Электролитическое рафинирование меди

метки: Электролитический, Рафинирование, Получение, Электрический, Штейн, Электролит, Процесс, Металл

Металлургия меди и других цветных тяжелых металлов является основным звеном отечественной цветной металлургии. На долю тяжелых цветных металлов в Российской Федерации приходится значительная часть валового производства отрасли.

Значение меди возрастает с каждым годом, особенно в связи с бурным развитием энергетики, электроники, машиностроения, авиации, космических и ядерных технологий. Дальнейшее развитие и технический уровень производства меди и никеля во многом определяют технический прогресс многих отраслей народного хозяйства нашей страны, в том числе микропроцессорной техники. Для получения меди используются всевозможные способы плавок, например, плавка медных концентратов в электрических, отражательных, шахтных печах, при использовании процесса конвертирования медных штейнов, благодаря автогенным плавкам во взвешенном состоянии, на штейне и др. Сегодня существует несколько основных процессов автогенного синтеза: процессы Норанда, Варкра, Мицубиси и Ванюкова. К сожалению, разработка новых конструкций печей и различных процессов требует значительных капитальных вложений, а у российских компаний нет свободных средств. В данной курсовой работе будет рассмотрена технология А.В. Ванюкова или ПЖВ.

Технология получения катодной меди

катодный медь плавка штейн

Электролитическое рафинирование меди преследует две цели:

1) получение меди высокой чистоты (99,90-99,99% Си), удовлетворяющей требованиям большинства потребителей;

2) извлечение попутно с рафинированием благородных и других ценных компонентов (Se, Те, Ni, Bi и др.).

Следует отметить, что чем выше содержание благородных металлов в исходной меди, тем ниже стоимость электролитической меди. Вот почему при переработке медных масок в качестве флюса используют золотые кварциты.

Для проведения электролитического рафинирования меди литые аноды после рафинирования огнем помещают в ванны электролиза, заполненные сульфатным электролитом. Между анодами в ванных комнатах проходят тонкие медные листы — катодные основания.

Когда ванны подключены к сети постоянного тока, на аноде происходит электрохимическое растворение меди, перенос катионов через электролит и их осаждение на катоде. Примеси меди при этом в основном распределяются между шламом (твердым осадком на дне ванн) и электролитом.

В результате электролитического рафинирования получают катодную медь; шлам, содержащий благородные металлы; селен;

Медь и её сплавы. «Особенности производства цветных металлов ...

... изделий цветные сплавы делятся на деформируемые и литые (иногда спеченые). На основании этого деления различают металлургию легких металлов и металлургию тяжелых металлов. 1. М едь и ее сплавы Медь в ... не менее 99,99% меди и серебра. МЗ – технически чистая медь огневого рафинирования, содержит не менее 99,5% меди. 2.1.Сплавы меди В технике применяют 2 большие группы медных сплавов: латуни и бронзы. ...

• теллур и загрязненный электролит, часть которого иногда используют для получения медного и никелевого купоросов. Кроме того, вследствие неполного электрохимического растворения анодов получают анодные остатки (анодный скрап).

Электролитическое рафинирование меди основано на различии ее электрохимических свойств и содержащихся в ней примесей. В таблице приведены нормальные электродные потенциалы меди и наиболее часто встречающихся примесей, содержащихся в ней.

Медь относится к группе электроположительных металлов, ее нормальный потенциал +0,34 В, что позволяет осуществлять процесс электролиза в водных растворах (обычно в сернокислых).

На катоде протекают те же электрохимические реакции, но в обратном направлении. Отношение одновалентной меди к двухвалентной в растворе определяется равновесием реакции диспропорционирования.

Следовательно, в состоянии равновесия концентрация в растворе ионов Сu+ примерно в тысячу раз меньше, чем концентрация ионов Си ²⁺ . Тем не менее реакция имеет существенное значение для электролиза. Она в частности определяет переход меди в шлам. В начальный момент около анода в растворе соотношение двух- и одновалентной меди соответствует константе равновесия. Однако из-за более высокого заряда и меньшего радиуса иона скорость движения двухвалентных ионов на катоде превышает скорость переноса одновалентных ионов. В результате этого в прианодном слое концентрация ионов Си²⁺ становится выше равновесной и реакция начинает идти в сторону образования тонкого порошка меди, выпадающего в шлам.

Как упоминалось выше, электролитическое рафинирование проводится в растворах серной кислоты. Электроположительный потенциал меди позволяет отделить медь на катоде от кислотных растворов, не опасаясь выделения водорода. Введение в электролит свободной серной кислоты вместе с сульфатом меди значительно увеличивает электропроводность раствора. Это объясняется большей подвижностью ионов водорода по сравнению с подвижностью крупных катионов и сложных анионных комплексов.

Для улучшения качества катодной поверхности в электролиты для рафинирования меди на всех заводах обязательно вводят разнообразные поверхностно-активные (коллоидные) добавки: клей (чаще столярный), желатин, сульфитный щелок. Во время электролиза на поверхности катода могут образовываться дендриты, которые в этот момент сокращают расстояние между катодом и анодом. Уменьшение межэлектродного расстояния приводит к уменьшению электросопротивления и, как следствие, к локальному увеличению плотности тока. Последнее, в свою очередь, вызывает ускоренное отложение меди на дендрите и ее ускоренный рост. Начавшийся рост дендритов может в конечном итоге привести к короткому замыканию между катодом и анодом. В присутствии дендритов высокоразвитая поверхность катода удерживает большое количество электролита и плохо промывается, что не только ухудшает качество промышленных катодов, но также может вызывать отклонение состава катодной меди. Одно из объяснений механизма действия поверхностно-активных веществ заключается в том, что они адсорбируются на наиболее активных частях поверхности и одновременно вызывают локальное повышение электрического сопротивления, что препятствует росту дендритов. В результате поверхность катодов становится более гладкой, а катодный осадок более плотным. После выравнивания поверхности катода коллоидная добавка десорбируется в электролит.

Коррозия меди в 5М изопропанольных растворах НС

... группы. Кроме того, элементы подгруппы меди, в отличие от щелочных металлов, склонны к комплексообразованию, образуют окрашенные соли, т.е. проявляют свойства, ... H 2 O Коррозионное и электрохимическое поведение меди. В атмосферных условиях ... наливают электролит - раствор сульфата меди с ... метод афинажа пирометаллургическим Медь, рафинированная пирометаллургически содержит примеси Cu 2 O ...

Растворы коллоидных добавок непрерывно вводятся в циркулирующий электролит. Тип и расход поверхностно-активных веществ индивидуален для каждой компании. Обычно применяют одновременно две добавки. На 1 т получаемой катодной меди расходуют 15-40 г. клея, 15-20 г. желатина, 20-60 г. сульфитных щелоков или 60-100 г. тиомочевины.

Основными требованиями, предъявляемыми к электролиту, являются его высокая электропроводность (низкое электрическое сопротивление) и чистота. Однако настоящие электролиты, помимо сульфата меди, серной кислоты, воды и необходимых добавок, обязательно содержат растворенные примеси, ранее содержавшиеся в медном аноде. Поведение примесей анодной меди при электролитическом рафинировании определяется их положением в ряду напряжений. По электрохимическим свойствам примеси можно разделить на четыре группы:

• I группа — металлы более электроотрицательные, чем медь (Ni, Fe, Zn и др.);

• II группа — металлы, близко стоящие в ряду напряжений к-меди (As, Sb, Bi);

• III группа — металлы более электроположительные, чем медь (Au, Ag и платиноиды);
• IV группа — электрохимически нейтральные в условиях рафинирования меди химические соединения (Cu2S, Cu2Se, Cu2Te, AuTe2, Ag2Te).

Примеси первой группы, обладающие наибольшим электроотрицательным потенциалом, практически полностью переходят в электролит. Единственным исключением является никель, около 5% которого осаждается с анода в шламе в виде твердого раствора никеля в меди. Твердые растворы, согласно закону Нернста, становятся даже более электроположительными, чем медь, из-за чего превращаются в шлам.

Особенно в отношении перечисленных групп примесей ведут себя свинец и олово, которые по своим электрохимическим свойствам относятся к примесям группы I, но по своему поведению при электролизе их можно отнести к примесям групп III и IV. Свинец и олово образуют сульфат свинца PbSO4 и мета-оловянную кислоту H2SnO3, не растворимую в растворе серной кислоты. Электроотрицательные примеси на катоде в условиях электролиза меди практически не осаждаются и постепенно накапливаются в электролите. При высокой концентрации в электролите металлов первой группы электролиз может существенно нарушиться.

Накопление сульфатов железа, никеля и цинка в электролите снижает концентрацию сульфата меди в электролите. Кроме того, участие электроотрицательных металлов в передаче тока через электролит увеличивает поляризацию концентрации на катоде.

Электроотрицательные металлы могут попадать в катодную медь преимущественно в виде межкристаллических включений. раствора или основных солей, особенно при их значительной концентрации в электролите. В практике электролитического рафинирования меди не рекомендуется допускать их концентрацию в растворе свыше следующих значений, г/л: 20 Ni; 25 Zn; 5 Fe.

Примеси II группы (As, Sb, Bi), имеющие близкие к меди электродные потенциалы, являются наиболее вредными с точки зрения возможности загрязнения катода. Хотя они немного более электроотрицательны, чем медь, они полностью растворяются на аноде с образованием соответствующих сульфатов, которые накапливаются в электролите. Однако сульфаты этих примесей неустойчивы и в значительной степени подвергаются гидролизу, образуя основные соли (Sb и Bi) или мышьяковистую кислоту (As).

Технологические основы производства цветных металлов: меди, алюминия, ...

... характер. Потребность страны в цветных металлах удовлетворялась преимущественно путём импорта. За годы индустриализации у нас в стране не только увеличено производство меди, свинца, цинка, но и ... делают из меди огневого рафинирования, а катоды - из листов чистой меди. При пропускании постоянного тока анод растворяется, медь переходит в раствор, а на катодах разряжаются ионы меди. Примеси (мышьяк, ...

Основные соли сурьмы образуют плавающие в электролите хлопья студенистых осадков («плавучий» шлам), которые захватывают частично и мышьяк.

Примеси мышьяка, сурьмы и висмута могут попадать в катодные отложения как электрохимически, так и механически из-за адсорбции мелких частиц «плавающего» ила. Следовательно, примеси группы II распределяются между электролитом, медью катода и шламом. Предельно допустимые концентрации примесей II группы в электролите составляют, г/л: 9 As; 5 Sb и 1,5 Bi.

Более электроположительные по сравнению с медью примеси (III группа), к которым относятся благородные металлы (главным образом, Au и Ag), в соответствии с положением в ряду напряжений должны переходить в шлам в виде тонкодисперсного остатка. Это подтверждается практикой электролитического рафинирования меди.

Переход золота в шлам составляет более 99,5% от его содержания в анодах, а серебра — более 98%. Немного меньший переход серебра в суспензии по сравнению с золотом связан с тем, что серебро может растворяться в небольшом количестве в электролите и, таким образом, осаждаться из раствора на катод. Чтобы снизить растворимость серебра и перенести его в шлам, в электролит вводят небольшое количество иона хлора.

Несмотря на почти полный переход золота и серебра в шламе, они все же в небольших количествах попадают в катодные отложения. Это объясняется механическим захватом мутного осадка и частично явлением катофореза. На механический перенос осадка на катод влияют приложенная плотность тока и скорость циркуляции связанного электролита. С увеличением скорости циркуляции из-за мутности шлама перенос золота и серебра на катод увеличивается. При выборе плотности тока и способа циркуляции электролита необходимо учитывать содержание в анодах благородных металлов. В случае их повышенного содержания плотность тока должна быть меньше. Снижению переноса шлама на катод способствует также наличие в ванне зоны отстаивания (область от нижнего конца катода до дна ванны).

На многих заводах электролит фильтруется в цикле рециркуляции перед возвратом в ванну, что снижает потери шлама и производит более чистую медь.

Аналогично электроположительным примесям ведут себя при электролизе меди химические соединения (примеси IV группы).

Хотя в принципе химические соединения могут окисляться на аноде и восстанавливаться на катоде, который используется в специальных процессах, в условиях электролитического рафинирования меди анодный потенциал недостаточен для их окисления. Поэтому при электролизе меди они не участвуют в процессах электродов, а при растворении анода осыпаются на дно ванны. В виде селенидов и теллуридов более 99% селена и теллура переходит в отстой.

Следовательно, после электролитического рафинирования анодной меди все содержащиеся в ней примеси распределяются между катодной медью, электролитом и шламом’.

Основными характеристиками, определяющими параметры и показатели электролитического рафинирования меди, являются плотность тока, выходной ток металла, напряжение на ванне и удельный расход энергии.

Плотность тока является важнейшим параметром процесса электролиза. Она выражается в амперах на единицу поверхности электрода (D=I/S). В металлургии меди принято выражать его в амперах на квадратный метр площади катода. Согласно закону Фарадея на каждый 1 А · ч электричества откладывается 1 электрохимический эквивалент металла. Для меди он равен 1,1857 г./А * ч. Следовательно, с увеличением плотности тока интенсивность (производительность) процесса электролиза возрастает. Величина плотности тока, при которой осуществляется процесс электролитического рафинирования, определяет все его основные технико-экономические показатели: напряжение на ванне, КПД по току, потребление энергии, а также капитальные и эксплуатационные затраты. С увеличением плотности тока при прочих равных условиях увеличивается производительность магазина, количество необходимых ванных комнат, стоимость строительства и труда уменьшается, но увеличивается стоимость электроэнергии. Однако следует отметить, что с увеличением плотности тока потери благородных металлов возрастают из-за повышенной мутности бурового раствора и его захвата растущим катодным осадком. В настоящее время применение особых режимов электролиза (реверсивного тока, измененной системы циркуляции электролита и др.) позволяет довести плотность тока до 500 А/м² и более.

Электрохимический эквивалент меди составляет 1,1857 г./А * ч. Однако на практике во время электролиза для выделения 1 г-экв металла расходуется больше электроэнергии. Это кажущееся противоречие объясняется тем, что часть электрического тока расходуется на побочные электрохимические процессы и потери тока. Степень использования тока для основного электрохимического процесса называется выходом металла по току.

В практике электрометаллургии цветных металлов в большинстве случаев приходится иметь дело с эффективностью катодного тока, поскольку масса катодного осадка определяет конечное производство товарной продукции. Преднамеренное повышенное превращение меди в электролит из-за химического растворения часто обусловлено оппортунистическими соображениями. Избыток меди можно отделить от электролита в виде сульфата меди во время его регенерации. В тех случаях, когда потребность в медном купоросе, используемом в основном для борьбы с болезнями и вредителями сельскохозяйственных растений, очень велика (например, в НРБ), допускается работа электролизных цехов с повышенной температурой электролита.

Выбор технологии плавки на штейне

Почти столетие в металлургии меди и около полувека в металлургии никеля (в Канаде) «господствует» отражательная плавка. Свое широкое распространение она получила благодаря освоенности плавки применительно к переработке различных видов мелких рудных материалов, главным образом флотационных концентратов, простоте организации процесса почти в любых условиях металлургического производства. Основными причинами острой необходимости замены световозвращающего термоядерного стали высокие требования к предотвращению загрязнения окружающей среды из-за выбросов оксидов серы. В условиях отражающего плавления, характеризующихся образованием огромных количеств газов с очень низким содержанием SO2, их нейтрализация требует больших капитальных затрат и затратна в эксплуатации. В связи с этим, помимо необходимости активного использования теплотворной способности сульфидов и ряда других факторов, рассмотренных выше, разработаны и освоены новые способы плавки медного сырья. Главным образом это — автогенные процессы, совмещающие в себе обжиг, плавку и конвертирование. В этих процессах большая часть серы переходит в отходящие газы с достаточно высоким и постоянным содержанием SO2.

Ниже приведены сравнительные основные технико-экономические показатели применяемых в настоящее время в медной промышленности пирометаллургических процессов.

Уже в начальной стадии освоения процесса плавки в жидкой ванне достигнута удельная производительность, превышающая более чем в 15 раз производительность отражательной печи при плавке сырой шихты, и в 6-8 раз производительность КВП и финской технологии. Возможно широкое управление составом штейна и получение на богатых штейнах относительно бедных отвальных шлаков.

Процесс характеризуется низким пылеуносом и получением возгонов, богатых по содержанию ценных компонентов. Для осуществления процесса создана надежная и долговечная аппаратура. Процесс не требует сложной подготовки сырья и пригоден для переработки как кусковой руды, так и концентратов различного состава. По своим показателям он превосходит все известные в мировой практике процессы. Процесс следует считать в основном освоенным и заслуживающим широкого и быстрого внедрения в отечественной медной и никелевой промышленности.

Помимо основного использования для плавки сульфидных концентратов на штейн, плавка в жидкой ванне пригодна для более широкого применения. При внедрении процесса в жидкой ванне необходимо учитывать его возможности, пути и направления развития, которые будут осуществляться уже в недалеком будущем.

К перспективным направлениям относятся прежде всего прямое получение черновой меди и глубокое обеднение шлаков, прямое получение медно-никелевого файнштейна, плавка коллективных медно-цинковых концентратов, комплексная переработка отвальных шлаков. Заслуживает внимания также использование принципов плавки в жидкой ванне для переработки окисленных никелевых и железных руд.

Сравнительные технико-экономические показатели некоторых видов плавки сульфидных медных концентратов

Показатель	ПЖВ	КФП	Финская	КИ ВЦЭТ	Норанда	Мицубиси	Отражательная плавка сырой шихты
Удельный проплав, т/(м 2 * сут)	60-80	10-13	9-12	3-5	10-11	До 20	4-5
Содержание меди, %: в штейне	45-55	37-40	60	40-50	70-75	65	20-30
в шлаке (без обед нения)	0,5-0,6	До 1,2	1-1,5	0,3-0,6	5	0,5	0,4-0,5
Содержание Si02 в шлаке, %	30-32	28-34	29-30	30-34	22	30-35	34-42
Влажность шихты, %	6-8	<1	<1	<1	10-13	<1	6-8
Максимальная круп ность шихты, мм	До 50	0,1	0,1	0,1	10	1	5
Пылевынос, %	1	9-12	7-10	—	5	3-5	1-2
Содержание Оа в дутье, %	60-65	95	35-40	95	26-28	45	До 25
Содержание SOz в газах, %	20-40	70-75	18-20	35-50	6-7	35	1-2
Расход условного топ лива, %	До 2	До 2	До 5	10-12	9-10	3-5	18-22

Процесс ПЖВ обеспечивает лучшую производительность среди всех типов процессов, превосходя их на десятки процентов. Содержание меди в штейне составляет порядка 45-55%, что является средним уровнем; в шлаке меди, фактически, минимальное количество, допустимое сегодняшними технологиями. Благодаря этому процессу достигается уверенное распределение 30% SiO2 в шлак. Процесс может перерабатывать достаточно крупную шихту, что снижает затраты на ее измельчение и обработку. Низкий расход топлива также вносит свою лепту в то, что технологический процесс А.В. Ванюкова один из лучших по своим технико-экономическим показателям.

Процесс плавки в жидкой ванне (ПЖВ)

Оригинальный процесс автогенной плавки сульфидных медных и медно-цинковых концентратов, названный авторами данной книги «плавкой в жидкой ванне», начал разрабатываться в Советском Союзе в 1951 г. Дальнейшие разработка и внедрение до 1986 г. велись под общим научным руководством проф. А.В. Ванюкова.

Первые испытания этого метода плавки были проведены в лабораторных и заводских условиях в 1954-1956 гг. В настоящее время по методу плавки в жидкой ванне работают промышленные установки на медном заводе Норильского ГМК и Балхашском горнометаллургическом комбинате.

Схема печи для плавки в жидкой ванне:

1 — шихта; 2 — дутье; 3 — штейн; 4 — шлак; 5 — газы; 6 — кладка печи; 7 — медные литые кессоны; 8 — фурмы; 9 загрузочная воронка; 10 — аптейк; 11 — штейновый сифон; 12 шлаковый сифон

Процесс ПЖВ запатентован в ряде зарубежных стран. При разработке процесса плавки в жидкой ванне ставилась задача создания максимально благоприятных условий для протекания всех физико-химических процессов. Предложено несколько вариантов технологического и аппаратурного оформления процесса в зависимости от состава исходного сырья и конечных результатов его переработки. Рассмотрим работу плавильной печи для автогенной и полуавтогенной плавки сульфидных медных концентратов с получением богатого штейна. Для осуществления процесса плавки предложено использовать частично кессонированную печь шахтного типа. Оптимальная длина промышленных печей определяется потребной единичной мощностью агрегата, т.е. его абсолютной суточной производительностью, и может изменяться от 10 до 30 м и более. Ширина печей при этом с учетом возможностей дутьевого хозяйства и свойств расплавов составляет 2,5-3, высота шахты 6-6,5 м. Отличительной особенностью конструкции печи является высокое расположение дутьевых фурм над подом (1,5-2 м).

Содержание кислорода в дутье для обеспечения автогенного режима при плавке сухой шихты с влажностью менее 1-2% составляет 40-45%, влажной (6- 8% влаги) 55-65%. В печи можно плавить как мелкие материалы, так и кусковую шихту. Крупную и влажную шихту загружают непосредственно на поверхность расплава. При необходимости сухие мелкие и пылевидные материалы могут вдуваться через фурмы. Таким образом, плавление шихты и окисление сульфидов в процессе ПЖВ осуществляются непосредственно в слое расплава.

Шлак и штейн выпускаются раздельно из нижней части ванны с помощью сифонов.

Характерной особенностью плавки в жидкой ванне, отличающей ее от всех рассмотренных ранее процессов, является то, что плавление и окисление сульфидов осуществляются в ванне шлака, а не штейна, и шлак движется в печи не в горизонтальном направлении, как это имеет место во всех известных процессах плавки, а в вертикальном — сверху вниз.

Горизонтальной плоскостью по осям фурм расплав в печи делится на две зоны: верхнюю надфурменную (барботируемую) и нижнюю подфурменную, где расплав находится в относительно спокойном состоянии.

В надфурменной зоне осуществляются плавление, растворение тугоплавких составляющих шихты, окисление сульфидов и укрупнение мелких сульфидных частиц. Крупные капли сульфидов быстро оседают в слое шлака, многократно промывая шлак за время его движения сверху вниз в подфурменной зоне. При непрерывном осуществлении процесса устанавливается динамическое равновесие между количеством поступающих с загрузкой мелких сульфидных частиц, скоростью их укрупнения и отделения от шлака. В результате одновременного протекания этих процессов устанавливается постоянное содержание сульфидов (капель) в шлаке, лежащее на уровне 5-10% от массы расплава. Таким образом, все процессы в надфурменной области протекают в шлако-штейновой эмульсии, в которой преобладает шлак.

Окисление сульфидов, как известно, является очень быстрым процессом и обычно не ограничивает конечную производительность агрегатов. В производственных процессах желательно не только не повышать, но даже замедлять скорость окисления сульфидов. Действительно, большие скорости окисления сульфидов, например при продувке жидких сульфидов кислородом, приводят к чрезмерному повышению температуры в области фурм.

Окисление сульфидов в шлако-штейновой эмульсии протекает менее интенсивно, чем в сульфидном расплаве, фокус горения растягивается, что позволяет избежать локального повышения температуры в области фурм даже при использовании чистого кислорода. Это в свою очередь облегчает задачу создания надежной и долговечной аппаратуры. При этом скорость окисления остается достаточно высокой и степень использования кислорода на окисление сульфидов практически равна 100% при любом необходимом его количестве, подаваемом в расплав. Таким образом, и при окислении сульфидов в шлако-штейновой эмульсии скорость их окисления не лимитирует производительности агрегата. Возможность интенсивного окисления сульфидов в шлако-штейновой эмульсии без большого локального повышения температуры в области фурм является важным достоинством плавки в жидкой ванне.

Окисление сульфидов в шлако-штейновой эмульсии представляет собой сложный многостадийный процесс, состоящий из окисления капелек штейна, окисления растворенных в шлаке сульфидов, окисления FeO шлака до магнетита и окисления сульфидов магнетитом. Таким образом, шлак также является передатчиком кислорода. По последним данным, наибольшее значение имеет стадия окисления сульфидов, растворенных в шлаке.

Характерная особенность окисления сульфидов в шлако-штейновой эмульсии состоит в том, что оно не сопровождается образованием первичных железистых шлаков и выпадением мелких сульфидных частиц. Оксиды, образующиеся на поверхности сульфидных капель, немедленно растворяются в шлаке конечного состава.

Отсутствие условий для образования значительных количеств мелкой сульфидной взвеси является важным достоинством плавки в жидкой ванне, создающим предпосылки для получения бедных отвальных шлаков.

Высокая степень использования кислорода обеспечивает простое управление составом штейна и соотношением количеств подаваемого через фурму кислорода и загружаемых за то же время концентратов. Состав штейна можно регулировать в широком диапазоне вплоть до получения белого матта или даже черновой меди. Напомним, что потери меди со шлаком начинают резко возрастать, когда ее содержание в штейне превысит 60%. Поэтому при плавке на штейн, если в технологической схеме не предусматривается специальное обеднение шлака, увеличивать содержание меди в штейне свыше 50-55% нецелесообразно. При получении белого матта или черновой меди в технологическую схему должна обязательно включаться операция обеднения шлаков.

Растворение тугоплавких составляющих шихты является одним из относительно медленных процессов. Энергичный барботаж ванны резко ускоряет процесс растворения кварца и компонентов пустой породы, что позволяет использовать даже сравнительно крупные флюсы. Промышленные испытания показали, что при крупности кварца около 50 мм скорость его растворения не влияет на производительность печи, по крайней мере, вплоть до удельного проплава, равного 80 т/(м ² * сут).

Высокая скорость растворения тугоплавких составляющих является важной особенностью плавки в жидкой ванне.

Минимальное содержание магнетита в шлаках — обязательное условие совершенного плавильного процесса. Как уже говорилось, с увеличением содержания магнетита резко возрастает содержание растворенной меди в шлаках. Кроме того, повышение содержания магнетита (степени окисленности системы) приводит к снижению межфазного натяжения на границе раздела штейна и шлака.

Исходные данные расчетов

1. Производство по влажному концентрату		т/час	80
2. Состав концентрата		%
	Cu		17
	Fe		28
	S		36
	SiO2		5
	CaO		3
	MgO		0
	Al2O3		0
	Zn		6
	Pb		2
3. Влажность			5
4. Обогащение дутья			85
5. Содержание меди в штейне			45
6. Извлечение меди в штейн			97
7. Выход в штейн
	Pb		20
	Zn		35
8. Выход в газ
	Pb		22
	Zn		12
9. Состав кварцевого флюса
	Si02		70
	Влажн.		6
10. Состав шлака
	Si02		33
	Ca0		6
11. Подача конверторного шлака		Т/час	10
12. Температура конверторного шлака		C	1200
13. Температура продуктов		C	1250
14. Состав топлива		%
	CH4		0
	C		95
	Влажн.		6
15. Тепло сгорания природного газа		Ккал/м3	0

85% концентрата меди в виде халькопирита. Извлечение Cu из конверторного шлака — 80%. Состав конверторного шлака: Cu — 3%, Fe — 52%, SiO2 — 24%/

Содержание прочих в штейне — 1%.

Содержание O2 в техническом кислороде 96% (остальное N2)

Концентрация магнетита в конверторном шлаке — 30%.

Расчет основных сульфидных минералов

Дополним систему еще одним уравнением:

Таблица рационального состава концентрата

	CuFeS2	CuS	Cu2S	FeS2	ZnS	PbS	CaCO3	MgCO3	SiO2	Al2O3	Проч.	Всего
Cu	14,45	0,13	2,41	—	—	—	—	—	—	—	—	17
Fe	12,71	—	—	15,29	—	—	—	—	—	—	—	28
S	14,56	0,07	0,61	17,52	2,94	0,31	—	—	—	—	—	36
Zn	—	—	—	—	6	—	—	—	—	—	—	6
Pb	—	—	—	—	—	2	—	—	—	—	—	2
SiO2	—	—	—	—	—	—	—	—	5	—	—	5
CaO	—	—	—	—	—	—	3	—	—	—	—	3
CO2	—	—	—	—	—	—	2,35	—	—	—	—	2,35
Проч.	—	—	—	—	—	—	—	—	—	—	0,65	0,65
Всего	41,72	0,2	3,02	32,81	8,94	2,31	5,35	—	5	—	0,65	100

Расчет состава конверторного шлака

Исходные данные:

Cu — 3%

Fe — 52%

SiO2 — 24%

Fe3O4 — 30%

Компонент	Кг	%
SiO2	3,16	24
Cu	0,39	3
Fe	6,84	52
O	2,28	17,32
Прочие	0,48	3,68
Итого	13,16	100

Зададим извлечение Cu в штейн

Извлечение Cu из конвертерного шлака — 80%

Извлечение Cu в штейн из концентрата — 97%

Расчет состава и количества штейна

Cодержание Cu в штейне — 45%.

Cодержание S в штейне — 25%

Компонент	Кг	%
Cu	16,8	45
Fe	7,28	19,51
S	9,33	25
Pb	0,4	1,07
Zn	2,1	5,62
O	1,04	2,8
Прочие	0,37	1
Всего	37,33	100

Расчет самоплавкого шлака

При

Компонент	Кг	%	Норма, %
Si02	8,16	15,35	33
Fe	27,56	51,83
Pb	1,16	2,18
Zn	3,18	5,98
CaO	3	5,64	6
O	8,76	16,47
Cu	0,59	1,11
Прочие	0,76	1,43
Всего	53,17	100

Балансовое уравнение по кремнезему

Балансовое уравнение по кальцию

Дано:

Cостав флюса

1) SiO2-70% 2) СaO — 56%

Прочие — 30% Прочие — 0,08%

W=6 W=0

Компонент	Кг	%
SiO2	27,05	33
Fe	27,56	32,63
Pb	1,16	1,41
Zn	3,18	3,88
CaO	4.92	6
Cu	0,59	0,07
O	8,76	10,69
Прочие	8,85	10,80
Всего	81,96	100

W=6

Расчет необходимого количества дутья

FeS + 3/2O2 = FeO + SO2

1/2S2 + O2 = SO2

PbS + 3/2O2 = PbO + SO2

ZnS + 3/2O2 = ZnO + SO2

Компонент	Кг	Нм3	%
SO2	53,34	18,67	55,17
N2	5,27	4,22	12,47
H2O	6,98	8,69	25,68
CO2	3,85	1,96	5,79
Pb	0,44	0,05	0,15
Zn	0,72	0,25	0,74
Итого	70,6	33,84	100

Материал	Кол-во	Cu	Fe	S	SiO2	O2	CaO	N2	H2O	CO2	Pb	Zn
Загружено
1. К-т	105,26	17	28	36	5		3		5,26	2,35	2	6
2. Кварц	28,70				18.89				1.72
3. Изв-к	3.42						1.92			1.5
4. Кон.шл.	13.16	0,39	6,84		3,16	2,28
5. Воздух	5.30					1.24		4.06
6. Т.К.	34.16					32.96		1.20
Всего	190	17,39	34,84	36	27.05	36.48	4.92	5.26	6.98	3.85	2	6
Получено
1. Штейн	37,33	16,80	7.28	9.33		1.04					0,4	2,1
2. Шлак	81,96	0,59	27,56		27.05	8.76	4.92				1,16	3,18
3. Газы	70.6			26.67		26.67		5.26	6.98	3.85	0,44	0,72
Всего	190	17.39	34.84	36	27.05	36.48	4.92	5.26	6.98	3.85	2	6

Расчет тепла

Расчет прихода тепла

1.

2.

а) FeS + 3/2O2 = FeO + SO2 + 11025

б) 1/2S2 + O2 = SO2 +70900

в) ZnS + 3/2O2 = SO2 + ZnO +105560

г) PbS + 3/2O2 = SO2 + PbO +99760

д) 2FeO + SiO2 = (FeO) 2 * SiO2 + 22200

е) CaO + SiO2 = CaO*SiO2 +21500

а)

б)

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

FeS2 = FeS +1/2S2

2CuS = Cu2S + 1/2S2

в)

г)

д)

е)

Расчет расхода тепла

На нагрев от 25 до 100 C

Эндотермические реакции

1) 4CuFeS2 а 2Cu2S + 4FeS + S2 — 78600

2) 2FeS2 а 2FeS + S2 — 64600

3) CuS а ЅCu2S + ј S2 — 10675

4) CaCO3 а CaO + CO2 — 42500

Потери тепла

Примем потери = 15% от 15607,47 ккал

Расчет необходимого количества дутья

На 1 кг угля.

С = 95%	0,893
Проч = 5%	0,047
W = 6%	0,06
Итого	1 кг

С + O2 = CO2 + 94052 ккал

Окончательный состав отходящих газов

Компонент	Кг	Нм3	%
SO2	53,34	18.67	53.83
CO2	5.01	2.55	7.35
N2	5.52	4.42	12.74
H2O	7.02	8.74	25.20
Pb	0.44	0.05	0.14
Zn	0.72	0.25	0.72
Всего	72.05	34.68	100

Баланс по теплу

Приход	Ккал	Расход	Ккал
Горение топлива	4857,33	Тепло шлака	30132,28
Тепло к.шлака	4638,9	Тепло штейна	10289,08
Тепло реакций окисления	79526,19	Тепло отходящих газов	20751,2
Реакции шлакообразования	6193,82	Испарение влаги	4290,22
		Эндотерм. Реакции	15607.47
		Потери	14146,15
Всего	95216.24*	Всего	95216.4*

Заключение

В данной курсовой работе был составлен тепловой и материальный баланс процесса плавки на штейне на примере плавки в жидкой ванне или процессе А.В. Ванюкова, который был выбран из-за своих технико-экономических показателей.

Технологический процесс А.В. Ванюкова позволил перевести в конверторный шлак 24% кварца, 3% меди, 52% железа, 17,32% кислорода; в 45%-тый медный штейн: почти 20% железа, 25% серы; в шлак после добавления кварцевого и известнякового флюсов перешло: 33% кварца и 6% оксида кальция (согласно требуемым показателям), а также 33.63% железа и около 0.6% меди.

В работе также был рассчитан тепловой баланс процесса, что позволило сделать следующие выводы: тепло на нагрев конверторного шлака составило 4638,9 ккал, на реакции окисления и шлакообразования: 85720,01 ккал, на нагрев штейна, шлака и отходящих газов с учетом требуемого топлива в размере 0,694 кг угля (95% C, 5% прочих): 10289.08 ккал, 30132,28 ккал и 20751,2 ккал соответственно. Испарение влаги потребовало 4290,22 ккал, а потери составили 14146,15 ккал.

Отходящие газы приняли окончательный вид: SO2 ~ 53,83%, CO2 ~ 7,35%, N2 ~ 12,74%. Необходимо заметить то, что объем требуемого дуться на сжигание 0,694 кг топлива составил 1,36 нм3.

Таким образом, на примере данной работы, мы еще раз убедились в том, что процесс плавки по технологии А.В. Ванюкова является одним из лучших по своим технико-экономическим показателям, и, я надеюсь, что с развитием науки и появлением свободных денежных средств у предприятий, а также НИИ, позволит в будущем его усовершенствовать.