающая способность. Расчет непрерывной переработки по извлечению золота из кварцевых руд.
  
  курсовая работа [26,5 K], добавлен 19.02.2009
  

• Обжиг сульфидных концентратов

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

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