3

СОДЕРЖАНИЕ

ЗАДАНИЕ НА ПРОЕКТИРОВАНИЕ

РЕФЕРАТ

ПЕРЕЧЕНЬ ЛИСТОВ ГРАФИЧЕСКИХ ДОКУМЕНТОВ…………………………4

ВВЕДЕНИЕ………………………………………………………………………..…..5

1.ОБЗОР ЛИТЕРАТУРНЫХ ИСТОЧНИКОВ………………………………………9

2. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ ПРОЕКТА………………34 

3. МЕТАЛЛУРГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ…………………………………………….….35

   3.1 Расчет рационального состава концентрата…………………………..…..……35

   3.2 Расчет состава штейна………………………….…………………..…..…..……36

  3.3 Расчет количества флюсов……………………………………………..……......40

  3.4 Расчет количества воздуха……………………………………………..……......43

3.5Тепловойбаланс…………………………………………………………..……....46                                                                                                                                                                                  3.5.1 Приход тепла……………………………………………………….…….....46

        3.5.2 Расход тепла…………………………………………………..……………..48

3.6 Расчет исправленного состава штейна………………………………………….51

      3.6.1 Расход количества воздуха………………………....…………………..…..55

3.7 Исправленный тепловой баланс……………………….....…………………......58

      3.7.1 Приход тепла……………………………………………………...…………58

      3.7.2 Расход тепла……………………………………………...………...………..60

3.8 Расчет количества конвертеров (СПК)  для выполнения производственной         программы количество меди в штейне в год……………........................……61

4. АВТОМАТИЧЕСКИЙКОНТРОЛЬ И СИСТЕМА РЕГУЛИРОВАНИЯ ПРОЦЕССА СОВМЕЩЕННОЙ ПЛАВКИ И ОНВЕРТИРОВАНИЯ………........63

     4.1 Особенности автоматизации агрегатаСПК…………………………...........63

    4.2 Система автоматического регулирования…………………………….…....63

      4.3 Контроль……………………………………………………………………...64

      4.4 Сигнализация…………………………………………………………………64

5. СТРОИТЕЛЬНАЯ ЧАСТЬ……………………………………………………......65

5.1 Описание площади строительства……………………………………….....…..65

5.2 Общая характеристика здания……………. …………………………....………66

5.3 Характеристика конструктивных элиментов…………………………………..66

5.4 Расчет площади бытовых помещений……………………………………….....69

      5.4.1 Гардеробная…..............................................................................................69

  5.4.2 Душевые…………………………………………………………………....70

  5.4.3 Умывальные комнаты…………………………………...................…...…72

  5.4.4 Туалетные комнаты……………………………....………...........………...73

          5.4.5 Курительная……………………………………………………...………...74

       5.4.6 Комната отдыха…………………………………………………...……….74

       5.4.7 Помещение для обработки спецодежды……………………...........…….75

  5.4.8 Питьевое место…………………………………………………...……......75 

  5.4.9 Медпункт…………………………………………………….......…….…..75

  5.4.10 Помещение предприятия общественного питания………………….....75

  5.4.11 Комната для охлаждения………………………………………………...75

  5.4.12 Административно-конторские помещения……………….......….….....75

6. БЕЗОПАСНОСТЬ ЖИЗНЕДЕЯТЕЛЬНОСТИ………………………………….78

  Введение ……………………......................................................……........…........78

  6.1 Безопасность жизнедеятельности ……………………………………………78

      6.1.1 Описание района размещения предприятия…………………………….78

      6.1.2 Влияние производственных факторов на организм человека…….……78

        6.1.3 Оценка риска………………………………………………….. ..........…...83

6.1.4 Защита от тепловых излучений……………………....…................……..83

6.1.5 Защита от шума и вибрации…………………………………….......……83

6.1.6 Освещение…………………………………………………………………84

6.1.7 Грузоподъемные - транспортные средства...............…............................85

6.1.8 Системы вентиляции……………………………………………………...85

6.1.9 Электробезопасность……..…………………………................................87

6.1.10 Пожарная безопасность……………………………………..............…..88

6.2 Природопользование и охрана окружающей среды………………………...89

6.2.1 Характеристика отходов призводства……………………………………89

6.3 Анализ возможных сценариев развития чрезвычайных ситуаций……........92

    6.3.1 Черезвычайные ситуации…………………………………………….......92

6.3.2.Чрезвычайные ситуации техногенного характера..….............................92

6.3.3 Чрезвычайные ситуации природного характера......................................92

6.3.4 Чрезвычайные ситуации экологического характера................................92

6.3.5 Анализ сценариев развития чрезвычайных ситуаций…..........................93          

7. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ………………………………………………..…..98

7.1 Расчет основных технико-экономических показателей……….…………...98

7.2 Производственная мощность объекта и ее использование………………...99

7.3 Капитальные вложения. Амортизация……………….…………………….101

7.4 Срок реализации проекта……………………………………………………102

7.5 Материальные траты……….………………………………………………..103

7.6 Численность работающихи фонд оплаты труда (ФОТ)…………………...105

7.7.Накладные расходы………………………………………………………….109

7.8 Себестоимость продукции…………………………………………………..109

7.9 Цена продукции……………………………………………………………...109

7.10 Финансово-экономическая оценка проекта………………………………110

7.11 Общие инвестиции……………………………..…………………………..110

7.12 Источники и условия финансирования………………………..………….111

7.13 Производственные издержки………..…………………………………….112

7.14 Чистые доходы и денежные потоки……………………………..………..115

7.15 Чистый дисконтированный доход………………..………………………115

7.16 Рентабельность проекта с учетом фактора времени………………..........115

7.17 Срок окупаемости инвестиций с учетом фактора времени…..………….115

7.18 Максимальный денежный отток…………………………...…….……….115

7.19 Точка безубыточности……….………..…………………...…………........116

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ................................................117

ПРИЛОЖЕНИЕ 1 Спецификация сборочного чертежа агрегата СПК

ПРИЛОЖЕНИЕ 2 Спецификация приборов, схемы автоматизации агрегата СПК

                                                  РЕФЕРАТ                                                              

В состав дипломного проекта входят:

-пояснительная записка

-графические (демонстрационные) материалы 

ХАЛЬКОПИРИТ, КОНЦЕНТРАТ, МЕДНЫЙ ШТЕЙН, ФЛЮСЫ, ШЛАК, СОВМЕЩЕННАЯ ПЛАВКА КОНВЕРТИРОВАНИЯ, СЕБИСТОИМОСТЬ ПРОДУКЦИИ

Целью дипломного проекта является проектирование конвертерного передела на базе (СПК) по переработке медного концентрата производительностью 50 тысяч тонн меди в штейне в год.

В проекте представлено обоснование места строительства конвертерного  передела в заданном регионе. Осуществлен выбор аппаратурно-тенологической схемы, выполнены расчеты материального баланса.

Процесс получения медного штейна производится в шахтных печах. Совмещенная плавка и конвертирование является процессом с минимальными затратами, но с  затратами тепла, уравниванием теплового баланса является печной горячий штейн.

В проекте разработана и предложена система автоматизации процесса СПК,

дана оценка безопасности и экологичности проекта. Технико-экономическое обоснование предлагаемого проектного решения позволяет утверждать, что проект является эффективным и может быть рекомендован к внедрению.

ПЕРЕЧЕНЬ ЛИСТОВ ГРАФИЧЕСКИХ МАТЕРИАЛОВ                   

(ДЕМОНСТИРАЦИОННЫХ) МАТЕРИАЛОВ

ВВЕДЕНИЕ

Металлургическое производство тяжелых цветных металлов на Урале характеризуется относительно невысокой комплексностью использования сырья, тяжелыми условиями труда и большими выбросами вредных веществ в окружающую среду. Так, при переработке медно-цинковых концентратов используется устаревшая технологическая схема, включающая обжиг концентрата, отражательную или шахтную плавку огарка и конвертирование штейна до чернового металла (ООО “ММСК” и ОАО “Святогор”).

Технологические схемы предприятий отличаются многостадийностью, что обуславливает существенные грузопотоки (в том числе нагретых материалов и расплавов), большое количество пыли и газов, требующих сложных и индивидуальных для каждого агрегата систем очистки. Используемые процессы не обеспечивают до извлечения цинка и меди из отвальных шлаков, цинка и свинца из пыли и шламов. Со шлаками, пылью и кеками в отвал направляют около 70 тыс.т цинка, 10 тысяч тонн свинца и 10 тысяч тонн меди.

На большинстве пирометаллургических заводов зарубежных стран используются автогенные способы (Оутокумпу, Норанда, КФП и др.) плавки сульфидного сырья. Среди разработок отечественных металлургов следует отметить процесс Ванюкова ( “Норильский никель”, “СУМЗ”, “Балхашмедь”) и КИВЦЭТ. Использование этих процессов позволяет значительно сократить энергозатраты и выбросы серы в газовую фазу, улучшить условия труда на рабочих местах и снизить численность персонала, занятого во вредном производстве, повысить извлечение ценных металлов и коэффициент комплексности использования сырья.

На сегодняшний день для металлургических предприятий актуальна задача технического перевооружения с переходом на автогенную технологию переработки сульфидного сырья. Одним из вариантов, позволяющим минимизировать затраты на модернизацию производства, является совмещенная плавка и конвертирование  в реконструированном горизонтальном конвертере.        Несомненные преимущества такого процесса - уменьшение количества пирометаллургических переделов.

Прямой перенос опыта зарубежных заводов, как по конструкции агрегатов, так и режимам процесса, осложнен и требует учета следующих факторов:

- сульфидные концентраты Урала и Казахстана имеют существенно меньшее содержание меди и более высокое - сопутствующих металлов;

- работа головного плавильного агрегата должна быть адаптирована со смежными переделами;

- повышения комплексности использования сырья целесообразно достигать не только за счет использования газов в сернокислотном производстве, но и до извлечения целевых (Cu, Au, Ag) и сопутствующих (Zn, Pb и др.) металлов.

В последние годы на ООО “ММСК” и ОАО “Святогор” для переработки сульфидных медных концентратов сооружены опытно-промышленные агрегаты совмещенной плавки и конвертирования. Однако, в связи с недостаточной научной и технической проработкой, процесс, осуществляемый на этих агрегатах, следует рассматривать как конвертирование с несколько увеличенным объемом переработки холодных материалов (пыль, концентраты и др.). Кроме того, работа опытно  промышленных установок не адаптирована с переделами обеднения шлаков и переработки пылей. Это не позволяет, на настоящий момент, произвести реконструкцию предприятий по выбранной технологии.

Целью настоящего исследования является физико-химическое обоснование процесса совмещенной плавки-конвертирования, выявление оптимальных режимов работы агрегата, доработки продуктов плавки и разработка технологии, позволяющей повысить комплексность использования сырья.

Следует отметить, что многие проблемы, касающиеся комплексности использования сырья, до сих пор не решены и на предприятиях РФ, использующих автогенную плавку сульфидных концентратов. Выполнение работ в направлении совершенствования технологии медеплавильного производства целесообразна как с точки зрения развития физико-химических основ пирометаллургических процессов,

так и совершенствования режимов работы агрегатов и их сопряжения со смежными переделами.

Краткое описание плавильного агрегата СПК.

              Габаритные размеры - диаметр бочки 4м, длина 16,5 м. определены исходя из  производительности агрегата 1, необходимого  времени установки и  производственных площадей плавильного цеха ООО «ММСК» (рисунок 1).

              Загружаемые материалы  из расходных бункеров подаются  ленточными питателями на конвейера 2 с  весовыми устройствами, с которых  попадают в вертикальную  телескопическую трубу, предназначенную для  исключения просыпи  материалов при разгрузке. Из трубы шихта поступает в  воронку, приваренную к кожуху конвертера над  загрузочным отверстием. Конструкция трубы обеспечивает возможность обслуживания  воронки на кожухе конвертера.

              Загрузка шихты в конвертер осуществляется непрерывно через отверстие диаметром 400 мм в  цилиндрической части бочки с  кратковременными  перерывами на время заливки штейна через горловину. По этому же тракту, из отдельного бункера, подаются флюсовые  материалы.

Заливка штейна производится  через горловину 3, служащую для  отвода газов. Для заливки  штейна агрегат СПК поворачивается на 52о в сторону, противоположную  линии фурм подачи дутья. Штейн  заливается при помощи  крана ковшами объемом 4м3 периодически.

Противоположное расположение  загрузочного отверстия для шихты и горловины для отводов газов обеспечивает минимальный  вынос шихты при ее загрузке. На торцевой стенке конвертера близлежащей к загрузочному отверстию предусмотрено отверстие  400х325мм,  предназначенное для  загрузки сыпучих материалов "пушкой Гарра” 4. На этом  же торце расположено отверстие 5 для выпуска белого матта. Для этого предусматривается  водоохлаждаемое  шпуровое устройство  с  графитированной втулкой.  Прожигание  летки  осуществляется с  использованием кислорода. Для заделки летки предусмотрено пневматическое устройство. Выпуск  белого матта ведется в ковш.

Выпуск шлака  6 производится с противоположного торца , расположенного ближе к  горловине для  выхода газов, через отверстие диаметром 70 мм,  расположенное по оси вращения конвертера, обрамленное  водоохлаждаемым  цилиндрическим медным  кессоном, вставленным в кладку  и  прикрепленным к кожуху. Шлак выдается  непрерывно, с  кратковременными паузами при выпуске богатой массы в течение 30-50 мин, что  связано со  снижением уровня расплава. По желобу, шлак подается на  разливочные машины 7, где выгружается в бункера и охлаждается.

Дутье, необходимое  для ведения процесса плавки, подается  через  фурменные устройства 8. Количество работающих фурм  определяется  исходя из расчета  их пропускной способности, зависящей от принятого диаметра  фурмы и давления подаваемого дутья, а также по усвояемости дутья  расплавом и обеспечению необходимого  барботажа  ванны.

              Газы из агрегата СПК отводятся через горловину размером 2х3м и далее через водоохлаждаемые напыльник 9 и пылевую камеры 10 поступают на очистку в термосифонный охладитель 11. Очищенные газы выходят из термосифонов и входят в обычный газоход, ведущий к электрофильтрам. Термосифоны дополнительно позволяют утилизировать вторичные энергоресурсы и вырабатывать до 5 т/час пара давлением до 4 кгс/см2. Общий КПД газоочистной системы (напыльник - пылевая камера – термосифон - электрофильтр) составляет 96-98%.

Для защиты кожуха бочки в районе  горловины предусмотрен фартук. Для снижения  неорганизованных выбросов газов  и  подсосов через  напыльник, сочленение  неподвижных частей и поворачивающихся имеют  зазор  не более 100мм.

              Агрегата СПК футерован связанными хромомагнезитовыми кирпичами. Для замены кладки фурменного пояса в кожухе бочки предусмотрены съемные секции размером 1290х900мм, на всю длину фурменного пояса от горловины до  бандажа. Периодичность замены фурменного пояса- 90-180 суток, продолжительность текущего ремонта - 7 суток. При текущем ремонте производится сбивание настылей с горловины и замена шпурового устройства. При капитальном ремонте производится замена всей огнеупорной футеровки. Продолжительность  капитального ремонта - до 20 суток.

                            Управление  технологическим процессом  осуществляется на  основе контроля  параметров,  характеризующих  плавку, и сводится  к контролю условий протекания процесса и  контролю качества получаемых в ходе плавления продуктов.

              На основании данных  химанализа  шихты  рассчитывается  количество и степень обогащения дутья,  подаваемого в расплав. Периодически берутся  пробы шлака, газов, богатой массы и сравниваются  с расчетными показателями. При  расхождении фактических  и расчетных данных производится корректировка  состава шихты или состава дутья.

              Предусмотрена  зависимость поворота  конвертера от нахождения телескопической трубы в  загрузочной воронке: с обязательным подъемом трубы (с прекращением подачи шихты) при повороте конвертера.

              В крайних нижних и верхних положениях горловины автоматически отключается  электродвигатель привода поворота конвертера.

              Поворот  конвертера осуществляется от  двигателя переменного тока. Резервный двигатель  подключен  от  источника постоянного тока.

Рисунок 1.- Конструкция агрегата СПК

1. Обзор литературных источников

1.  Автогенные способы плавки

1.1 Особенности автогенных процессов

Приоритетным направлением развития металлургии черно­вой меди в XXI веке являются технологии, основанные на при­менении автогенных процессов (АП), комплексном использова­нии сырья и энергосбережении, в наибольшей степени отвечаю­щие современным требованиям охраны окружающей среды.

Сульфидное сырье большинства предприятий содержит в своем составе компоненты, которые при определенных услови­ях окисляются и выделяют теплоту, достаточную для нагрева и расплавления шихты.

Это явление лежит в основе (АП), которые осуществляются без внешних затрат (или минимальном расходе) энергетических ресурсов (углесодержащего топлива, электроэнергии и т. д.).                                              [6]

Наибольшее значение в тепловом балансе имеет реакция окисления сульфида железа

2FeS + ЗО2 + SiO2 = 2FeOSiO2 + 2SO2 + 1030 кДж.

Теплотворная способность некоторых сульфидов, проявляе­мая при взаимодействии с кислородом, составляет, кДж/кг: 72,6 PbS, 144,6 Cu2S; 368,4 FeS; 101,0 Ni3S2. Дополнительными источниками теплоты являются горение элементной серы, образу­ющейся при диссоциации высших сульфидов, и реакции шлако­образования.

Для оценки возможности протекания АП необходимо опре­делить теплотворную способность шихты Qрш. Ее рассчитывают на 1кг шихты как разницу между теплотами образования конеч­ных продуктов АП и начальных компонентов перерабатываемо­го сырья, взятую с обратным знаком:

Уравнение теплового баланса агрегата АП записывают в виде:

где Р — производительность агрегата, кг/ч; qoc — потери теп­ла в окружающую среду, Дж/ч; qдт, qm — физическое тепло технологического дутья и шихтовых материалов, Дж/кг кон­центрата.

Определяющим условием автогенной плавки является со­блюдение уравнения теплового баланса, а для устойчивого авто­генного режима необходимо, чтобы

Поэтому целесообразно снижать теплопотери, повышать со­держание кислорода в дутье, уменьшать количество пустой по­роды, влаги, улучшать теплоизоляцию и увеличивать долю суль­фида железа в шихте.

Для медных и медно-цинковых концентратов автогенный ре­жим наступает при содержании в них 30—33 % S, 27—30 % Fe; для медно-никелевых — 28—30 % S и 30—35 % Fe; для свинцо­вых — 20—23 % S и 15—20 % Fe; пириты и пирротины плавятся автогенно.

Малосернистое сырье можно переработать в полуавтоген­ном режиме, частично компенсируя дефицит тепла сжиганием топлива. В этом случае уравнение теплового баланса приобрета­ет вид:

где В — расход топлива, кг усл. топлива; Q — теплота 1 кг услов­ного топлива, 29,3 МДж; qд.топл, qо.г, qт.г., qпр, — физическое тепло топливного дутья и продуктов его сгорания, технологических га­зов, прочие теплопотери, кДж.

Если известна величина теплопотребления шихты Qрш то для оценки возможности ее переработки в автогенном режиме необ­ходимо определить потери тепла в окружающую среду qо.с. (про­изводительность и тип агрегата АП известны). В общем случае автогенный режим плавки зависит:

—  от содержания серы в шихте;

—  рационального состава шихты;

—  содержания кислорода в дутье;

—  состава и количества продуктов плавки;

—  температуры и способа ввода дутья (верхнее, боковое, фа­кельное

и т. д.).

При автогенной плавке исходные сульфидные минералы ча­стично окисляются с выделением SO2 в газовую фазу, образуя расплав штейна (Си—Fe—S—О-), и формируют шлак (Fe—О— SiO2—СаО).

При этом элементные стадии (нагрев, диссоциация, окисле­ние и т. д.) совмещены. В АП можно варьировать рядом факто­ров, влияющих на теплоэнергетические показатели плавки, диа­пазон состава штейнов (от бедных, металлизированных в обеднительных печах, до  богатых штейнов и металлов, получа­емых в окисли­тельной зоне), со­держанием SO2 в газовой фазе.

     При постоян­ной температуре в области pqrst (рис. 4.44) в равновесии находятся штейн— шлак—газ, а в ле­вой части диаграм­мы медь—шлак— газ. Прямая, отве­чающая  PSO2 =105 Па   соответствует кислородному ду­тью, а PSO2 = 104 Па — работе агрегата на   воздухе.  Рисунок 1.1   Диаграмма фазовых равновесий в системе              Си—Fe—S—О при 1573 К

   Рисунок 1.1- Диаграмма фазовых равновесий в системе Cu- Fe- S- O при 1573 К.                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                          

Если принять в качестве двух независимых переменных парциальное давление диоксида серы (PS02) и мольную долю Cu2S (NCu2S) в соот­ветствующем расплаве, то можно определить равновесные парци­альные давления кислорода и серы в системе. Допустим, что ис­ходный штейн содержит 50 % Си (точка А), и осуществляют его переработку до чернового металла с использованием воздуха. По мере окисления FeS штейна и ошлакования железа повышается содержание меди в штейне. В точке В в равновесии находится 70 %-ный штейн, шлак и газовая фаза, в точке С медь, шлак и газ. Соответственно наибольшее значение активности Сu2О (σCu2O= 0,1) характерно для шлака, находящегося в равновесии с жидкой медью. Параллельные прямые, отвечающие σCu2O = 0,01 : 0,001 и т. д., пересекают прямые, отвечающие σCu2O = 0,01 : 0,001 и т.д, пересекают прямую ABC и определяют область равновесия штейна, шлака и газа. Наименьшее значение активности Сu2О со­ответствует сравнительно бедным штейнам (менее 50 % Сu), а следовательно, и наименьшим ее потерям со шлаком.

Жидкая медь устойчива в широком диапазоне составов газо­вой фазы (РОг = 10—10-4 Па, PS2 = 10 -1—10-4 Па). При изменении дутья от воздушного до кислородного, т. е. в области, пересечен­ной параллельными прямыми PSO2 = 105 Па и PSO2 = 104 Па, медь может ассимилировать до 1 % S и 1 % О2.

Изменяя парциальное давление кислорода и контролируя серный потенциал в системе, на основании диаграммы можно определить условия АП, при которых возможно получение чер­нового металла с любым содержанием кислорода и серы, медно­го штейна и шлака с минимальным содержанием меди, высоко­сернистых газов.

1.2 Автогенные плавки в металлургии меди, никеля, свинца

Используемые в отечественной и мировой практике меде­плавильного производства многообразные процессы (агрега­ты, комплексы) переработки сульфидного сырья в агрегатах АП, принято подразделять по способу окисления сульфидов на две группы: факельные и в расплаве. К первой категории, по­лучивших наиболее широкую известность, относятся: взве­шенная плавка (ВП); ИНКО и кислородно-факельная плавка (КФП); ко второй — плавка Ванюкова (ПВ); совмещенная плавка шихты и конвертирование штейнов в одном агрегате (СПК); факельно-барботажная плавка (ФБП); кислородно-взвешенная циклонная электротермическая плавка (КИВЦЭТ) и Феркам; «Норанда» и «Эль-Тениенте»; «Мицубиси»: «Сиросмелт» («Айзасмелт», «Аусмелт»), а также многие дру­гие АП.

Технологические преимущества АП:

- низкий расход топливно-энергетических ресурсов, связанный лишь с получением технологического кислорода и разогре­вом агрегата до наступления автогенного режима плавки;

      -  возможность получения высокосернистых газов с их последующей утилизацией;

      -  регулирование десульфуризации расплава вплоть до получения черновой меди;

      -  высокие производительность процесса и уровень автома­тизации производства.

Кратко остановимся на характеристике некоторых автоген­ных процессов. К первой группе относятся кислородно-факель­ная плавка (КФП), плавка во взвешенном состоянии (ВП) и кис­лородно-взвешенная, циклонная, электротермическая плавка (КИВЦЭТ).

Кислородно-факельная плавка. Мелкодисперсный подсушен­ный концентрат в смеси с флюсами вдувается специальной горел­кой в пламенное пространство печи (рисунок1.2). Физико-химичес­кие взаимодействия между компонентами шихты и кислородом дутья протекают в пылевом потоке. Капли расплава из факела оседают в нижнюю часть печи и формируют жидкую ванну.

В печи КФП установлены следующие зоны:

—   шихтово-кислородный факел, где протекают окисление сульфидов, частично процессы штейно- и шлакообразования (I);

—   поверхность шлаковой ванны, где флюс окончательно ус­ваивается, и протекают реакции взаимодействия сульфидов с ок­сидами (II);

—              штейно-шлаковая ванна, где завершаются процессы штейно- и шлакообразования (II, III).

Рисунок 1.2- Изменение характеристик факела в печи КФП

Согласно рисунку 1.3 на расстоянии 0,7—1,3 м от устья горелки процесс окисления и плавления шихты в факеле практически завершается, о чем свидетельствуют максимальная температура и содержание SO2 в газовой фазе, отсутствие свободного кислоро­да в газах и прекращение процесса выгорания серы из конденси­рованной фазы.

Шихта печей КФП состоит из медного концентрата и кварца. Смесь фильтруют и с влажностью 12—16 % сушат в барабане до остаточной концентрации 4—7 %. Вторая стадия сушки осуще­ствляется в вертикальных трубах-сушилках, в нижнюю часть ко­торых подают горячие газы, нагретые до 400— 500 °С со скоро­стью 12—14 м/с. Конечная влажность 0,1—0,5 %, производи­тельность сушилок по концентрату составляет 80—85 т/ч, по удаляемой влаге до 4,0 т/ч.

Рисунок 1.3 Изменение температуры и состава газовой фазы по длине печи КФП

Высокая скорость окислительных процессов, пропорциональ­ная поверхности контакта фаз, затрудняет регулировку состава штейна и теплового режима плавки. Получение более богатых штейнов приводит к образованию избыточного тепла и вызывает износ футеровки. Для терморегулирования процесса в данном слу­чае приходится снижать производительность агрегата по концент­рату. Для увеличения стойкости футеровки кессонируют свод и стены печи, перерабатывают оборотные материалы (пыль, кон­вертерный шлак), что позволяет повысить содержание меди в штейне без увеличения теплонапряженности в агрегате.

Кладка печи КФП выполняется из хромомагнезитового кирпи­ча. Отвод газов из печи осуществляется через газоход в центре пламенного пространства агрегата. В качестве дутья применяют технологический кислород с содержанием 95—98 об. %. Штейн, содержащий 40—50 % меди, выпускают через шпуры и сифоны в ковши. Шлак сливают через летки в шлаковозы и отправляют в условный отвал. Печные газы и пыль направляют через соедини­тельный газоход в газоохладитель. Пылевынос составляет 6— 10 % от веса шихты. Запыленность газов 300—400 г/м3 на входе в котел-утилизатор и на выходе из него — 200—250 г/м3. Основные технологические показатели комплекса КФП:

Удельный проплав, шихты, т/(м2-сут)……              15—16

Содержание меди в шлаке, % мас              ………              0,7—1,2

Извлечение меди в штейн, %.......................97,2

Содержание SO2 в газах, % об              ………40—75

Комплекс печей КФП устойчиво работает на Алмалыкском горно-металлургическом комбинате. Одним из направлений со­вершенствования процесса является переход на работу с верти­кальными короткофакельными горелками.

Кислородно-взвешенная плавка. В настоящее время процесс фирмы «Оутокумпу» является наиболее освоенной технологией в первой группе АП, получившей наибольшее распространение (44 печи различного назначения, 2000 г.) в мировой практике цветной металлургии.

На рисунке 1.4 показана принципиальная схема переработки сульфидных медных концентратов способом взвешенной плавки.

Рисунок 1.4- Схема переработки сульфидных медных концентратов способом взвешенной плавки

медных концентратов спосоом

взвешенной плавки

Смесь различных концентратов и флюса (кварцевый песок) складируют в бункерах, далее с помощью коллекторных транс­портеров влажную шихту подают в сушку, до конечной влажно­сти <1 %. С этой целью используют барабанную печь с прямо­точной сушкой шихты продуктами сгорания топлива. Из су­шильного отделения шихту пневмотранспортом направляют в питающий бункер и далее вместе с возвратной пылью подают в печь.

Конструкция печи показана на рисунке 1.5.

Шихтовая аэросмесь с помощью специальной горелки посту­пает в плавильную шахту печи, где сульфидные частицы воспла­меняются, окисляются (сгорают) в потоке окислителя. Количе­ство тепла, выделяемого при взаимодействии компонентов ших­ты с кислородом дутья, достаточно для плавления частиц, и кап­ли попадают в нижнюю часть реакционной шахты.

Газовый поток движется сверху вниз. Скорости падения час­тиц (вязкость газа 3*10 -5 Н*с/м2, плотность 0,3 кг/м3, плотность частицы — 5000 кг/м3) приведены ниже:

Диаметр падающей частицы, мм……......1,0               0,05      0,01

Скорость падения, м/с              ………….. 0,83        0,033  0,0083

3

Рисунок 1.5- Печь для взвешенной плавки:

1 — шихтовая горелка: 2 — плавильная шахта; 3 — отстойная зона; 4 — аптейк; 5 — котел-утилизатор

При плавке сульфидных флотационных концентратов ско­рость оседания наиболее крупных зерен не превышает 1 м/с. Сульфидные частицы перемещаются вниз со скоростью практи­чески соизмеримой со скоростью газового потока, а при разме­рах менее 0,01 мм свободно витают в газовой фазе.

Продолжительность нахождения частицы во взвешенном со­стоянии и степень ее окисления, плавления учитывают при определенных размерах шахты. Диаметр шахты изменяется от 3,04 м до 5,5 м. Высота шахты составляет от 7,5 до 12 м.

Меньшая турбулентность газового потока, более низкая тем­пература, чем при горизонтальном шихтовом факеле (КФП), приводят к более низким скоростям окисления сульфидов и шла­кообразования в агрегатах ВП. Однако при достаточной высоте шахты достигается высокая степень использования кислорода при заданной десульфуризации. Требуемой десульфуризации до­стигают изменением соотношения между количеством кислоро­да и массой вдуваемого концентрата. Процессы формирования шлака и штейна преимущественно развиваются в ванне печи. Отстойная зона ВП напоминает конструкцию отстойной зоны отражательной печи: ширина ее 3,5—10 м, длина 12—32 м. Раз­меры отстойной зоны рассчитывают исходя из пребывания в ней шлака в течение 5—7 ч.

Высота аптейка достигает 20 м над уровнем расплава, что обусловлено необходимостью восстановления серы в газах до элементного состояния.

В результате физико-химических процессов, протекающих в шахте, образуются штейн (40—60 % Сu), шлак (1—2 % Сu) и газы (10—70 % SO2). Последние, нагретые до температуры 1300— 1400 °С поступают через аптейк в котел-утилизатор, где выраба­тывается насыщенный пар (Р = 4—7 МПа), используемый для по­догрева дутья (от 200 до 900—1000 °С) и нужд производства (отоп­ление, выработка электричества, производство кислорода).

В радиационной части котла газы охлаждаются до темпера­туры 650 °С, а в конвективной, с помощью экранных труб, тем­пературу снижают до 350—400 °С (там же улавливается 40— 50 % пыли). Из котла-утилизатора газы поступают в электро­фильтры, в которых происходит окончательная их очистка. Уловленную пыль пневмотранспортом подают в специальный бункер, и далее в смеси с концентратом, загружают в печь. Газы направляют на производство серной кислоты.

Медный штейн периодически выпускают из печи и направля­ют на конвертирование. Шлак поступает на обеднение в элект­ропечь, куда загружают кокс. Вторичный штейн после обедне­ния перерабатывают в конвертере. На стадию обеднения от­правляют также шлак взвешенной плавки и конвертерный шлак. Обедненный шлак гранулируют. Одним из вариантов обеднения конвертерного и плавильного шлаков является фло­тация. Полученный флотационный концентрат шихтуется вмес­те с исходным концентратом, и после сушки отправляется в агре­гат ВП.

Ниже приведены основные показатели работы некоторых зарубежных предприятий, использующих технологию взвешен­ной плавки:

3

При плавке медных концентратов, содержащих 13,6—30,7 % Сu, 22—38 % Fe, 26,6—37 % S и 4,4—14,7 % SiO2 получают штей­ны с 45—65 % Сu, и шлак (0,5—2,0 % Сu, 25^0 % SiO2, 34— 35%Fe;5,4—16,1 Fe3O4).

Основными преимуществами взвешенной плавки являются сравнительно высокая кампания печи (~1 год), небольшой объ­ем отходящих газов (35 000—55 000 м3/ч), и практически полная автогенность.

По мнению финских металлургов, технологию взвешенной плавки наиболее рационально использовать для плавки на чер­новую медь в одну стадию («Direkt-To-Blister») с получением бо­гатого шлака, т. е:

CuFeS2, CuS, Cu5FeS2 + О2 = [Cu]ч.м. + (FeO—Fe3O4—SiO2) + SO2.

Технологическая схема в этом случае состоит из следующих операций: подготовка концентрата; плавка высушенного кон­центрата с использованием дутья, обогащенного кислородом в печи ВП; электропечное обеднение шлака; конвертирование медно-свинцово-железного сплава, полученного в электропечи с получением меди, содержащей <0,3 % Си.

Преимуществом данной технологии является получение в од­ном агрегате стабильного потока высокосернистых газов, что позволяет их эффективно использовать для производства сер­ной кислоты и утилизации тепла. Кроме того, сокращается тру­доемкая операция конвертирования штейна. Однако, конечным продуктом взвешенной плавки (Глогув-2) является, только близ­кий по качеству к черновой меди сплав, содержащий, повышен­ное количество свинца (0,15—0,30 % РЬ). Наряду с этим, техно­логия характеризуется низким извлечением меди (~70 %). Про­блемным вопросом также является получение богатых шлаков, что в целом, снижает преимущества одностадийного производст­ва черновой меди. Переработка более качественных концентра­тов, с высоким содержанием меди и сопровождаемая меньшим выходом шлака, повысит эффективность его обеднения и техни­ко-экономические показатели процесса.

Более перспективной является технология взвешенной плав­ки и последующего конвертирования в агрегате взвешенной плавки. В настоящее время по данной технологии работает (1995 г.) новый завод «Гарфильд» в г. Солт-Лейк-Сити (США), производительностью 300 000 тонн анодов в год и производством 900 000 тонн в год серной кислоты.

Концентрат и кремнистый флюс высушивают во вращаю­щейся барабанной сушилке, образующиеся газы очищают от пыли. Единственная печь взвешенной плавки плавит подсушен­ный концентрат. Флюс, оборотный конвертерный шлак с полу­чением богатого медного штейна (70 % Сu). По мере востребо­ванности штейн измельчают и подают в единственную печь взвешенного конвертирования (ПВК). Черновую медь выпуска­ют непосредственно из агрегата ПВК в одну из двух вращаю­щихся анодных печей.

Применение взвешенной плавки и конвертирования позволя­ет наряду с увеличением производительности в два раза сокра­тить эксплуатационные затраты по сравнению с прежней техно­логией завода «Гарфильд», применявшего ранее агрегаты «Норанда» и горизонтальные конвертера Пирса—Смита. При этом на 75 % сократилась потребность во внешних топливно-энерге­тических ресурсах.

Специалисты фирмы «Оутокумпу» считают, что потенциаль­ные возможности взвешенного конвертирования практически не ограничены, и в скором будущем будет разработан агрегат ВП, производительностью 500 тыс. т Си в штейне в год, рассчитанного на переработку 1,5 млн т концентрата (33 % Сu) для производства ~700 тыс. т. штейна, содержащего 70 % Сu. В этом случае, мощно­стей печи взвешенного конвертирования достаточно для переплав­ки до 1,5 млн т штейна, содержащего 70 % Си, из которых 700 тыс. т поступает из собственного агрегата ВП, а остальные 700 тыс. т, можно приобретать у др. заводов-продуцентов. Таким образом, об­щая годовая мощность комплекса взвешенного конвертирования и агрегата ВП может достигать 1 млн т меди при наличии всего двух печей в общей схеме завода.

    Кислородно- взве­шенная,  циклонлоя,  электротермическая плавка.     Совмещает в одном агрегате процес­сы взвешенной и цик­лонной плавки суль­фидного концентрата с электротермическим обеднением шлака.

      Подсушенный кон­центрат подают в цик­лонную камеру, а кис­лород вводят в нее тан­генциально со скоро­стью до 150 м/с (рисунок 1.6). Частицы шихты приобретают враща­тельное движение и отбрасываются центробежными силами на стенки камеры. Шихта плавится и в виде тонкой пленки стекает по стенкам циклона в нижнюю часть печи. На поверхности ка­меры вследствие высоких скоростей окисления сульфидов раз­вивается температура 1870—2070 К. При избытке непрерывно поступающего концентрата достигается практически полное ис­пользование кислорода при заданной степени десульфуризации.

Рисунок 1.6- Схема аппарата  «КИВЦЕТ»

3

Отличием процесса окисления сульфидов в КИВЦЭТ от ПВС является то, что прямое взаимодействие сульфидов с кис­лородом протекает лишь в начальный момент свободного поле­та частицы. Подавляющая часть сульфидов окисляется в пленке расплава кислородом высших оксидов железа, так как поверх­ность расплава экранирована от воздействия кислорода дутья слоем первичного шлака. По мере стекания расплава частицы флюса, сульфиды и оксиды вступают в тесный контакт на по­верхности циклона, что приводит к интенсивному шлакообразо­ванию, причем одновременно протекают процессы коалесценции сульфидных частиц, которые полностью завершаются в ван­не печи.

В жидкой ванне окислительной зоны происходят следующие процессы:

—  реакции восстановления магнетита сульфидами;

—  растворение неусвоившегося кремнезема и других туго­плавких оксидов;

— распределение металлов между шлаком и штейном;

— укрупнение штейновых частиц и отделение их от шлака.
Шлаковый расплав поступает в электротермическую зону.

При высоких температурах протекают процессы восстановле­ния и возгонки цинка, свинца, рения и других компонентов:

—              восстановление магнетита до оксида железа (II):

Fe3O4 + С(СО) = Fe + СО(СО2),

—              восстановление цинка до металла и его возгонка:

ZnO + С(СО) = Znr + СО(СО2),

—              коалесценция штейновых частиц и их отделение от шлака.
      В качестве восстановителя применяют уголь или мелкий кокс, который находится на поверхности ванны, поэтому ско­рость протекания здесь восстановительных процессов низкая. Высокая скорость окислительных процессов не соответствует медленным стадиям восстановления, что является причиной об­щей низкой производительности агрегата.

Основные технико-экономические показатели работы опыт­но-промышленной установки КИВЦЭТ по переработке медных концентратов, состава, %: 6,4—24 Си, 25—40 S, 18—30 Fe, 4—12 SiO2, 10—20 Zn следующие:

Удельный проплав, т/(м2-сут)              …………………………..3—5

Десульфуризация, %              …………………………65—75

Содержание меди, % в штейне/(шлаке)…………….. (40—50)/(0,4—0,6)

Извлечение меди в штейн, %              .........................................97—98

Содержание SO2 в газах, об. %...............................................35—50

Степень отгонки цинка из расплава, %..................................70—75

Остаточное содержание цинка в шлаке, %...........................2,5—4,5

Содержание цинка в возгонах, %............................................65—70

Удельный расход электроэнергии, кВт-ч/т шлака              ……….500—800

Удельный расход кислорода, м3/т концентрата……………200—210

На Усть-Каменогорском свинцово-цинковом комбинате ос­воен процесс переработки свинцово-цинковых концентратов (КИВЦЭТ-ЦС) с получением чернового свинца и последующей доработкой цинксодержащего шлака в отдельной шлаковозгоночной печи.

Общими недостатками АП первой группы, обусловленными физико-химическими особенностями процесса окисления суль­фидов являются:

—              высокоразвитая поверхность контакта фаз «сульфидная частица — кислород дутья» приводит к переокислению Fe (II) до Fe (III), образованию магнетита; в отстойной зоне отсутствуют условия для более полного протекания процессов коалесценции — все это является причиной высокого содержания меди в шлаке;

—              высокая скорость окисления сульфидов в факеле нивели­
руется медленными скоростями штейно- и шлакообразования и
разделения фаз в отстойной зоне. Это является причиной срав­
нительно низкой общей производительности процесса.

В какой-то степени этот недостаток устраняется в техноло­гии факельно-барботажной плавки (ФБП), совмещающей досто­инства как факельных так и барботажных процессов.

Факелъно-барботажная плавка. Технология автогенной плавки в печи ФБП основана на следующих принципах:

— разделение реакционного объема на последовательные зоны с раздельной подачей газообразного окислителя;

—   безфлюсовое окисление сульфидов до штейна в началь­
ной зоне агрегата;

—   доокисление расплава до белого матта (черновой меди) в
последующей зоне с подачей флюсов и формирование шлака.

В газовом объеме печи (рисунок 1.7) процесс окисления сульфи­дов концентрата протекает в вертикальном сульфидно-кисло­родном факеле (Т= 1873 К), а непосредственно в ванне расплава происходит доокисление штейна до белого матта (черновой ме­ди) технологическим кислородом, подаваемым с помощью фурм. Формирование шлака начинается на поверхности распла­ва куда подают флюс и где температура ванны составляет 1473—1523 К. Шлак, содержащий минимальное количество маг­нетита (10—15 %) перетекает через разделительную перегород­ку в зону обеднения.

Рисунок 1.7- Печь ФБП

3

Полупромышленные испытания технологии ФБП, проведен­ные на ОАО «Алмалыкский горно-металлургический комби­нат» по переработке медного концентрата состава, %, (по мас­се): 14,47 Сu; 33,4 Fe; 1,05 Zn; 1,26 Pb; 40,38 S; 0,11 CaO; 3,8 SiO2 приведены ниже:

             Факельная зона

Расход:

Концентрата, т/ч              …………………………….1,0

Оборотной пыли, т/ч              …………………………….0,1

Кислорода (95 % об.)              …………………………….239

Содержание меди в штейне, %.................................................30—35

Средняя температура факела, °С              …………………………….1400

Барботажиая зона

Расход:

Кварца, кг/ч              ……………………………..140

Известняка, кг/ч              ……………………………..210

Кислорода (95 % об.)              ……………………………..105

Содержание меди в штейне, %..................................................71—83

Состав шлака, %:

Си              ……………………………0,8—1,3

Fe              ……………………………40—53

SiO2.............................................................................................19—26

CaO…………………………………………………………….8—13

Содержание SO2 (числитель) и О2 (знаменатель),

%, об. от двух зон……………………………………………(44—56)/(0,8—3,0)

Выход штейна, шлака, т/ч, газа, м3/ч, соответственно:       0,162; 0,664; 580

Температура штейна, шлака, газа, "С, соответственно:      1190; 1250; 1200

Зона обеднения

Расход:

Клинкера, кг/т шлака……………………………………….118

Пирита, кг/т шлака              …………………………….59

Электроэнергии, кВт/ч              …………………………….88

Кислорода (95 % об.), мэ/т              …………………………….40

Содержание меди, %:

в штейне обеднения………………………………………….39,1

в конечном шлаке…………………………………………….0,4

В настоящее время данная технология внедрена на ОАО «АГМК».

Среди АП второй группы наибольшее значение в пирометал­лургии тяжелых цветных металлов имеют: плавка в печах Ванюкова (ПВ); совмещенная плавка-конвертирование (СПК); зару­бежные процессы «Норанда» и «Элъ-Тениенте»; «Аусмелт».

Плавка в печи Ванюкова, или «Процесс Ванюкова». Являет­ся высокоэффективной отечественной разработкой автогенной технологии плавки сульфидного сырья в жидкой ванне (ПЖВ), используемой на предприятиях цветной металлургии России и Казахстана и получившая признание за рубежом. Процесс ПЖВ и печь для ее осуществления были предложены проф. А.В. Ванюковым (МИСиС) в 1949 г. Впоследствии (1986) название (ПЖВ) было изменено и ему присвоено имя автора. Первое ав­торское свидетельство на технологию плавки и конструкцию агрегата было получено в 1976 г.

Рисунок 1.8 Схема печи Ванюкова:

1 — фурмы и подача дутья; 2 — загрузка шихты; 3 — шлаковый сифон;

4 — штейновый сифон; 5 — аптейк

В настоящее время на ПВ имеет­ся более 100 авторских свидетельств и зарубежных патентов. В медной промышленности первый производственный комплекс ПВ был введен в эксплуатацию на медном заводе НГМК (1977), позднее (1985, 1987 гг.) были построены две печи на Балхаш­ском ГМК для переработки медной сульфидной шихты и клин­кера цинкового производства.

Сущность ее заключается в том, что перерабатываемое сы­рье непрерывно загружается на поверхность интенсивно барботируемого окислительным газом шлакового расплава.

Печь Ванюкова (рисунок 1.8) представляет собой шахту, кессо-нированную от фурм до свода и выполненную ниже фурм из ог­неупорного кирпича. Дутьевые фурмы расположены в нижней части кессонированного пояса шахты на уровне 400—500 мм от спокойной поверхности расплава. Глубина ванны расплава в пе­чи без барботажа 2,0—2,5 м. Общая высота печи составляет 6,0—6,5 м, ширина 2 м. Компоненты шихты раздельно загружа­ются в печь из соответствующих бункеров ленточными питате­лями. С внешней стороны к шахте печи у переточных каналов примыкают шлаковый и штейновый сифоны, в стенах которых предусмотрены выпускные отверстия для слива шлака и штейна. Положение сливного порога отверстий определяется соответст­вующим уровнем слива шлака и штейна.

Удельная мощность продувки жидкой ванны для агрегатов ПВ составляет 40—100 кВт/м3 расплава, что приводит к его дроблению на мелкие капли. В этом случае образуется шлаково-штейновая эмульсия, т. е. жидкий шлак, в котором находятся мелкие кап­ли расплава штейна. Содержание сульфидных капель в шлаке со­ставляет 5—10 % от массы расплава, а их размер 0,5—1,0 мм.

Процесс окисления сульфидов в отличие от других АП про­исходит в шлаково-штейновой эмульсии, поэтому технологию ПВ рассматривают как эмульсионную.

Окисление сульфидов в эмульсии протекает по следующим параллельным процессам:

—              окисление газообразным кислородом сульфидов, растворенных в шлаке, с образованием FeO, Fe3O4, SO2;

—    окисление газообразным кислородом капель штейна, взвешенных в шлаке;

—    окисление сульфидов по реакциям их взаимодействия с высшими оксидами железа.

Несмотря на образование Fe3O4 в результате стадии (I) и про­дувки шлака кислородсодержащим газом, в барботажной зоне созданы благоприятные условия для восстановления магнетита сульфидами за счет:

—   эффективного контакта с кремнеземом;

—   более высокой температуры в области его образования;

—   высокой скорости удаления SO2 в газовую фазу.

Поэтому конечное содержание магнетита в отвальном шла­ке ПВ составляет 3—8 %, что значительно ниже, чем в других автогенных процессах.

Вследствие интенсивного перемешивания капли сульфидной фазы, образуемые из частиц шихты, соударяются и сливаются, а при достижении размера 0,5—5 мм оседают из верхнего барботируемого слоя в донную фазу. Этим обеспечивается вертикаль­ное перемещение расплавов из надфурменной в подфурменную зону. Вертикальное перемещение шлака характерно только для печей ПВ, в отличие от горизонтального движения расплава в других плавильных процессах. В результате происходит много­кратная промывка шлака крупными каплями сульфидов, что снижает количество мелкодисперсной сульфидной взвеси в шла­ке и уменьшает потери с ним цветных металлов.

В процессе ПВ из-за высоких скоростей тепло - и массообмена достигается состояние, близкое к равновесию, что позволяет прогнозировать выход и состав продуктов плавки и упрощает управление процессом.

Барботаж ванны способствует увеличению скорости раство­рения тугоплавких составляющих шихты и крупных кусков руды (до 50 мм), что благодаря высоким скоростям оседания штейновых частиц позволяет использовать отстойники меньших разме­ров, а, следовательно, и достигать большей удельной производи­тельности процесса.

В агрегатах ПВ наименьший, по сравнению с другими АП, пылевынос: брызги, возникающие при барботаже расплава, ас­симилируют тонкую пыль, кроме того, для процесса характерна сравнительно низкая скорость газового потока в шахте печи (1,5—2,0 м/с).

В металлургии меди печи ПВ эксплуатируются на ОАО «Балхашский медеплавильный комбинат», ОАО «Норильский никель» и на ОАО «Среднеуральский медеплавильный завод».

Основные показатели работы печей ПВ:

Удельная производительность по шихте т/(м2-сут)              ………..60—80

Содержание кислорода в дутье, об. %              ...................................60—65

Расход кислорода, м3/т концентрат…………………………140—300

Содержание меди, % (по массе):

в шихте              …………………………15—19

в штейне              ………………………….45—55

в шлаке              ………………………….0,5—0,6

Влажность шихты, %.................................................................6—8

Максимальная крупность шихты, мм              ………………………до 50

Расход условного топлива, % ..................................................до 2

Содержание SO: в газах, %, об              ………………………….20—40

Пылевынос, %.............................................................................1,0

Плавка ПВ позволяет перерабатывать медные, никелевые, медно-никелевые, медно-цинковые, свинцовые концентраты и окисленные никелевые руды. Агрегат ПВ можно использовать для обеднения шлаков, плавки вторичного сырья, пиритных кон­центратов и клинкеров цинкового производства.

Процесс совмещенной плавки и конвертирования. Совме­щенная плавка сульфидного сырья и конвертирования в одном агрегате (СПК) была разработана в институте «Унипромедь». Особенностью СПК данного способа является подача шихты че­рез боковые фурмы в объем сульфидного расплава. В настоя­щее время СПК реализован на Медногорском медно-серном комбинате (1995—96) и на ОАО «Святогор» (1997) в варианте загрузки шихтовых материалов на поверхность расплава через горловину конвертера.

Практика СПК на ММСК. В период реконструкции оборудо­вания на территории металлургического цеха был установлен плавильно-рафинировочный агрегат емкостью 140 тонн для перера­ботки твердого медьсодержащего концентрата и медьсодержа­щих отходов (рисунок 1.9). Конечными продуктами переработки в агрегате являются штейн, содержащий 70—75 % Сu и шлак (0,3—0,8 % Сu). Дальнейшее рафинирование штейна до черно­вой меди производится в 80-тонном конвертере. Шлак после дробления поступает на переплавку в шахтную печь. Плавку и частичное рафинирование расплава проводят в автогенном режиме, что обеспечивается подачей в расплав воздуха, обогащен­ного кислородом.

Плавильно-рафинировочная ванна имеет две зоны: плавиль­ную и отстойную. Шихтовые материалы загружают непрерыв­но, слив штейна периодически и шлака непрерывно в изложни­цы шлакоразливочной машины.

В рафинировочный агрегат входят 140-тонный конвертер, напыльник и шлакоразливочная машина. В состав конвертера горизонтальная цилиндрическая печь, которая при выполнении различных технологических и ремонтных операций поворачива­ется вокруг горизонтальной оси. Загрузка пылевидных и мелко­фракционных шихтовых материалов осуществляют с помощью пневматического загрузочного устройства, установленного на торце печи. Кусковые и брикетированные материалы загружа­ют через горловину в области реакционной зоны агрегата.

Загрузку крупногабаритных материалов проводят через га­зовую горловину, технологическое дутье подают через фурмы, расположенные по образующей печи ниже уровня расплава.

3

Рисунок 1.9- Схема конвертерного агрегата:

1 — цилиндрическая поворотная печь; 2 — пневматическое загрузочное устройство; 3 — загрузочная горловина; 4 — газовая горловина; 5 — стационарная часть напылышка; б — поворотная часть напыльника; 7 — ковш для приема штейна; 8 — стационарный штейновый желоб; 9 — летка для выпу­ска обогащенного штейна; 10 — фурмы для подачи воздуха, обогащенного кислородом; 11 — летка для выпуска шлака; 12 — стационарный шлаковый желоб; 13 — конвейерная шлакоразливочная машина

Предусмотрены дополнительно 2 фурмы в отстойной зоне (за газовой горловиной) предназначенные для нагрева шлака и по­вышения его жидкотекучести. Выпуск обогащенного штейна производят через выпускное отверстие в торцевой стенке печи.

Шлак с поверхности расплава удаляют непрерывно с торце­вой части печи, противоположной загрузке, и далее по футеро­ванному желобу поступает непосредственно в изложницы.

Для удаления газообразных продуктов предусмотрена газовая горловина, установленная в стороне от реакционной зоны. Напыльник охлаждается водой и состоит из двух частей: стационар­ной и поворотной. Стационарная часть выполнена в виде прямо­угольного фланца, подсоединенного к газоходной магистрали. По­воротная часть напыльника при подъеме в верхнее положение полностью открывает доступ к горловине для выполнения техно­логических операций. В закрытом положении обеспечивается при­мыкание периметра напыльника к фартуку поворотной печи с ми­нимальным зазором, что снижает разубоживание газов и обеспе­чивает повышенное содержание SO2 в отходящих газах, направля­емых после газоочистки на сернокислотное производство.

Необходимо отметить, что в конструкции печи предусмотре­на возможность ремонта футеровки в зоне фурменного пояса без демонтажа оборудования. Это позволяет проводить ремонт без охлаждения печи до низких температур и устраняет необхо­димость последующего ее разогрева. Это уменьшает теплосмены и повышает стойкость огнеупорных материалов. Кроме того, сокращается время простоя агрегата в период ремонтных работ.

Агрегат СПК данной конструкции имеет широкие возможности для пере-

работки различных медьсодержащих материалов в авто­генном режиме, отличается простотой конструкции и обслужива­ния, характеризуется высокой надежностью работы его механиз­мов. Заметим, также, что монтаж и пуск агрегата был осуществлен в короткие сроки и с минимальными капитальными затратами.

Параметры работы СПК на ОАО «ММСК» при использова­нии воздушного дутья и кислородно-воздушной смеси (КВС):

Вид дутья                                    Воздух                          КВС

Производительность по концентрату, т/ч                      10—12                       10—16

Расход, тыс. м3/ч:

воздуха                                             24                20,5—22,5

кислорода                                             —                            до 3

Содержание О2 в дутье, % об                                             21                         22—28

Давление дутья, МПа                                      0,07—0,15          0,07—0,15

Температура процесса, °С                                      1100—1300       1100—1300

Содержание меди, %:

в штейне                                           65—72                     60—70

в шлаке                                            3—7                          1,5—4,0

Коэффициент нахождения конвертера

под дутьем, %                                          92—96                          92—96

Содержание SiO2 в шлаке, %                                          18—22                          18—22

Пятилетняя эксплуатация СПК подтвердила его экономиче­скую эффективность перед аналогичными аппаратурно-технологическими решениями.

Практика СПК на ОАО «Святогор». Технологическая схема СПК на ОАО «Святогор» включает (рисунок 1.10) плавку концент-

Рисунок 1.10- Схема процесса "совмещенная плавка-конвертирование"

рата на богатый штейн с последующей его доработкой до черно­вой меди; охлаждение и флотационное обеднение шлака; очист­ку газа от пыли и производство серной кислоты.

Агрегат СПК оборудован (рисунок 1.11) системой подачи шихты и газовоздушными горелками для разогрева конвертера и ком­пенсации потерь тепла в рабочем режиме с номинальным расхо­дом газа до 600 м3/ч. В качестве шихты используется смесь кон­центратов, содержащих 13—15 % Сu; 36—37 S; 30—32 % Fe и флюсов (75—80 % SiO2). Контроль температуры ванны (режим «On line») осуществляют с помощью радиационного пирометра, установленного в торцевой части конвертера агрегата.

Ниже представлены некоторые технико-экономические по­казатели работы конвертерного передела с момента пуска СПК:

                        1997г.   1998 г.    1999г     2000 г.

Переработано, тыс. т:

штейна              …                                    179,2     189,9       225,5        219,9

кварцсодержащего флюса….                                   36,8      35,0                   37,7                       40,7

Среднее содержание Си в штейне, %            28,44     25,10      23,68        24,70

Получено, тыс. т:

черновой меди              ….                                      50,8     45,8                  54,0         56,5

конвертерного шлака……                                    161,2     146,7      188,3        178,8

Использование конвертера под дутьем, %...   65,2              65,7       66,5              66,2

Извлечение меди, %                            …..                       93,8              93,9                   93,6              95,3

Рисунок 1.11- Конструкция агрегата СПК. Общий вид

В период работы СПК на богатые штейны (60—75 % Сu) и получения шлаков, содержащих 2,5—3,5 % Сu, были установле­ны корреляционные зависимости между содержанием Сu в штейне (ССu) производительностью агрегата по шихте (G) и про­должительностью продувки (τд):

Анализ полученных зависимостей свидетельствует о том, что выход на оптимальный состав штейна (55—65 % Сu) проис­ходит в течение 2-х часов работы агрегата. Последующая плав­ка на штейн заданного состава, требует подачи 12,4 т/ч шихты. Компенсация тепла может быть обеспечена сжиганием 250— 280 м3/ч природного газа.

Полученные на ОАО «Святогор» результаты свидетельству­ют о достаточно высокой эффективности работы агрегата СПК, которые могут быть улучшены за счет использования воздуха, обогащенного кислородом. Предполагается строительство вто­рого комплекса СПК и кислородного блока для обеспечения од­новременной работы 2-х агрегатов с получением белого матта. В этом случае, наряду с увеличением мощности производства, повысится содержание SO2 в отходящих газах, что создает усло­вия для более эффективной утилизации серы комбината.

Процесс «Норанда». Процесс непрерывной плавки, совме­щенный с конвертированием, проводимый в цилиндрическом аг­регате типа конвертера. Разработан в Канаде фирмой «Норанда Майнз». Первые испытания были проведены в 1968 г. на заводе «Горн» (Канада). Промышленное внедрение комплекс «Норан­да» получил на заводе «Гарфильд» (США) в 1973 году. Впослед­ствии был реконструирован (1979) в конвертер-реактор, где при­меняли дутье, обогащенное кислородом (до 34 % об.) С этого времени технология в аппаратах данного типа называется как модифицированный процесс «Норанда» на дутье, обогащенном кислородом. Данную технологию применяли на Чилийских заво­дах «Калетонес» и «Чукикамата» и на заводе «Бор» Югославия. На заводе Порт-Кэмбла (Австралия) в 1990 году шахтные печи были заменены на агрегат «Норанда».

В процессах «Норанда» используют большие цилиндричес­кие конвертера длиной 21,3 и диаметром 5,2 м (рисунок 1.12). Фур­мы установлены по всей длине агрегата в количестве 60 шт., диаметром 54 мм. Шихту непрерывно загружают в реактор че­рез отверстие в торцевой части конвертера или вдувается че­рез некоторые фурмы. Концентрат, содержащий 25 % и 30 % S, подсушивают до влажности 7 % и сырые окатыши вместе с флюсами загружают в печь. Газы отводятся через горловину в напыльник.

Для регулирования теплового режима конвертера периоди­чески на торцевых горелках сжигают топливо (природный газ, мазут), а также загружают уголь.

При работе на воздушном дутье газы содержат 7 % SO2 и по­сле очистки их направляют на производство серной кислоты. Обогащение дутья кислородом до 30 % повышает концентрацию SO2 в районе аптейка до 25 %. Содержание SO2 в отходящих га­зах сернокислотной установки <0,4 %. Извлечение серы 85 % и пылевынос ~3 %.

3

Рисунок 1.12- Продольный и поперечный разрезы агрегата «Норанда» в рабочем (а) и нерабочем (б) положениях

Первоначально процесс «Норанда» использовали для получе­ния непосредственно черновой меди, но при этом были получены богатые шлаки (8—12 % Сu). Плавка на богатый штейн (>70 % Сu) приводила к получению более бедных шлаков, содержащих % мае: 5 Сu; 22 SiO2; 40 Fe. В дальнейшем эти шлаки отправляли на флотацию, в результате были получены хвосты флотации (до 0,25—0,4 % Сu) и медный концентрат (25—35 % Сu), возвращае­мый в шихту плавки. Потери меди составляли 0,75 %.

Процесс по способу «Норанда» отличается высокой произво­дительностью. При обогащении дутья кислородом до 30 %, про­плав шихты достигал 1800 т/сут.

Процесс «Элъ-Тениенте». Является разновидностью процес­са «Норанда» и осуществляется в модифицированном конверте­ре «Эль-Тениенте» (ТМС). Внедрен на заводах «Калетонес» (1977—1978 гг.), «Чукикамата» (1984), «Потрерильос» (1985) и «Лас-Вентанас» (1984).

Особенностью технологии ТМС в отличие от «Норанда» яв­ляется:

—              совместно  с  концентратом периодически добавляется жидки штейн отражательных печей для регулирования тепло­вого режима плавки;

—  часть сухого концентрата вводится через фурмы, а другая — загружается на поверхность ванны;

—  плавку ведут непрерывно на белый матт (72—77 % Сu), при­ чем выпуск шлака и матта осуществляется с противоположных концов конвертера, тем самым реализуется принцип противотока.

Повышение содержания кислорода в дутье и предваритель­ная сушка

концентрата до влажности 0,2 %, увеличивает произ­водительность конвертера и позволяет снизить количество доба­вок штейна.

Общий вид конвертера показан на рисунке1.13.

Рисунок 1.13- Модифицированный конвертер «Эль-Тениенте»:

1 — заливка штейна; 2 — отходящие газы; 3 — загрузка; 4— шлак; 5 — белый матт; 6 — фурмы; 7 — воздух, обогащенный кислородом; 8 — загрузка концентрата и флюса; 9 — приводной механизм

Ниже представлены некоторые показатели работы конвер­теров «Норанда» и «Эль-Тениенте » на разных предприятиях:

                    «Порт-Кэмбла»              «Калетонес»

                    (Австралия)              (Чили)

Процесс                                                «Норанда»       «Эль-Тениенте»

Размеры реактора, м

Длина (диаметр)                                                    17,5 (4,5)                          21 (4,2)

Высота слоя шлака (штейна), м                 0,3 (1—1,1)                      0,5 (1,2)

Число вспомогательных горелок                              2                                    нет

Количество фурм (общее), шт.                                 35                                    47

активных                                                     22—24                                    42

Диаметр фурм, см                                                      5                                     6

Производительность, т/сут:

концентрат                                     00—900 (26 % Сu)      1550(31 % Сu)

                                    в фурмы

кремнистые флюсы                                                     90—100                    190 (91 % SiO2)

пыль                                                         0—12                                  концентрат

                                       на ванну

оборотные материалы                                                         80—100                      240 (8 % Н2О)

Концентрация кислорода в дутье, %, об.                   38—40                                     31

Расход дутья, м3/ч                                                   1200—1320                        1380

Расход кислорода на т концентрата                   140—160 кг                          160

Производительность, т/сут

по штейну                                          400—500 (70 % Сu)   700 (75 % Сu)

по шлаку                                          500—600 (3-4 Сu)   1200 (7 % Сu)

Объем отходящих газов, 103, м2/ч                            37,8—40,2                             150

Концентрация SO2 в отходящих газах,

%, об                                                              16                              12,5

Расход топлива на т сухого концентрата   15—20 кг кокс,        автогенный

                               ~6 газ

Таким образом, плавка медных концентратов в конвертерах отличается высокой производительностью, возможностью по­лучения кондиционного для производства серной кислоты газа и выхода на автогенный режим плавки («Эль-Тениенте»).

Процесс «Мицубиси». Предназначен для непрерывного полу­чения черновой меди из сульфидных концентратов, разработан в Японии и применяется на заводах «Кидд-Крик» (Канада), «Он-сан» (Южная Корея), «Гресик» (Индонезия), «Порт-Кэмбла» (Австралия) и «Наосима» (Япония).

Технология осуществляется в трех каскадно-расположенных печах (рисунок 1.14): плавильной (S), для обеднения шлака (CL) и конвертерной (С). Промежуточные продукты перетекают по за­крытым водоохлаждаемым желобам. Концентрат сушат (W = ~ 0,5 %) и в смеси с измельченными флюсами вдувают в печь.

Смешение концентрата (32,35 % Сu; 24,93 % Fe; 30,95 S) с уг­лем, кварцевым флюсом, оборотным конвертерным шлаком и

Рисунок 1.14- Технология «Мицубиси»

3

обогащенным до 56 % кислородом воздуха происходит в верти­кальной водоохлаждаемой фурме, диаметром 100 мм. Расход концентрата составляет 84,0 т/ч, флюсов (SiO2: известняк) 11 5:2,6, оборотного конвертерного шлака 7,1 т/ч, угля 1,4 т/ч. Используют верхнюю продувку расплава со скоростью 150— 200 м/с с помощью 10 фурм, установленных в два ряда и шахмат­ном порядке над поверхностью ванны 0,7 м («Наосима») при дав­лении дутья (1,5—2,0)*105 Па. Общая высота расплава в плавиль­ной печи составляет 1,5 м.

Плавильная печь представляет собой футерованный цилиндр диаметром 11,5 и высотой 4 м, частично отапливаемый 4-мя ма­зутными горелками. Толщина футеровки 0,35 м. Система управ­ления позволяет гибко изменять производительность каждой фурмы. Использование вертикальных фурм обеспечивает эф­фективное перемешивание расплава и соответствующее вовле­чение твердых составляющих шихты в зону продувки. Пылевынос составляет ~3 % от массы шихты. Штейно-шлаковый рас­плав поступает в отстойно-обеднительную электропечь мощно­стью 3600 кВт, куда вводят восстановитель (пирит, коксик).

Плавку осуществляют при Т = 1500 К с получением штейна (40,9 т/ч), содержащего >67 % меди и шлака 49,7 т/ч (0,6—0,8 % Сu; 36—37 % SiO2; 40—42 % Fe). Плавильный шлак используют для строительства дорог и производства цемента.

Печь обеднения имеет овальную форму и размеры 8x5,2 м, высота печи 2,2 м, снабжена шестью графитовыми электродами, диаметром 400 мм, длиной 1,8 м. Расход электродов 7 шт. в ме­сяц, электроэнергии 40—45 кВт*ч/т шлака.

Штейн выпускают через сифон в агрегат для конвертирова­ния со скоростью 19,3 т/ч. Продувку штейна ведут через верти­кальные фурмы; расход дутья составляет 14,5 тыс. м3/ч, через фурмы подают 1,2 т/ч известняка. Получают феррито-кальциевые шлаки, содержащие, %: 13—14 Сu, 42,4 % Fe, 15 % СаО. Шлак гранулируют и возвращают в плавильную печь. Черновую медь (0,6—0,7 % S) выпускают в миксер. Содержание SO2 в от­ходящих газах плавильной и конвертерной печей составляет 28—30 %, температура 1473—1573 К. Газы направляют в котлы-утилизаторы (КУ) горизонтального типа с радиационной и кон­вективной частями, очищают от пыли в сухих электрофильтрах, смешиваются и далее в количестве 150 тыс. м3/ч (16—17 % SO2), утилизируют в сернокислотном производстве. Температура га­зов после радиационной части 1173 К, на выходе из КУ — 823 К. Получают пар в количестве 40 т/ч (Р = 3,7—3,8 МПа), использу­емый для производства электроэнергии в количестве 20 кВт/ч на 1 тонну пара.

Печь для конвертирования имеет круглую форму, диаметр кожуха 8000 мм, высота 2940 мм. Дутье, воздух обогащенный кислородом 32—35 % об. осуществляют через 10 фурм с расхо­дом ~24 000 м3/ч. Нижняя часть конвертерной фурмы также мед­ленно вращается для удаления настылей. В агрегат загружают известняк (2,1 т/ч), лом анодных печей (4,6 т/ч). Выход черновой меди 30,6 т/ч, конвертерного шлака 13,4 т/ч. Из ванны грануля­ции шлак подают на ленточный транспортер и транспортируют в приемный бункер сушильной трубчатой печи. После сушки по­ступает в плавильную печь.

Футеровка плавильной и конвертерной печей по высоте шла­ковой ванны выполнена с применением медных закладных водоохлаждаемых элементов, которые чередуются с хромомагнезитовой кладкой. Расход циркулирующей воды на охлаждение со­ставляет 550—600 м3/ч, перепад температур 281—288 К, Эффек­тивность использования кислорода при плавке и конвертирова­нии 98—99 %.

В процессе «Мицубиси» расплав находится в турбулентном состоянии, что увеличивает конвективную составляющую про­цесса тепло- и массопередачи в объеме жидкой фазы. Процессы окисления и плавления сульфидов осуществляются на поверхно­сти воронки, куда с высокой скоростью подают смесь дутьевого воздуха и шихты.

2. Технико-Экономическое обоснование проекта.

Совмещенная плавка и конвертирование процесс плавки медного концентрата осуществляется в конверторе с объемом 140 тонн. Это наименее капиталоемкий процесс.

   Предполагается установить в металлургическом цехе агрегат СПК, для переработки концентрата и богатой руды с получением богатого штейна. Таким образом, процесс производства черновой меди проходит без  операции: специальной подготовки сырья.

   Основные преимущества плавки медных концентратов в агрегате СПК :

-процесс может быть реализован на воздушном дутье, обогащенном кислороде до 27%-34% (на первоначальном этапе агрегат может быть введен в эксплуатацию без кислородной станции);

-для установки агрегата СПК для плавки концентратов, необходимо выполнение минимальных объемов строительно-монтажных работ;

-решает экологические вопросы (становится возможной максимальная утилизация серы и отходящих вредных выбросов в атмосферу);

-позволяет перерабатывать сырье практически без специальной его подготовки и сушки;

- агрегат СПК является наиболее безопасным в техническом плане и эксплуатационном отношении, так как может быть вывернут (выведен) в любое время в нерабочее положение.                                                                                                                         

3. МЕТАЛЛУРГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

3.1 Расчет рационального состава концентрата

Таблица 3.1-Химический состав концентрата

По минеральному составу две трети меди находится в виде халькопирита, а одна треть в виде ковеллина: цинк находится в виде сфалерита, свинец в виде галенита, в концентрате присутствует пирит в котором все остальное железо     [5]

Количество меди в халькопирите

14,87·0,66=9,81 кг

Количество халькопирита

(184·9,81) / 64=28,2 кг

Количество серы в халькопирите

(64·9,81) / 64=9,81 кг

Количества железа в халькопирите

(56·28,2) /184=8,58 кг

Количества меди в ковеллине

14,87·0,34=5,06 кг

Количества ковеллина

(96·5,06) / 64=7,59 кг

Количества серы в ковеллине                                                                    

  (32·7,59)/ 96=2,53 кг

Весь цинк содержится в виде сфалерита

Количество сфалерита

(97,4·4,0) / 65,4=5,96 кг

Количество серы в сфалерите

(32·5,96) / 97,4=1,96 кг

Свинец содержится в виде галенита

Количество галенита

(239·1,04) / 239=0,14 кг

Железо и сера содержится в пирите и отсутствует во всех других компонентах пустой породы, что дает возможность определить по остатку количества железа и серы

Количество серы в пирите

30,4-8,58=21,82 кг

Количество серы в пирите

39,1-(9,81+2,53+1,96+0,14)=24,66 кг

Таблица 3.2-Рациональный состав концентрата

3.2 Расчет состава штейна

На основании рационального состава концентрата определим предварительный состав и количество штейна.

При нагревании, халькопирит, ковеллин и пирит разлагаются по уровням

4CuFeS2= 2Cu2S+4FeS+S2                                                                    (3.1)

Количество халькозина

(2·160·28,2) / (4·184)=12,26 кг

Количество сульфида железа.

(88·28,2) / 184=13,49 кг

Количество железа в FeS.

(56·13,49) / 88=8,58 кг

Количество серы в FeS.

(32·13,49) / 88=4,91 кг

4CuS=2Cu2S+S2                                                                             (3.2)

Количество халькозина

(2·160·7,59) / (4·96)=6,33 кг

Количество всего халькозина

12,26+6,33=18,59 кг

Количество серы в халькозине

(32·18,59) / 160=3,72 кг

2FeS2=2FeS+S2                                                                               (3.3)

Количество сульфида железа

(88·46,48):120=34,08 кг

Количество железа в FeS

(34,08·56) / 88=21,69 кг

Количество серы в FeS

(64·46.48) / (2·120)=12,39 кг

По практике в штейн переходит 50-70% цинка                                                                              

исходного концентрата, принимаем, что в штейн перешло 50% цинка.

Количество цинка в штейне

4,0·0,5=2,0 кг

Количество сфалерита в штейне

(97,4·2,0) / 65,4=2,9 кг

Количество свинца в концентрате  составляет 0,9кг.                                  

Количество свинца в штейне составит 50% исходного концентрата, тогда

0,9·0,5=0,45 кг

Количество галенита

(239·0,45) / 207=0,52 кг

Количество серы в галените

(32·0,52) / 239=0,07 кг

Остальные соединения в форме: SiO2, Al2O3, CaO, MgO перейдут в шлак.

Таблица 3.3-Предварительный состав штейна

Из предварительного состава штейна содержание меди составит (14,87·100)/69,58=21 %

При содержании меди в штейне 21% содержание кислорода по диаграмме зависимости между содержанием меди и кислорода в форме Fe3O4 составит 4,0%.

Найденное содержание кислорода связано с железом, которое перешло в штейн в виде Fe3O4, тогда его содержание составит

(232·4,0) / 64=14,5 %

Количество магнетита в штейне предварительно составит

X:(69,58+X)=0,145

Х=(0,14·69,58)+0,145Х

Х=11,8 кг

Количество кислорода в магнетите

(64·11,8) / 232=3,25 кг

Количество железа в магнетите

(168·11,8) / 232=8,55 кг

Количество оставшегося железа в форме FeS

30,27-8,55=21,72 кг

Количество FeS

(88·21,72) / 56=34,13 кг

Количество cеры в FeS

(32·34,13) / 88=12,41кг

Таблица 3.4-Предварительный состав штейна с учетом магнетита

При расчете ориентируемся на получение штейна с одержанием меди 40%.В штейне с заданным содержанием меди должно содержаться 30%-40% FeS, тогда необходимо уменьшить FeS в массе штейна на Х

(34,13-Х) / (67,94-Х)=0,40

Х=11,6 кг

Необходимо окислить FeS в количестве 11,6 кг, тогда количество FeS в штейне составит

34,13-11,6=22 кг

Таблица 3.5-Предварительный состав штейна с учетом окисления FeS

2FeS+O2=2FeO+2SO2                                                                     (3.4)

Для окисления 11,6кг FeS потребуется кислорода

(32·11,6) / 176=2,11 кг

Количество FeO

(72·11,6) / 88=9,5 кг

Количество железа в FeO

(56·9,5) / 72=7,4 кг

Согласно диаграмме Аветисян, штейн, содержащий 40% меди содержит 3% кислорода в форме Fe3O4, тогда содержание магнетита составит                            [3]       

(232·3) / 64=10,9 %

Для определения, из общего количества магнетита 11,8кг содержащегося в штейне количество магнетита которое переходит в шлак. Составим и решим уравнение

(11,8-Х) / (40-Х)=0,109

11,8-Х=4,36-0,109Х

Х=8,35 кг

Количество магнетита оставшегося в штейне

11,8-8,35=3,45 кг

Таблица 3.6-Состав штейна без учета потери меди

3.3 Расчет количества флюсов

Принимаем по данным практики ООО «Медногорский медно-серный комбинат» шлак. полученный при плавке концентрата в СПК по основным шлакообразующим следующего состава:

Сумма данных шлакообразующих компонентов составляет   %.

В качестве флюсов вводим кварциты 2 класса. Состав этого кварца по данным ООО «Медногорский медно-серный комбинат» составляет: 89,83% SiO2; 0,62% CaO; 3,66% Fe или 4,76кг FeO; 1,06кг Zn или 1,32 ZnO; 1,93 Al2O3; 3% W=100%

Количество цинка в концентрате составляет 4кг, 50% которого перешло в шлак, тогда  

Количество ZnO

(81,4·2) / 65,4=2,49 кг

Таблица 3.7-Предварительный состав шлака при плавке без флюсов

При сопоставлении цифр в таблице 2.7 с приведенным примером практики ООО «Медногорский медно-серный комбинат» видно, что в шлаке предварительного состава не хватает SiO2 и CaO .

Данный состав шлака отличается от расчетного, соответственно принимаем массу кварца за Х, а известняка за У составим и решим уравнение.

(1,27+Х):(24,49+Х+У+Х·0,0047+Х·0,0062+Х·0,0132+Х·0,0193)=0,27

(1,17+У):(24,49+Х+У+Х·0,0047+Х·0,0062+Х·0,0132+Х·0,0193=0,06

Х=7,96 кг

У=0,86 кг

FeO         9,5+7,96·0,047          13,17 кг     28,6%

Fe3O4                                                                 11,65 кг    24,2%

SiO2         7,96+1,27                   9,23 кг    26,7%

CaO         0,86+1,17                   2,03 кг      5,8%

ZnO         2,49+7,96·0,0132      2,6 кг         7,5%

Al2O3       1,71+7,96·0,0193      1,86 кг       5,4%

MgO                                           0,1  кг       0,3%

PbO                                            0,52 кг       1,5%

Итого                                       41,16 кг   100%

3Fe3O4+FeS=10FeO+SO2                                                           (3.5)

По диаграмме зависимости содержания магнита и кремнезема в конвертерном шлаке, от содержания меди в штейне при балансе магнетита в штейне и шлаке     находим, что при содержании SiO2 27%  содержание Fe3O4  в шлаках составит 11%.

Количество магнетита, которое, будет взаимодействовать с сульфидом железа, примем за Х.

(11,65-Х) / (41,16-Х)=0,11

11,65-Х=4,52-0,11Х

Х=8 кг

Количество магнетита в шлаке

11,65-8=3,65 кг

Количество FeS

(88·8) / (3·232)=0,65 кг1,01кг

Количество FeO

(720·8) / 784=7,34кг

FeO           13,17+7,34       20,51кг      43,6%

Fe3O4                                  3,65кг         9,3 %

SiO2                                    9,23кг       26,6%

CaO                                    2,03кг         5,8 %

ZnO                                    2,6  кг         7,5 %

Al2O3                                  1,86кг         5,4 %

MgO                                   0,1  кг         0,3 %

PbO                                    0,52 кг        1,5 %

Итого                                 41,35кг      100%

По данным практики ООО «Медногорский медно-серный комбинат» извлечении меди 96%, тогда потеря меди с пылью и шлаком составит 

   14,87·0,96=14,27 кг

   14,87-14,27=0,6 кг

При загрузки шихты в интенсивно борбатируемую ванну и прохождение газов сквозь всплески шлака, брызги создают эффект максимального пылеулавливания по этому общий пылевынос шихты в СПК примем 20% от общей потери меди, что составит:

0,6·0,2=0,12 кг

Количество потерь меди со шлаком

0,6-0,12=0,48 кг

Содержание меди в шлаке

0,48 / (0,48+34,75)=1,36 %

Количество халькозина

(160·14,27) / 128=17,84 кг

Количество серы в халькозине

(32·17,84) / 160=3,57 кг

Количество  FeS в штейне

22,53-0,62=21,91 кг

Таблица 3.8-Рациональный состав штейна

3.4 Расчет количества воздуха.

С концентратом в конвертер поступает 37,7 кг S. В штейн переходит от диссоциации: халькопирита, пирита, ковеллина, сфалерита и галенита 21,99 кг серы. Содержание меди в штейне составит 21%, тогда

Количество окисленной серы

39,1-21,99=17,11 кг

В полученном штейне с заданным содержанием меди 40% содержится 25,3% серы или 12,88 кг. При получении такого штейна количество окисленной серы составит

21,99-12,51=9,48 кг

Количество всей окисленной серы составит

17,11+9,48=26,59 кг

S+O2=SO2,                                                                                      (3.6)

Окисляется серы до SO2

(26,59·6) / 7=22,79 кг

Образуется 45,58 кг SO2, требуется кислорода 22,79 кг

S+0,5SO2=SO3                                                                                  (3.7)

Окисляется серы до SO3

(26,59·1) / 7=3,8 кг

Образуется SO3

(80·3,8) / 32=9,5 кг

Требуется количество кислорода

(3,8·48) / 32=5,7 кг

Всего на окисление серы и железа теоретический расход кислорода составит

22,79+5,7+2,11+3,25=33,85 кг

При содержании кислорода в воздухе 23% с учетом использования кислорода данной конвертера 95%, находим практически необходимое количество воздуха

33,85 /  (0,23·0,95)=154,91 кг

С воздухом подается азота                                                                  154,91·0,77=119,28 кг

CaCO3=CaO+CO2                                                                          (3.8)

Количество известняка

(100·0,36) / 56=1,53 кг

Количество CO2

1,53-0,86=0,67 кг

Таблица 3.9-Количество и состав газов