Взвешенная плавка сульфидных медных концентратов на штейн

Аннотация

В данной работе рассмотрен процесс плавки во взвешенном состоянии, проведено сравнение этого процесса с отражательной плавкой и другими вариантами плавки на штейн медьсодержащего сырья, проанализированы достоинства и недостатки процесса и на основании этого анализа сделан вывод о целесообразности применения данного процесса для получения штейна.

В ходе работы рассмотрены физико-химические процессы, протекающие при плавке, рассчитан минералогический состав концентрата, материальный и тепловой балансы. После проведенных расчетов выбрана печь взвешенной плавки определенных размеров и рассчитано количество печей для заданной производительности по концентрату. Рассмотрены вопросы охраны труда и безопасности жизнедеятельности, а также охраны окружающей среды в данном цехе. Рассчитаны технико-экономические показатели цеха.

The summary

In given work is considered the process a swimming trunks in weighted condition, is ed comparison of this process with reflective smelting and other variants a swimming trunks on alloy containing copper cheeses, is analysed value and defect of process and for reasons given analysis is made conclusion about practicability of using given process for reception an alloy.

In the course of work are considered physico-chemical processes, going at smelting, is calculated mineral composition a concoction, material and heat balances. After calculations is choose stove weighted swimming trunks of certained sizes and is calculated amount of stoves for given capacity on concoction.. Considered questions a guard of labor and safety vital activity, as well as guard to ambient in given shop. Calculated technical-economic parameters of shop.

Получение меди и, особенно, сплавов меди с оловом (бронзы) известно с доисторических времен и неразрывно связано с развитием человеческого общества.

Среди цветных металлов медь уступает по уровню потребления только алюминию. Основными потребителями меди и ее соединений являются: электротехника и электроника (обмотки в электромашинах, провода, кабели, шины и т. п.); машиностроение (теплообменники, криогенные установки, опреснительные устройства); транспорт (детали и узлы вагонов, самолетов, судов, сигнальных устройств); бытовая техника и изделия (стиральные машины, кондиционеры, часы, посуда); строительные материалы (кровельные листы, фитинговая арматура, декоративные украшения); химическая промышленность (катализаторы, краски, производство солей); сельское хозяйство (ядохимикаты).

В настоящее время несколько снижается потребление меди в электротехнике (за счет применения алюминия) и возрастает использование ее в виде сплавов и легирующих добавок (дюралюмин, стали с повышенной коррозийной стойкостью, литейные, подшипниковые, ювелирные и монетные сплавы, электроконтакты, твердые припои). Возросло применение особо чистой меди, медного порошка, монель-металла, мельхиора для изготовления аппаратуры в химической, фармацевтической, пищевой промышленности и бытовой техники, а также новых сплавов для литья под давлением, работы в условиях низких температур и повышенной эрозии.

Основным сырьем для медного производства являются сульфидные медные или медно-никелевые руды, которые после обогащения поступают на переработку. В настоящее время основное количество меди получают пирометаллургическими способами (шахтная плавка, отражательная плавка, электроплавка, автогенные процессы). Конечным продуктом этих процессов является штейн, но в некоторых случаях (автогенные процессы) возможно получение черновой меди.

Данная работа посвящена одному из автогенных процессов — взвешенной плавке сульфидных медных концентратов на штейн. Но также в ней уделено внимание и другим методам переработки медьсодержащего сырья.

Глава 1. Выбор и обоснование технологии переработки сульфидного медьсодержащего сырья

1.1 Методы переработки медного сырья

Основное количество меди получают по стандартной пирометаллургической схеме плавка — конвертирование — рафинирование, но в ряде стран возросло внимание к гидрометаллургическим способам извлечения меди из забалансового (кучное, подземное выщелачивание), богатых окисленных руд (кучное, перколяционное и агитационное выщелачивание).

Смешанные руды перерабатывают по схеме выщелачивание — цементация — флотация или сегрегацией с последующей пирометаллургической переработкой получаемых концентратов.

Сульфидные медно-никелевые руды подвергают флотационному обогащению с получением качественных одноименных концентратов.

Головным технологическим переделом в пирометаллургии меди является штейновая плавка. В результате чего образуется сплав сульфидов меди и железа и шлак.

Технология этого процесса зависит не только от общего состава шихты, но в значительной мере от количества серы, содержащейся в шихте и десульфуризационной способности агрегата.

Существует несколько вариантов плавки на штейн медных руд и концентратов. Далее предоставлено краткое описание некоторых из них, получивших широкое применение.

Отражательная плавка В состав шихты отражательной плавки входят сульфиды и оксиды металлов, породообразующие компоненты, силикаты, карбонаты и другие соединения.

Физико-химические изменения при плавке связаны с действием высоких температур и химическим взаимодействием между твердыми и жидкими продуктами процесса. В результате нейтральной или слабокислой атмосферы в рабочем пространстве печи роль печных газов в химизме процесса незначительна. Высокая температура газов, достигающая в плавильной зоне 1550−1600?С, а в конце печи 1250−1300?С, создает благоприятные условия для диссоциации высших сульфидов, оксидов, сульфатов и карбонатов. Реакции диссоциации протекают в основном на откосах печи, там же начинается по мере прогрева шихты взаимодействие между твердыми веществами процесса; это взаимодействие начинается и заканчивается в жидкой ванне печи.

Цель отражательной плавки состоит в сульфидировании меди и переводе ее в штейн при одновременном отшлаковании большей части железа.

Электроплавка По физическому характеру исходных материалов и химизму процесса плавка медных руд и концентратов в электрических печах аналогична плавке в отражательных печах, хотя условия нагрева в этих агрегатах совершенно различны. В электрической печи материалы нагреваются изнутри за счет тепла, выделяемого при прохождении тока через слой образующегося при плавке шихты шлака и газовый слой между шлаком и погруженными в него электродами.

Основное преимущество электроплавки заключается в концентрации тепла и быстром достижении высокой температуры, что обеспечивает большую гибкость и оперативность процесса наряду с его высокой тепловой эффективностью.

Так как при плавке не нужно подавать в печь воздух для сжигания топлива, поэтому в процессе плавки образуется очень мало газов. В связи с этим снижаются потери тепла и пыли с газами. Электроплавка позволяет экономить флюсы и получать уменьшенный выход шлака, что в свою очередь приводит к уменьшению потерь тепла и металлов.

В электропечи поддерживается нейтральная атмосфера, поэтому окисление серы за счет кислорода полностью исключается. В результате этого десултфуризация при электроплавке низкая. Это обстоятельство имеет важное значение в том случае, когда желательно сохранить серу исходных материалов и извлечь ее в штейн. Однако в тех случаях, когда в переработку поступают высокосернистые материалы, для получения штейнов с достаточно высоким содержанием металлов перед электроплавкой требуется обязательное проведение обжига.

Шахтная плавка Применение шахтной плавки в металлургии меди объясняется некоторыми преимуществами шахтных печей по сравнению с отражательными печами и электропечами. К числу основных преимуществ шахтных печей следует отнести их высокую удельную производительность, высокий коэффициент использования тепла, высокую десульфуризацию и незначительный расход огнеупорных материалов в связи с применением кессонированных стенок.

К основным недостаткам шахтной плавки необходимо отнести расход дорогого и дефицитного топлива-кокса и необходимость подавать на плавку в основном крупнокусковой материал, из-за чего концентраты приходится в большинстве случаев предварительно окусковывать.

Известны три разновидности окислительной плавки сульфидных медных руд: пиритная, усовершенствованная пиритная и полупиритная. Если руда представляет собой чистый медистый пирит, ассоциированный с тем или иным количеством халькопирита и, следовательно, имеет высокую теплотворную способность, переработка ее в шахтной печи возможна при очень небольшом количестве кокса. В этом случае процесс плавки осуществляется благодаря теплу, выделяемого при протекании реакций окисления расплавленного сернистого железа у фурм и отшлакования образующейся при этом закиси железа. Небольшие количества кокса, добавляемые к шихте при такой плавке, не достигают области фурм и сгорают в нижней части подготовительной зоны печи при взаимодействии с сернистым ангидридом, образующимся в области фурм при окислении сернистого железа. Плавка такого типа носит название чистой пиритной плавки.

При наличии в руде большого количества породы и при сниженном содержании в ней пирита теплотворность руды становится недостаточной для того, чтобы обеспечить самопроизвольное протекание процесса плавки без добавки постороннего топлива. Недостаток сульфидов в этом случае приходится компенсировать увеличением, по сравнению с чистой пиритной плавкой, количества кокса, добавляемого к шихте. Процесс приобретает характер полупиритной плавки.

Усовершенствованная пиритная плавка характерна тем, что в подготовительной зоне печи за счет некоторого избытка кокса создают восстановительную атмосферу для восстановления сернистого ангидрида до элементарной серы; по выходе из печи газы поступают на очистку и последующее выделение элементарной серы. В фокусе печи при этом процессе протекают те же реакции, что и при чистой пиритной плавке. Несмотря на то, что каждая из разновидностей окислительной плавки имеет свои отличительные особенности, для всех них характерно окисление сульфидов (в первую очередь сернистого железа) с переводом железа из состояния нешлакуемого сульфида в состояние шлакуемого оксида.

Автогенные процессы До недавнего времени цепочка технологических операций включала в себя окислительный обжиг концентрата или шихты в целом. При этом некоторые технические задачи действительно достигались: снижалось количество серы, многие компоненты шихты (карбонаты, высшие сульфиды) претерпевали качественные изменения, однако в целом подобная практика не является экономически, экологически и технологически высокоэффективной. Прежде всего это объясняется очень низким использованием тепла главных экзотермических реакций процессов. К тому же последующие операции (конвертирование) также нуждались в коренном техническом усовершенствовании.

Современные технологии автогенных плавок позволяют эффективно решать все перечисленные выше проблемы и формировать технологию низкоматериалозатратную, с высоким электросбережением, с высокой комплексностью использования сырья, и как результат с высокой экономической эффективностью.

Автогенными в металлургическом производстве принято называть технологические процессы, которые осуществляются полностью за счет внутренних энергетических ресурсов без затрат посторонних источников теплоты — топлива или электрического тока. Возможность пирометаллургического процесса достигается за счет тепла экзотермических реакций. При переработке сульфидного сырья, обладающего высокой теплотворной способностью, автогенность пирометаллургического процесса (плавки) достигается за счет тепла экзотермических реакций горения (окисления) сульфидов перерабатываемой шихты. В качестве окислительного реагента при плавке можно использовать воздух, обогащенное кислородом дутье или технический кислород.

К настоящему времени в промышленной практике применяется несколько автогенных процессов, причем их реализация позволяет применить следующую классификацию:

I группа:

плавка во взвешенном состоянии (ПВП);

плавка в кислородном факеле (КФП).

II группа:

плавка в жидкой ванне (ПЖВ);

плавка в жидкой ванне (автогенная) (ААП).

Процесс плавки медных концентратов во взвешенном состоянии благодаря ряду достоинств нашел широкое применение в медеплавильной промышленности во всем мире.

Распространение взвешенной плавки и практическое использование ее на предприятиях нашей страны определяют необходимость научного обоснования этого процесса.

1.2 Сравнительная характеристика плавки

Процесс взвешенной плавки по сравнению с отражательной плавкой характеризуется [10]:

высокой производительностью;

возможностью получения богатых штейнов и даже черновой меди;

высокой степенью автоматизации и механизации.

1.3 Достоинства плавки концентрата в печах ПВП

плавка шихта медный концентрат Плавка во взвешенном состоянии имеет ряд достоинств (помимо указанных выше):

получение постоянного потока концентрированных отходящих газов (16−80% SO2), пригодных для получения жидкого сернистого ангидрида, серной кислоты или элементарной серы;

высокую степень извлечения серы;

повышение производительности труда.

Плавка во взвешенном состоянии является значительным шагом вперед в совершенствовании технологии переработки сульфидного медного сырья по сравнению с отражательной плавкой и плавкой в электрических печах. При ПВП в одном аппарате совмещаются процессы обжига и плавления, большая часть серы выделяется в одном агрегате, что приводит к повышению извлечения серы и уменьшению степени загрязнения атмосферы.

1.4 Недостатки плавки концентрата в печах ПВП

Однако, практическая эксплуатация ПВП обострила и ряд существенных технологических недостатков, к которым относятся:

переокисление сульфидов железа до магнетита;

плохие условия формирования шлака;

высокое содержание магнетита в штейне;

повышенное содержание меди в шлаках.

Для снижения вредных последствий ПВП требует высокой оптимизации размеров шихты при ее механической подготовке, то есть хорошо измельчить и перемешать ее с концентратом.

Также недостатками являются: низкая удельная производительность, высокое содержание ценных компонентов в шлаках, необходимость глубокой сушки исходной шихты и связанный с этим большой пылевынос (8- 10%), недостаточная комплексность использования сырья.

Однако, несмотря на некоторые недостатки, эта технология нашла широкое применение для переработки медных концентратов во многих странах и является наиболее рациональной для переработки сульфидного медного сырья.

Глава 2. Теория процесса

Сущность взвешенной плавки заключается в том, что сухой медный концентрат в смеси с тонкоизмельченными флюсами вдувается горячим воздушным, воздушно-кислородным или кислородным дутьем в предварительно разогретую до высоких температур печь, в которой протекают процессы окисления сульфидов, плавления шихты, образования шлака и штейна и разделения этих жидких фаз. В зависимости от условий проведения процесса и состава перерабатываемых концентратов взвешенная плавка может протекать автогенно, т. е. без углеродистого топлива, или с добавкой некоторого количества топлива.

Взвешенная плавка медных концентратов — более сложный физико-химический процесс, чем отражательная или электроплавка. Если при отражательной и электроплавке сырой шихты практически нейтральная атмосфера исключает процессы окисления сульфидов, то взвешенная плавка — типичный реакционный процесс, основанный на окислении сульфидов. Взвешенная плавка концентратов происходит в пылевом потоке при высоких температурах и высокой концентрации окислителя. В связи с этим физико-химические процессы протекают в рабочем пространстве печи практически одновременно и тесно взаимосвязаны. Тем не менее, для более ясного понимания этих процессов следует рассмотреть каждый из них отдельно — химические превращения составляющих шихты при высоких температурах, окисление сульфидов и взаимодействие продуктов плавки, кинетику процессов окисления сульфидов и процессы штейнои шлакообразования.

2.1 Химические превращения составляющих шихты

При взвешенной плавке химические превращения составляющих шихты происходят под воздействием высоких температур. Представление об этих процессах можно получить из анализа исследовательских работ по поведению отдельных соединений при нагреве.

Соединения меди Медь в концентратах находится в виде сложных и простых сульфидов — борнит, халькопирит, сернистая и полусернистая медь, в оборотной пыли в виде оксидов, сульфатов и ферритов.

Халькопирит CuFeS2 диссоциирует при нагреве по реакции:

2CuFeS2>Cu2S+2FeS+0,5S2. (1)

Диссоциация халькопирита протекает в атмосфере воздуха при 515−550?С с выделением SO2, в атмосфере азота при 540? С с выделением элементарной серы, при повышении температуры до 845−850?С происходит образование штейнов.

Сернистая медь CuS при нагреве в нейтральной и восстановительной атмосфере легко разлагается, упругость паров серы при 502? С достигает 595 мм рт. ст. Диссоциация сернистой меди протекает по реакции:

2CuS>Cu2S+0,5S2. (2)

Полусернистая медь Cu2S (халькозин) устойчива при высоких температурах, упругость диссоциации Cu2S при 1100? С составляет 10−6 ат, что значительно ниже парциального давления паров серы в газовой фазе взвешенной плавки.

Приведенные выше сведения по поведению сульфитов меди при нагреве позволяют считать, что медные сульфидные минералы, содержащиеся в концентрате, в высокотемпературной окислительной атмосфере взвешенной плавки ведут себя различно. Сернистая медь и халькопирит, обладающие высокой упругостью диссоциации, по-видимому, первоначально диссоциируют, а продукты диссоциации, в частности сульфид железа и сера, подвергаются окислению. Халькозин при температурах взвешенной плавки не диссоциирует, а при избытке кислорода против необходимого для окисления сульфидов железа и серы окисляется им.

Оксид меди CuO — неустойчивое соединение при высоких температурах и нейтральной атмосфере, упругость диссоциации при при 1030? С равна 212 мм рт. ст. Диссоциация CuO приводит к образованию закиси меди Cu2O, упругость диссоциации которой при 1185? С составляет 0,041 мм рт. ст. Закись меди плавится при 235? С без существенного изменения состава. В атмосфере взвешенной плавки закись меди устойчивое соединение, а оксид меди может разлагаться в рабочем пространстве печи, за исключением начальной зоны, газовая фаза которой содержит повышенное содержание кислорода.

При взвешенной плавке на штейн образование ферритов меди затруднено из-за малого содержания оксидов железа и меди в концентрате и интенсивного восстановления последних сульфидов железа.

Соединения железа В медных концентратах, кроме мсдно-железных сульфидов, содержится пирит FeS2. Пирит при нагреве в нейтральной и восстановительной атмосфере диссоциирует с образованием твердых растворов FeS2 и FeS переменного состава и выделением элементарной серы, упругость диссоциации пирита при 680 °C равна 518 мм рт. ст. Полное разложение пирита с образованием FeS происходит при температурах около 1000 °C. Сернистое железо в нейтральной и восстановительной атмосфере при высоких температурах очень устойчивое соединение, упругость диссоциации FeS вплоть до температуры плавления (1171°С) незначительна. Нагревание сульфидов железа в окислительной атмосфере сопровождается образованием окислов Fe2O3 и Fe304.

В шихте взвешенной плавки содержится обычно небольшое количество высших оксидов железа, поступающих в основном с оборотными материалами. Окись железа Fe2O3 имеет высокую температуру плавления — около 1560? С и достаточно устойчива при нагревании в атмосфере воздуха. При 1350—1380°С она диссоциирует по реакции:

3Fe2О3= 2Fе3О4 + 0,502. (3)

При взвешенной плавке медных концентратов разложение оксида железа может протекать в высокотемпературной зоне плавильного пространства при снижении концентрации кислорода в газовой фазе.

Магнетит Fe3O4 имеет низкую упругость диссоциации— 10−6 ат при 1400 °C, в нейтральной и окислительной атмосфере он плавится при температуре около 1590 °C без разложения. При температурах и атмосфере взвешенной плавки магнетит не разлагается. Закись железа — очень прочное соединение, упругость диссоциации при 1400 °C достигает 10−9 ат. При нагреве в нейтральной атмосфере практически не разлагается, в окислительной — окисляется до магнетита.

Соединения цинка Цинк в медных концентратах присутствует в виде сульфида ZnS, а в оборотной пыли взвешенной плавки — в виде окиси Zn0. Оксид цинка тугоплавкий (температура плавления около 1970°С) и устойчив при нагреве, упругость диссоциации равна 10−9 ат при 1400 °C.

Некоторое удаление цинка в газовую фазу при взвешенной плавке связано с летучестью оксида при 1300—1400°С.

При взвешенной плавке концентратов распределение цинка между продуктами в основном зависит от глубины окисления сульфидов. Глубокое окисление способствует переходу цинка в шлак и возгоны (пыль).

Породообразующие минералы Концентраты н флюсы содержат оксиды: кремнезем Si02, глинозем Аl2О3, оксид кальция СаО, оксид магния Mg0 и др. Эти оксиды находятся как в свободном, так и в связанном виде (силикаты, шпинели, карбонаты). Карбонаты кальция и магния под воздействием высоких температур дегидратируют и диссоциируют, температура полной диссоциации СаСОз 890—910°С, MgCOs 550— 650 °C. Свободный кремнезем и глинозем при температурах взвешенной плавки не диссоциируют. Силикаты и шпинели при высоких температурах также представляют прочные соединения.

2. 2. Химическое взаимодействие при взвешенной плавке Химические превращения составляющих шихты под воздействием высоких температур (процессы термической диссоциации) при взвешенной плавке носят подчиненный характер. Главные превращения составляющих шихты совершаются в результате окисления сложных и простых сульфидов и взаимодействия окислов и сульфидов. От глубины и полноты протекания этих процессов зависит конечный состав жидких продуктов плавки — штейна и шлака.

Окисление сульфидов Окисление сульфидов при взвешенной плавке — гетерогенный процесс. Первичными стадиями процесса окисления сульфидов являются физическая и химическая адсорбция окислителя на поверхности частиц. Химическая адсорбция окислителя приводит к образованию промежуточных комплексов типа оксисульфида MeSO2, которые могут переходить в оксиды или сульфаты в зависимости от температурных условий проведения процесса окисления сульфидов. При низких температурах в качестве первичных соединений образуются сульфаты, при высоких температурах — оксиды. Обжиг сульфидов меди, свинца и цинка при температурах до 500−600°С приводит к образованию сульфатов, а при температурах выше 700 °C — к образованию оксидов. Именно строгое выдерживание температурных условий является основой низкотемпературного сульфатизирующего и высокотемпературного окислительного обжига сульфидов металлов.

Взвешенная плавка концентратов совмещает высокотемпературный обжиг и плавление сульфидов, поэтому поведение сульфидов при плавке аналогично поведению их при окислительном обжиге. Исследования обжига сульфидов при высоких температурах (700−800°С) показывают, что полусернистая медь окисляется до закиси меди, халькопирит и борнит — до закиси меди и окиси железа, пирит, сфалерит и галенит — соответственно до окиси железа, цинка и свинца. Все реакции окисления протекают с образованием сернистого ангидрида. При взвешенной плавке в отличие от обжига благодаря высокой температуре и концентрации S02 в газовой фазе процессы ферритообразования не развиты, и основными продуктами окисления сульфидов являются оксиды металлов.

Развитость процессов термической диссоциации сложных сульфидов при взвешенной плавке позволяет считать, что процессы окисления сводятся в основном к окислению простых сульфидов по следующим реакциям:

FeS+1,5O2=FeO+SO2; (4)

3FeS+5O2=Fe3O4+3SO2; (5)

Cu2S+1,5O2>Cu2O+SO2; (6)

ZnS+1,5O2>ZnO+SO2. (7)

Оценка преимущественного окисления тех или иных сульфидов в условиях взвешенной плавки может быть сделана на основе термодинамического анализа реакций окисления. Изменения энергии Гиббса (G) реакций окисления сульфидов при температурах взвешенной плавки (800−1300°С) приведены в табл. 2. 2. 1.

Таблица 2.2.1 — Изменения G реакций окисления различных сульфидов, кал/моль

При одинаковых исходных условиях (концентрация и температура) в первую очередь будет окисляться сульфид железа, затем цинка и, наконец, меди. Такой порядок окисления справедлив для отдельных сульфидов. При совместном их окислении возможно изменение указанного порядка в связи с различной концентрацией сульфидов в концентрате. Соотношение между сульфидом железа и сульфидами других металлов в перерабатываемом материале, при котором будет возможно их одновременное окисление, можно определить, исходя из равенства изменения энергии Гиббса реакции (4) окисления сульфида железа и реакций (6), (7) окисления сульфидов (MeS) меди и цинка: .

При взвешенной плавке окисление сульфидных частиц совмещено с их расплавлением, поэтому изменения G реакций окисления могут быть определены с учетом активностей реагирующих веществ. Приравнивая изменения энергии Гиббса реакций окисления FeS и MeS, получим:

.

Учитывая ограниченную растворимость оксидов в сульфидах, можно принять активности оксидов равными единице, в этом случае получим:

.

Если принять коэффициенты активности сульфидов металлов в расплаве равными единице, то из уравнения можно рассчитать соотношение концентраций сульфидов металлов и сульфида железа в шихте, при котором будет происходить их одновременное окисление. Результаты расчетов по этим уравнениям в интервале температур 800—1300?С приведены в табл. 2.2.2.

Таблица 2.2.2 — Соотношение концентраций MeS: FeS в шихте для одновременного окисления сульфидов, % (мол.)

Из данных табл. 2.2.2. следует, что для медных концентратов порядок окисления сульфидов сохраняется и при совместном окислении: сульфид железа, затем сульфиды цинка и меди. Для одновременного окисления сульфида железа и, например, сульфида цинка при 1200? С необходимо, чтобы содержание последнего в концентрате было равно содержанию первого, что нереально для медного концентрата. При полидисперсности концентратов и высокой скорости окисления возможно, конечно, полное окисление сульфидов всех металлов, входящих в состав тонкодисперсной частицы, но главным горючим составляющим концентратов при взвешенной плавке является сульфид железа.

Сульфид железа может окисляться до закиси железа и магнетита. Небольшое количество шлакообразующих оксидов в медных сульфидных концентратах и несовершенство контакта сульфидных частиц с частицами флюса определяют преимущественное окисление сульфида железа до магнетита. На это указывают большее изменение энергии Гиббса (см. табл. 2. 2. 1.) и больший тепловой эффект реакции окисления сульфида до магнетита, чем до закиси железа. Образование магнетита при взвешенной плавке зависит от состава концентратов и степени десульфуризации. Чем беднее концентрат по меди и богаче по железу, тем выше степень десульфуризации для получения штейна заданного состава и тем больше развито образование магнетита. Количество магнетита в жидких продуктах плавки определяется развитостью процесса восстановления его сульфидами, зависящего от состава расплавов, газовой фазы и температуры.

Данные исследований и термодинамический анализ позволяют сделать вывод о том, что в условиях взвешенной плавки медных сульфидных концентратов при высоких температурах возможно протекание реакций между магнетитом и сульфидами металлов. Наиболее вероятно взаимодействие магнетита с сульфидом железа, учитывая его высокую концентрацию в исходном материале и расплавах. Оно резко увеличивается в присутствии кремнезема — при 1200 °C равновесное давление 302 превосходит парциальное давление 502 в газовой фазе взвешенной плавки (0,15−0,9 ат).

При взвешенной плавке медного концентрата содержание магнетита в жидких продуктах плавки (прежде всего в шлаке) будет определяться парциальным давлением сернистого ангидрида, кислотностью шлака, температурой н концентрацией сульфида железа в штейновом расплаве. Обогащение дутья кислородом приводит к повышению парциального давления SO2 в газовой фазе и при прочих равных условиях — к уменьшению степени восстановления магнетита. В связи с этим при переработке одной и той же шихты на заданный состав штейна содержание магнетита в расплавах при взвешенной плавке на кислородном дутье будет выше, чем при взвешенной плавке на горячем воздушном дутье.

Особенно сильное влияние на содержание магнетита в шлаке при взвешенной плавке медного концентрата оказывает изменение состава штейна. Получение богатых штейнов связано с глубоким окислением сульфидов, что приводит к усиленной генерации магнетита, с одной стороны, а с другой — к снижению кислотности шлака и уменьшению активности сульфида железа в штейновом расплаве. Все это определяет повышение содержания магнетита в шлаке. Безусловно, плавка определенного концентрата на богатые штейны сопровождается повышением температуры, но положительное влияние этого фактора на взаимодействие магнетита с сульфидом железа ограничено огнеупорностью кладки, что заставляет на практике не повышать температуру выше определенного уровня. Повышение содержания меди в штейне приводит к увеличению содержания магнетита в шлаке не только в результате воздействия указанных выше факторов, но и благодаря уменьшению растворимости магнетита в богатых штейнах и перераспределению его между штейном и шлаком.

Возможность взаимодействия между сульфидами и низшими оксидами металлов при взвешенной плавке может быть определена с помощью термодинамического анализа реакций. Учитывая высокую концентрацию в продуктах плавки меди и железа, наибольший интерес представляет взаимодействие между сульфидами и оксидами этих металлов:

Cu2S+FeO=FeS+Cu2O; (8)

Cu2S+2FeO=2Cu+2Fe+SO2; (9)

Cu2S+2Cu2O=6Cu+SO2; (10)

FeS+2FeO=3Fe+SO2. (11)

Величины изменений энергии Гиббса и равновесных давлений реакций приведены в табл. 2.2.3.

Таблица 2.2.3 — Изменения GT, кал, и lg реакций между сульфидами и оксидами меди и железа

Эти данные показывают, что в условиях взвешенной плавки при высоком парциальном давлении S02 в газовой фазе сульфиды меди и железа не могут взаимодействовать с закисью железа с образованием металлических меди и железа. Высокое положительное значение GT для реакции (9) указывает на невозможность окисления полусернистой меди закисью железа. Более того, в случае присутствия в шихте закиси меди она должна сульфидироваться сульфидом железа (GT обратной реакции при 1200 °C составляет- 27 200 кал).

Возможность протекания реакции между полусернистой медью и ее закисью зависит от условий проведения взвешенной плавки. При взвешенной плавке па штейн присутствие в расплаве сульфида железа определяет сульфидирование закиси меди и, следовательно, образования металлической меди по реакции (10) не происходит. При плавке на черновую медь и отсутствии в расплавах сернистого железа полидисперсность концентрата приводит к образованию значительного количества закиси меди, которая энергично взаимодействует с сульфидом меди с образованием металлической меди. В этом случае при плавке образуются две фазы — металлическая и шлаковая. При взвешенной плавке на богатую массу будут образовываться три фазы: металлическая медь, белый штейн и шлак.

Взаимодействие оксидов, содержащихся во флюсах, с оксидами, являющимися продуктами окисления сульфидов, описывается следующими реакциями:

2FeO+SiO2=2FeO?SiO2; (12)

2Fe3O4+3SiO2=3(2FeO?SiO2)+O2; (13)

2ZnO+SiO2=2ZnO?SiO2; (14)

2CaO+SiO2=2CaO?SiO2; (15)

2MgO+SiO2=2MgO?SiO2. (16)

Таблица 2.2.4 — Изменения GT, кал/моль SiO2

Значения GT показывают, что все эти реакции при температурах взвешенной плавки могут протекать, что приводит к образованию раствора этих соединений — отвального шлака. Исключение составляет реакция (13), большое положительное значение GT указывает на невозможность ее протекания при температурах взвешенной плавки. При плавке могут образовываться не только силикаты, но и другие соединения, в частности алюминаты МеО? Al2O3. Говоря о существовании химических соединений в отвальных шлаках, мы допускаем некоторую условность, так как компоненты расплавленного шлака находятся в состоянии ионной диссоциации.

2.2 Кинетика процессов, протекающих при плавке

Взаимодействие между окислителем и сульфидами при взвешенной плавке совершается в пылевом потоке на поверхности раздела фаз. Механизм гетерогенного окисления различных веществ довольно сложен. Наиболее полно изучен механизм горения углерода, в меньшей степени — механизм окисления сульфидов. Диффузионная стадия окисления сульфидов сложнее, чем при горении углерода, она включает диффузию кислорода и ионов окисляющихся элементов через пленку окислов.

Исследования горения твердого топлива и окисления сульфидов дают основание полагать, что механизм окисления компонентов концентрата при взвешенной плавке сводится к диффузии молекул окислителя из газового ядра к диффузионному слою, окружающему частицу, и проникновению их к поверхности частицы; адсорбции и хемосорбции молекул газа на поверхности частиц, приводящих к образованию промежуточных комплексов; химическому взаимодействию между молекулами кислорода и атомами вещества, приводящему к образованию конечных продуктов плавки; диффузии кислорода и ионов вещества через слой конденсированных продуктов реакции; десорбции газообразных продуктов с поверхности частиц и редиффузии их в газовую фазу.

Кинетика окисления сульфидов в целом будет определяться одним из вышеуказанных процессов, имеющим наименьшую скорость.

Известно, что доставка окислителя из газовой фазы к поверхности тела осуществляется с помощью конвективной и молекулярной диффузии. Конвективная диффузия развита при турбулентном движении газа, когда скорость последнего относительно твердого тела достаточно велика. Например, при размере частиц 1 мм значение критерия Рейнольдса 2300, которое характеризует турбулентное движение газа, достигается при скорости окислителя (воздуха) около 400 м/с. При взвешенной плавке скорости движения частиц шихты и окислителя достаточно близки, поэтому конвективная диффузия окислителя не развита.

Несмотря на неразвитость конвективной диффузии, доставка окислителя к частицам не может лимитировать скорость процесса окисления сульфидов, так как тонкодисперсные частицы последних при взвешенной плавке достаточно равномерно распределены в газовой фазе. При среднем диаметре частиц 0,1 мм и массе 0,002 мг в 1 м³ кислородного дутья содержится до 2?1090, а в 1 м³ воздушного дутья — до 5?108 частиц. Это означает, что расстояние между частицами в пылевом потоке составляет 1−2мм, а толщина газовой оболочки 0,5—1мм, т. е. соизмерима с толщиной диффузионного слоя. В этих условиях скорость диффузионных процессов при взвешенной плавке определяется диффузией окислителя через диффузионный слой и диффузией внутри частицы.

Скорость молекулярной диффузии через газовый диффузионный слой описывается законом Фика:

где — количество газа, диффундирующего в единицу времени от элемента поверхности частицы dq,

D — коэффициент диффузии;

— градиент концентрации в диффузионном слое по толщине слоя s.

Если обозначать концентрацию газа в газовой атмосфере и у поверхности частицы через С1 и С2 соответственно, а радиус частицы через r, то скорость диффузии газа от всей поверхности частицы будет равна:

или после интегрирования:

.

Из приведенного уравнения следует, что скорость молекулярной диффузии зависит от коэффициента диффузии, толщины диффузионного слоя, радиуса частицы (поверхности) и разности концентраций. Весьма интересно проанализировать влияние этих факторов на скорость молекулярной диффузии.

Скорость диффузии прямо пропорциональна разности концентраций кислорода у поверхности диффузионного слоя и частицы. При достаточно большой скорости химической реакции при высоких температурах концентрация кислорода (С2) на поверхности частицы приближается к равновесной, а на внешней поверхности диффузионного слоя она (С1) равна концентрации кислорода в атмосфере печи. Естественно, повышение концентрации кислорода в дутье будет приводить к пропорциональному увеличению скорости диффузии окислителя и скорости окисления сульфидов концентрата в целом.

Величина коэффициента диффузии газа зависит от его давления и температуры. При постоянном давлении зависимость коэффициента диффузии от температуры выражается уравнением:

.

Для реальных газов n составляет 1,7. Повышение температуры, например с 0 до 1300 °C, увеличивает коэффициент в 33 раза. Температура в печах взвешенной плавки изменяется по длине плавильного пространства в широких пределах—от 600—700 до 1500—1600°С. Естественно, изменяется и коэффициент диффузии, оказывающий наибольшее влияние на скорость молекулярной диффузии в зоне максимальных температур, где уже в значительной степени снижена концентрация окислителя.

Скорость диффузии обратно пропорциональна толщине диффузионного слоя, которая уменьшается с увеличением размеров частицы. Так, толщина диффузионного слоя каменноугольной частицы диаметром 0,1 мм достигает 3—4 мкм, а частица диаметром 1—2 мм имеет толщину слоя 0,8—1 мм. Но с другой стороны, скорость диффузии прямо пропорциональна поверхности частицы (4· р·r2), которая значительно возрастает при измельчении материала. Так, поверхность частицы диаметром 1 мм равна 3,14 мм², а при ее измельчении до диаметра 0,1 мм поверхность частиц возрастает до 31,4 мм², т. е. в 10 раз. Поэтому, переработка тонкоизмельченного материала, несмотря на увеличение толщины диффузионного слоя, резко увеличивает скорость молекулярной диффузии в связи с возрастанием поверхности контакта раздела сульфидного материала и газовой фазы.

Диффузия внутри частицы вызывается разностью концентраций в поверхностном и внутреннем слоях частицы. Диффузия непрореагировавших молекул к поверхностному слою, а продуктов реакции к центру частицы будет проходить до достижения полной однородности частицы. Если учесть, что окисление сульфидов при взвешенной плавке совмещено с плавлением концентрата, то можно считать, что частицы находятся в жидком состоянии. В этом случае скорость диффузии внутри частицы также подчиняется закону Фика. Время достижения одинаковой степени гомогенности состава частицы зависит от ее размера, оно пропорционально радиусу частицы в степени от 1 до 2. Следовательно, уменьшение размеров частиц перерабатываемого материала должно приводить не только к увеличению скорости диффузии газов к поверхности частицы, но и к ускорению диффузии внутри частицы.

Заканчивая рассмотрение диффузионных процессов, следует хотя бы ориентировочно оценить скорость их протекания при взвешенной плавке концентратов, учитывая не только прямые диффузионные процессы, но и обратные, также подчиняющиеся закону Фпка.

Коэффициент диффузии кислорода в воздухе при давлении 760 мм рт. ст. и температуре 0 °C составляет 0,178 см2/с, а при 700° С — в начальной зоне печи— 1,652 см2/с. При работе печи на воздушном дутье разность концентраций кислорода в газовой фазе и у поверхности частицы может быть принята равной 0,21, а расход кислорода на частицу диаметром 0,1 мм (масса 0,002 мг при плотности 4 г/см3) составит 0,5 мм³ (или 250 м³ на 1 т концентрата). Расчеты показывают, что время молекулярной диффузии окислителя через диффузионный слой к поверхности частицы при указанных условиях составляет на воздушном дутье 0,5 с. Скорость редиффузии газообразных продуктов реакции будет достаточно близка к скорости молекулярной диффузии кислорода. Время диффузии внутри жидкой частицы диаметром 0,1 мм по зависимости А. Н. Вольского составляет 0,1—0,01 с, что сопоставимо с временем молекулярной диффузии при плавке на кислородном дутье и значительно меньше, чем при плавке на воздушном дутье. В последнем случае скорость диффузионных процессов будет определяться скоростью молекулярной диффузии кислорода к поверхности сульфидных частиц.

Адсорбционные процессы подразделяют на физическую и химическую адсорбцию. При физической адсорбции взаимодействие происходит при сравнительно больших расстояниях, и адсорбированные молекулы, претерпевая небольшую деформацию, могут быть удалены с поверхности адсорбента без нарушения состава. Физическая адсорбция газов на поверхности твердого тела зависит от характера и структуры вещества и адсорбируемого газа, развитости адсорбирующей поверхности, давления газа и температуры.

Измельченные сульфидные материалы обладают достаточно высокой адсорбционной способностью. Так, например, 1 см³ измельченного до 0,175 мм халькозина адсорбирует 1,624 см³ сероводорода и 1,082 см³ сернистого ангидрида. Сведения по адсорбции воздуха на сульфидах в литературе отсутствуют. Если же принять его адсорбцию равной адсорбции сернистого ангидрида, то согласно расчетам количество адсорбированного на частицах концентрата воздуха составляет около 0,5% от необходимого для окисления сульфидов, что способствует начальной стадии их окисления. Увеличение парциального давления кислорода в газовой фазе повышает его адсорбцию. Повышение температуры уменьшает адсорбцию газов, однако, оно резко увеличивает скорость химической адсорбции, что предупреждает десорбцию окислителя с поверхности адсорбента.

Химическая адсорбция (хемосорбция) происходит при достаточно высоких температурах, химические силы действуют на малых расстояниях, когда молекулы газа обладают достаточной энергией для сближения с атомами адсорбента и перестройки электронного облака. Для хемосорбции характерны все черты химического взаимодействия — энергия активации, насыщенность и направленность сил, большой тепловой эффект. Хемосорбция предшествует заключительной стадии процесса — химическому взаимодействию — и приводит к образованию промежуточных комплексов, которые в зависимости от температурных условий ведения процесса окисления превращаются в те или иные конечные продукты реакции. Скорость хемосорбции прямо пропорциональна давлению газа и находится в экспоненциальной зависимости от температуры, т. е. кинетика этого процесса аналогична кинетике химического взаимодействия, которая рассматривается ниже. Химическое взаимодействие идет между молекулами, кинетическая энергия которых превышает энергию активации Е. Число активных молекул по закону Максвелла — Больцмана равно:

где na — число активных молекул газа в данном объеме газа;

n — общее число молекул;

e — основание натуральных логарифмов;

E — энергия активации;

R — универсальная газовая постоянная;

T — абсолютная температура.

Скорость гетерогенной реакции описывается уравнением:

где, А — сложная функция, зависящая от структуры твердого тела, характера и развитости поверхности твердого тела, парциального давления окислителя в газовой фазе и других факторов.

При неизменной структуре, характере и развитости поверхности твердого тела скорость гетерогенной реакции будет пропорциональна парциальному давлению окислителя в газовой фазе. Так, скорость окисления сульфидов при взвешенной плавке на кислородном дутье (95% 02) должна быть в 4,5 раза выше, чем при взвешенной плавке на воздушном дутье. Естественно, что это справедливо в том случае, когда процесс окисления протекает в кинетической области.

Влияние парциального давления кислорода на кинетику гетерогенного окисления подтверждается экспериментально.

Скорость химической реакции находится в экспоненциальной зависимости от температуры.

Скорость окисления сульфидов зависит от величины поверхности раздела сульфид — окислитель, что учитывается сомножителем, А в уравнении. Развитая поверхность частиц сульфидного концентрата при взвешенной плавке определяет повышение скорости не только диффузионных и адсорбционных процессов, но и химического взаимодействия. Так, диспергирование сульфидных частиц снижает температуру их воспламенения, например уменьшение крупности частиц халькопирита с 1,5 до 0,025 мм снижает температуру его воспламенения с 410 до 280 °C.

В литературе отсутствуют экспериментальные данные о скорости окисления отдельных сульфидов при температурах взвешенной плавки (1300—1600° С), поэтому о кинетике их окисления при высоких температурах можно судить косвенно.

При температурах взвешенной плавки окисление медных, медно-железных и железных сульфидов протекает в диффузионной области, и кинетику окисления сульфидов определяют диффузионные процессы.

Кинетику химических процессов взвешенной плавки на кислородном дутье, протекающих между газом и пылевидными частицами, можно характеризовать изменением состава газовой или конденсированной фаз.

Экспериментальные данные по кинетике взвешенной плавки на воздушном дутье в литературе отсутствуют Условия процесса взвешенной плавки одного и того же концентрата на воздушном и кислородном дутье практически одинаковы, за исключением более низкого содержания кислорода в воздушном дутье. Как показано ранее, скорость молекулярной диффузии при взвешенной плавке на воздушном дутье примерно в 10 раз ниже, чем на кислородном дутье. Следовательно, и скорость окисления сульфидов при взвешенной плавке на воздушном дутье будет в 10 раз меньше, чем при плавке на кислородном дутье. В связи с этим время пребывания частиц в плавильной зоне при взвешенной плавке на воздушном дутье значительно увеличивают путем организации движения частиц в вертикальной шахте.

2.3 Процессы штейнои шлакообразования

В результате химических взаимодействий в процессе плавки получаются простые сульфиды меди и других металлов, которые при взаимном растворении образуют однородный жидкий расплав — штейн. Входящие в состав шихты и получающиеся в результате окисления сульфидов оксиды также образуют при взаимном растворении жидкий расплав — шлак, главными составляющими которого при взвешенной плавке медных концентратов являются силикаты закиси железа. Процессы штейнои шлакообразования, завершенность разделения штейновой и шлаковой фаз определяют во многом извлечение меди при взвешенной плавке.

Процессы штейнои шлакообразования при взвешенной плавке протекают главным образом в факеле, в котором в результате окисления сульфидов образуется оксидно-сульфидный расплав. Соотношение оксидов и сульфидов в таком расплаве определяется составом исходной шихты и глубиной окисления сульфидов в процессе плавки. Глубокое окисление сульфидов и увеличение доли флюсов в шихте повышают количество оксидов в оксидно-сульфидном расплаве.

Штейнои шлакообразование при взвешенной плавке главным образом совершается в факеле, однако в ванну печи поступают не разделенные капли штейна и шлака, и оксидно-сульфидный расплав самого различного состава. В ванне печи возможно завершение взаимодействия между оксидами и сульфидами, а также образование шлака и штейна из выпадающей из факела шихты. Но основную нагрузку ванна несет по разделению оксидно-сульфидных расплавов на штейн и шлак благодаря их различным физико-химическим свойствам, прежде всего таким, как плотность и поверхностное натяжение. В ванне происходит также усреднение жидких фаз по составу. Так, например, при значительных колебаниях состава штейновой и шлаковой частей оксидно-сульфидного расплава получаемые при плавке шлак и штейн имели достаточно стабильный состав и содержали соответственно, % (по массе): 0,8—1,0 Си; 32—35 SiO2; 37—40 Fe0; 6−8 Са0 и 50—54 Си; 22—25 Fe; 23—24S. Качество разделения фаз и их усреднение по составу во многом зависят от состояния ванны — наличия или отсутствия настылей на лещади печи.

Глава 3. Практика процесса

3.1 Конструкция печи

Рис. 3.1.1 — Печь для обжига-плавки медных концентратов во взвешенном состоянии (Финляндия): 1 — шахта печи; 2 — кессонированное основание шахты печи; 3 — отстойник; 4 — газоход; 5 — шлаковое окно Первая в пире промышленная печь взвешенной плавки на воздушном дутье была разработана финскими специалистами фирмы «Оутокумпу» и построена в 1949 г. на заводе «Харьявалта». Продольный разрез печи этого завода показан на рис. 3.1.1.

Кожух плавильной шахты изготовлен из листовой стали толщиной 13 мм. Шахта и ее свод выложены из магнезитового кирпича, толщина кладки 375 мм, между стенами шахты и кожухом имеется теплоизоляционная засыпка. Внутренние размеры шахты: диаметр 3,7 м, высота 8,8 м. Свод шахты опирается на подпятовые балки и кирпичи, в центре свода расположено отверстие с медной водоохлаждаемой амбразурой для установки шихтовой горелки. В кладку стен шахты через определенные интервалы заложены горизонтальные кольца из плоских медных кессонов толщиной 65 мм с залитыми стальными трубами. Эти кольца скреплены с кожухом и предупреждают вертикальное смещение кладки шахты.

Кожух шахты в нижней части соединен с восьмиугольной стальной сварной балкой, которую с помощью восьми стальных тяг диаметром 50 мм подвешивают к специальной опорной конструкции. Нижнюю половину кожуха орошают водой, которая собирается в два желоба и отводится по ним в канализацию.

Особенно сложно конструктивное оформление узла соединения шахты со сводом отстойной камеры. Он выполнен из фасонного магнезитового кирпича, толщина кладки 375 мм. Между тремя рядами кирпича установлены медные водоохлаждаемые кессоны. Кирпичи и кессоны с помощью стальных тяг крепят к специальным опорам. Кладка соединительного узла плавно переходит в свод отстойной камеры.

Отстойная камера печи представляет собой обычную горизонтальную печь, имеющую внутренние размеры, м: длина — 16,9, ширина в области зеркала ванны — 4,5, высота от лещади до свода — 1,8. Передней торцевой стене придана трапециидальная форма, за счет чего она удалена приблизительно на 1 м от внутренней поверхности кладки шахты. Это предупреждает ее от интенсивного разъединения стекающими из шахты расплавом и разрушения настылями, падающими иногда со стен шахты.

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

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

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

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

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

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

Печи взвешенной плавки других медеплавильных заводов по своей конструкции аналогичны печи завода «Харьявалта».

3.2 Место плавки во взвешенном состоянии в общей технологической цепи предприятия

Своеобразие способа плавки определяет общую структуру технологической схемы.

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

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

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

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

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

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

3.3 Состав продуктов взвешенной плавки

Состав продуктов плавки по некоторым заводам представлен в табл. 3.3.1.

Таблица 3.3.1 — Состав продуктов взвешенной плавки, %

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

Таблица 3.3.2 — Основные показатели работы печей взвешенной плавки

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

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

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

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

Рис. 3.4.1 — Технологическая схема взвешенной плавки

Глава 4. Технологические расчеты

4.1 Расчет минералогического состава медного концентрата

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

Таблица 4.1.1

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

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

Масса CuFeS2.

Масса Fe в CuFeS2:

12 Cu — 55,85 Fe

12 Cu — x Fe кг Fe.

Масса S в CuFeS2:

63,5 Cu — 2?32,06 S

12 Cu — x S кг S.

Масса CuFeS2:

CuFeS2=12+10,55+12,1=34,65 кг.

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

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

Масса CuS.

Масса S в CuS:

63,5 Cu — 32,06 S

6 Cu — x S кг S.

Масса CuS:

CuS=6+3,03=9,03 кг.

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

2. Весь цинк находится в виде сфалерита.

Масса сфалерита ZnS.

Масса S в ZnS:

65.38 Zn — 32,06 S

6 Zn — x S кг S.

Масса ZnS:

ZnS=6+2,98=8,94 кг.

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

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

Масса пирита (FeS2).

Вся оставшаяся сера пойдет на пирит.

Масса Fe в FeS2:

55,85 Fe — 2?32,06 S

x Fe — 19,43 S кг Fe.

Масса FeS2:

FeS2=19,43+16,9=36,33 кг.

Масса оставшегося Fe: 16,9−16,9=0 кг.

CaO в концентрате присутствует в виде CaCO3.

Масса CaCO3.

Масса CO2 в CaCO3:

56,08 CaO — 44 CO2

3,5 CaO — x CO2 кг CO2.

Все полученные данные сводятся в табл. 4.1.2.

Таблица 4.1.2 — Таблица минералогического состава

4.2 Расчет основных статей материального баланса

4.2.1 Расчет степени десульфуризации

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

кг.

В шлак перейдет:

кг.

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

кг.

По данным практики задаемся штейном следующего состава:

Таблица 4.2.1.1

Пересчитаем содержание на килограммы и занесем в табл. 4.2.1.2.

Таблица 4.2.1.2

2· 63,55 Cu — 159,16 Cu2S

16,2 Cu — x Cu2S кг;

m (S2) в Cu2S = 4,09 кг;

m (Cu) в Cu2S = 16,2 кг.

Осталось серы: m (S)=6,02−4,09=1,93.

Эта сера будет в виде FeS:

32,06 S — 87,91 FeS

1,93 S — x FeS кг;

m (S2) в FeS = 1,93 кг;

m (Fe) в FeS = 3,36 кг.

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

3· 55,85 Fe — 231,55 Fe3O4

1,03 Fe — x Fe3O4 кг;

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

На основании этих расчетов заносим данные в табл. 4.2.1.3.

Таблица 4.2.1.3

Тогда степень десульфуризации будет:

.

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

4.2.2 Особенности расчета материального баланса плавки во взвешенном состоянии

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

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

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

Реакции пылеобразования

1. Диссоциация халькопирита:

2CuFeS2>Cu2S+2FeS+0,5•S2

m (CuFeS2)=3,465 кг.

2?183,52 CuFeS2 — 159,06 Cu2S

3,465 CuFeS2 — x Cu2S m (Cu2S)= кг.

m (S) в Cu2S = 0,302 кг;

m (Cu) в Cu2S = 1,198 кг.

2?183,52 CuFeS2 — 2?87,91 FeS

3,465 CuFeS2 — x FeS m (FeS)= кг.

m (S) в FeS = 0,605 кг;

m (Fe) в FeS = 1,055 кг.

m (S)=3,645−1,5−1,66=0,305 кг.

2. Окисление Cu2S

Cu2S+1,5O2>Cu2O+SO2

m (Cu2S)=1,5· 0,1=0,15 кг.

159,16 Cu2S — 143,1 Cu2O

0,15 Cu2S — x Cu2O m (Cu2O)= кг.

m (О2) в Cu2О = 0,015 кг;

m (Cu) в Cu2О = 0,12 кг.

159,16 Cu2S — 64,06 SO2

0,15 Cu2S — x SO2 m (SO2)= кг.

m (О2) в SО2 = 0,03 кг;

m (S2) в SО2= 0,03 кг.

159,16 Cu2S — 1,5•32 O2

0,15 Cu2S — x O2 m (O2)= кг.

3. Диссоциация ковелина:

2CuS>Cu2S+0,5S2

m (CuS)=0,903 кг.

2•95,61 CuS — 159,16 Cu2S

0,903 CuS — x Cu2S m (Cu2S)= кг.

m (S2) в Cu2S = 0,15 кг;

m (Cu) в Cu2S = 0,6 кг.

2•95,61 CuS — 0,5•64,12 S2

0,903 CuS — x S2 m (S2)= кг.

4. Окисление ZnS

ZnS+1,5O2>ZnO+SO2

m (ZnS)=0,894 кг.

95,61 ZnS — 81,38 ZnO

0,894 ZnS — x ZnO m (ZnO)= кг.

m (О2) в ZnО = 0,147 кг;

m (Zn) в ZnО = 0,6 кг.

95,61 ZnS — 64,06 SO2

0,894 ZnS — x SO2 m (SO2)= кг.

m (О2) в SО2 = 0,259 кг;

m (S2) в SО2 = 0,259 кг.

95,61 ZnS — 1,5•32 O2

0,894 ZnS — x O2 m (O2)= кг.

5. Окисление 50% пирита:

FeS2+2,5O2=FeO+2SO2

m (FeS2)=3,633?0,5=1,82 кг.

119,97 FeS2 — 71,85 FeO

1,82 FeS2 — x FeO m (FeO)= кг.

m (О2) в FeO = 0,248 кг;

m (Fe) в FeO = 0,845 кг.

119,97FeS2−2,5?32O2

1,82 FeS2 — x O2 m (O2)= кг.

119,97 FeS2 — 2?64,06 SO2

1,82 FeS2 — x SO2 m (SO2)= кг.

m (О2) в SО2 = 0,97 кг;

m (S2) в SО2= 0,97 кг.

6. Диссоциация 50% пирита:

FeS2>FeS+0,5S2

m (FeS2)=3,633?0,5=1,82 кг.

119,97 FeS2 — 87,91 FeS

1,82 FeS2 — x FeS m (FeS)= кг.

m (S2) в FeS = 0,485 кг;

m (Fe) в FeS = 0,845 кг.

119,97 FeS2 — 0,5?64,12 S2

1,82 FeS2 — x S2 m (S2)= кг.

В ходе протекающих реакций образуется:

?S2= 0,305+0,153+0,49=0,948 кг.

7. Окисление серы:

0,5S2+O2>SO2

m (S2)=0,948 кг.

0,5•64,12 S2 — 32 O2

0,948 S2 — x O2 m (O2)= кг.

0,5•64,12 S2 — 64,06 SO2

0,948 S2 — x SO2 m (SO2)= кг.

m (О2) в SО2 = 0,944 кг;

m (S2) в SО2= 0,946 кг.

Теоретическое количество кислорода, пошедшее на реакции пылеобразования:

?О2=0,045+0,44+1,21+0,94=2,64 кг.

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

Состав газовой фазы после реакций пылеобразования:

СО2=0,275 кг;

SО2=4,473 кг.

Таблица 4.2.2.2 — Минералогический состав пыли, кг

Таблица 4.2.2.3 — Минералогический состав концентрата (с учетом пыли), пошедшего на штейнои шлакообразование, кг

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

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

1. Окисление 30% пирита:

FeS2+2,5O2=FeO+2SO2

m (FeS2)=32,7?0,3=9,81 кг.

119,97 FeS2 — 71,85 FeO

9,81FeS2 — x FeO m (FeO)= кг.

m (О2) в FeО = 1,31 кг;

m (Fe) в FeО= 4,56 кг.

119,97 FeS2 — 2,5?32 O2

9,81FeS2 — x O2 m (O2)= кг.

119,97 FeS2 — 2?64,06 SO2

9,81FeS2 — x SO2 m (SO2)= кг.

m (О2) в SО2 = 5,24 кг;

m (S2) в SО2= 5,24 кг.

2. Диссоциация 70% пирита:

FeS2>FeS+0,5S2

m (FeS2)=32,7 ?0,7=22,89 кг.

119,97 FeS2 — 87,91 FeS

22,89 FeS2 — x FeS m (FeS)= кг.

m (S2) в FeS = 6,12 кг;

m (Fe) в FeS= 10,65 кг.

119,97 FeS2 — 0,5?64,12 S2

22,89 FeS2 — x S2 m (S2)= кг.

3. Окисление 50% халькопирита:

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

m (CuFeS2)=31,18?0,5=15,59 кг.

2?183,52 CuFeS2 — 143,1 Cu2O

15,59 CuFeS2 — x Cu2O m (Cu2O)= кг.

m (О2) в Cu2O = 0,68 кг;

m (Cu) в Cu2O = 5,4 кг.

2?183,52 CuFeS2 — 2?71,85 FeO

15,59 CuFeS2 — x FeO m (FeO)= кг.

m (О2) в FeO = 1,36 кг;

m (Fe) в FeO = 4,74 кг.

2?183,52 CuFeS2 — 4?64.06 SO2

15,59 CuFeS2 — x SO2 m (SO2)= кг.

m (О2) в SО2 = 5,43 кг;

m (S2) в SО2= 5,45 кг.

2?183,52 CuFeS2 — 5,5?32 O2

9,35 CuFeS2 — x O2 m (O2)= кг.

4. Диссоциация 50% халькопирита:

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

m (CuFeS2)=31,18?0,5=15,59 кг.

2?183,52 CuFeS2 — 159,16 Cu2S

15,59 CuFeS2 — x Cu2S m (Cu2S)= кг.

m (S2) в Cu2S =1,36 кг;

m (Cu) в Cu2S = 5,4 кг.

2?183,52 CuFeS2 — 2?87,91 FeS

15,59 CuFeS2 — x FeS m (FeS)= кг.

m (S2) в FeS = 2,72 кг;

m (Fe) в FeS = 4,75 кг.

2?183,52 CuFeS2 — 0,5?64.12 S2

15,59 CuFeS2 — x S2 m (S2)= кг.

5. Диссоциация ковелина:

2CuS>Cu2S+0,5S2

m (CuS)=8,13 кг.

2•95,61 CuS — 159,16 Cu2S

8,13 CuS — x Cu2S m (Cu2S)= кг.

m (S2) в Cu2S =1,36 кг;

m (Cu) в Cu2S = 5,41 кг.

2•95,61 CuS — 0,5•64,12 S2

8,13 CuS — x S2 m (S2)= кг.

6. Окисление ZnS

ZnS+1,5O2>ZnO+SO2

m (ZnS)=8,05 кг.

97,44 ZnS — 81,38 ZnO

8,05 ZnS — x ZnO m (ZnO)= кг.

m (О2) в ZnО = 1,32 кг;

m (Cu) в ZnО = 5,4 кг.

97,44 ZnS — 64,06 SO2

8,05 ZnS — x SO2 m (SO2)= кг.

m (О2) в SО2 = 2,64 кг;

m (S2) в SО2= 2,65 кг.

97,44 ZnS — 1,5•32 O2

8,05 ZnS — x O2 m (O2)= кг.

=16,77+7,47+2,99=27,23 кг.

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

m (FeS)=27,23−5,29=21,94 кг.

=6,76+6,77+2,102=15,63 кг.

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

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

Cu2O+FeS>Cu2S+FeO

m (Cu2O)=0,6742•6,215=4,19 кг.

143,1 Cu2O — 87,91 FeS

4,19 Cu2O — x FeS m (FeS)= кг.

m (S2) в FeS = 0,94 кг;

m (Fe) в FeS= 1,63 кг.

143,1 Cu2O — 159,16 Cu2S

4,19 Cu2O — x Cu2S m (Cu2S)= кг.

m (S2) в Cu2S =0,94 кг;

m (Cu) в Cu2S = 3,72 кг.

143 Cu2O — 71.85 FeO

4,19 Cu2O — x FeO m (FeO)= кг.

m (О2) в FeO = 0,47 кг;

m (Fe) в FeO = 1,63 кг.

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

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

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

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

8. Окисление серы:

0,5S2+O2>SO2

m (S2)=8,84 кг.

0,5•64,12 S2 — 32 O2

8,84 S2 — x O2 m (O2)= кг.

0,5•64,12 S2 — 64,06 SO2

8,84 S2 — x SO2 m (SO2)= кг.

m (О2) в SО2 = 8,82 кг;

m (S2) в SО2= 8,84 кг.

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

9. Окисление FeS:

FeS+1,5O2>FeO+SO2

m (FeS)=19,37· 0,8=15,5 кг.

87,86 FeS — 71,85 FeO

15,5 FeS — x FeO m (FeO)= кг.

m (О2) в FeO = 2,82 кг;

m (Fe) в FeO = 9,85 кг.

87,86 FeS — 1,5?32 O2

15,5 FeS — x O2 m (O2)= кг.

87,86 FeS — 2?64,06 SO2

15,5 FeS — x SO2 m (SO2)= кг.

m (О2) в SО2 = 5,64 кг;

m (S2) в SО2= 5,65 кг.

10. Образование магнетита:

3FeS+5O2>Fe3O4+3SO2

m (FeS)=0,2· 19,37=3,87 кг.

3· 87,86 FeS — 231,55 Fe3O4

3,87 FeS — x Fe3O4 m (Fe3О4)= кг.

m (О2) в Fe3O4 = 0,94 кг;

m (Fe) в Fe3O4 = 2,46 кг.

3· 87,86 FeS — 3•64,06 SO2

3,87 FeS — x SO2 m (SO2)= кг.

m (О2) в SО2 = 1,41 кг;

m (S2) в SО2= 1,41 кг.

231,4 FeS — 5•32 O2

3,87 FeS — x O2 m (O2)= кг.

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

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

4.2.3 Расчет шлака и флюса

Ниже приведена таблица шлака (без добавки флюса).

Таблица 4.2.3.1

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

FeO: 52%;

SiO2: 31,54%.

Принимаем флюс следующего состава:

Таблица 4.2.3.2

Для дальнейших расчетов необходимо использовать уравнения, где х — общая масса шлака;

у — масса флюса.

27,83+0,04•у=0,52•х

4+0,85•у=0,3154•х Сделав промежуточные расчеты, получаем:

у=15,77 кг;

х=55,12 кг.

В итоге получаем флюс следующего состава, кг.

Таблица 4.2.3.3

Таблица 4.2.3.4.

Данные по конечному шлаку приводятся в табл. 4.2.3.5.

Таблица 4.2.3.5

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

4.2.4 Расчет газовой фазы и дутья

Теоретически необходимое количество кислорода равно:

?m (O2)=2,64+37,62=40,26 кг.

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

40% О2;

60% N2.

О2=кг;

N2=кг.

;

m (дутья)=кг.

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

m (дутья)=93,1•1,15=107,06 кг.

Тогда:

m (O2)=107,06•0,4324=46,29 кг;

m (N2)= 107,06•0,5676=60,77 кг.

Масса кислорода, содержащегося в газовой фазе:

m (O2)=(107,06−93,1)•0,4324=6,04 кг;

m (SO2)=4,473+58,42=62,9 кг.

Эти данные заносим в таблицу газового состава.

Таблица 4.2.4.1

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

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

V (O2)=моль V (O2)=0,19•22,4=4,23 м³;

V (N2)=моль V (N2)=2,17•22,4=48,62 м³;

V (СO2)= моль V (СO2)=0,06•22,4=1,4 м³;

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

Все данные сводим в таблицу материального баланса.

Материальный баланс плавки Таблица 4.2.4.2 — Статьи прихода материального баланса

Статьи расхода материального баланса

4.3 Расчет основных статей теплового баланса плавки

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

4.3.1 Расчет тепловых эффектов химических реакций

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

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

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

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

FeS2+2,5O2=FeO+SO2

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

моль FeO.

Таким образом, количество тепла выделившегося в ходе реакции будет:

кДж.

2. FeS2>FeS+0,5S2

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

моль.

кДж.

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

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

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

моль.

кДж.

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

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

моль.

кДж

5. 2CuS>Cu2S+0,5S2

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

моль.

кДж.

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

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

моль.

кДж.

7. Cu2O+FeS>Cu2S+FeO

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

моль.

кДж.

8. 0,5S2+O2>SO2

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

моль.

кДж.

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

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

моль.

кДж.

10.3FeS+5O2>Fe3O4+3SO2

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

моль.

кДж.

Суммарный тепловой эффект от протекания данных реакций:

=-65 687+84138−132 595+15527,9+10 765,7−72 138−5721−109 731−150 470,6=-425 911кДж.4.3.2 Расчет статей прихода тепла

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

где a, b — коэффициенты теплоемкости;

М — молярная масса данного компонента;

m — масса данного компонента;

Т — температура при которой загружают материал.

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

CuFeS2

m=31,18 кг.

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

кДж.

CuS

m=8,13 кг.

кДж.

ZnS

m=8,05 кг.

кДж.

FeS2

m=32,7 кг.

кДж.

CaCO3

m=5,975 кг.

кДж.

SiO2

m=17,8 кг.

кДж.

Итого: =14 222,9+2469,4+2474,4+12 177,9+4008+11 329=46681,6 кДж.

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

N2

m=60,77 кг.

кДж.

О2

m =46,29 кг.

кДж.

Итого: =18 986,8+14 094,4=33,81,2 кДж.

4.3.3 Расчет статей расхода тепла

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

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

Cu2S

m=20,29 кг.

кДж.

FeS

m=5,29 кг.

кДж.

Fe3O4

m=1,42 кг.

кДж.

Итого: =43 477+26300,6+3559,6=73 337,2 кДж.

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

Cu2O

m=2,025 кг.

кДж.

ZnO

m=7,47 кг.

кДж.

Fe3O4

m=1,98 кг.

кДж.

FeO

m=26,3 кг.

кДж.

CaO

m=3,97 кг.

кДж.

SiO2

m=17,4 кг.

кДж.

Al2O3

m=0,32 кг.

кДж.

Итого: ?Q=2286,2+8231,6+5580,7+37 047,4+46 054,2+6327,6+665,4=106 193,1кДж.

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

Q=m•C•t,

где С — теплоемкость пыли, С=0,69 .

?Qпыли=7,9?0,69?1573 =8574,4 кДж.

4. Тепло, уходящее с газовой фазой Температура газовой фазы принимается равной 1300? С или 1573 К.

SO2

m=62,89 кг.

кДж.

N2

m=60,77 кг.

кДж.

CO2

m=2,75 кг.

кДж.

H2O

m=0,5 кг.

кДж.

Итого: ?Q=90 451,5+91 807,7+5737,5+2047= 190 043,7 кДж.

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

Всего пришло тепла:

?Qприход=536 342,6+46 681,6+33 081,2=616 105,4 кДж.

Тепло, уходящее из печи: ?Qрасход=73 337,2+106 193,1+10 853,7+110 431,6+190 043,7= 490 859,3 кДж.

Результаты расчета теплового баланса сводим в табл. 4.3.3.1.

Тепловой баланс плавки Таблица 4.3.3.1 — Таблица теплового баланса

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

4.4 Выбор и расчет числа печей

По заданию годовая производительность 1 000 000 т/год. Печь с учетом остановок работает 335 суток в году. Следовательно, суточная производительность будет: =2985 т/сут.

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

Таблица 4.4.1

F=18,5?4,5=83,25 м²;

83,25?12= 1000 т/м2.

=2,98 шт.

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

Глава 5. Специальная часть

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

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

периодичность процесса;

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

короткая межремонтная компания;

значительные затраты, так называемого «ручного труда» — фурмовка, уборка и т. п.;

и другие.

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

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

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

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

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

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

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

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

При отсутствии расплава Cu2S.

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

расплавление Cu2Sт Cu2Sж;

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

перегрев меди до 1200С;

потери тепла с отходящими газами;

потери тепла через стенки конвертера.

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

Cu2Sт + 1,5 О2= Cu2О + SO2

М 159 48 143 64

— Н ккал/моль 19,6 40,76 70,96

кг или .

Образуется: кг или .

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

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

Расход тепла плавление 33,3 кг Cu2S:

Lпл=2,6 ккал/моль, Тпл=1403К.

На нагрев от 30С до 1130С:

Q=mCt;

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

Q=33,3(1130−30)20,32=0,20 920,321100=4671,6 кал=19,574 кДж.

На плавление:

т. е.

ккал/моль или 14,89 кДж.

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

На реакцию:

Cu2Sж + 2 Cu2От, ж = 6Cu ж +SO2.

— Н ккал/моль 19,6 40,76 70,96

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

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

126,370,209=26,41 кДж.

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

34,464+26,41=60,874 кДж.

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

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

При наличии расплава Cu2S.

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

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

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

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

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

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

FeSт + 1,5 О2= FeО + SO2

М 87,85 48 71,85 64

— Н ккал/моль 24,0 63,3 70,96

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

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

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

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

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

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

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

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

Глава 6. Контроль и автоматизация производства

6.1 Автоматизация и связь

В данной части рассматриваются процессы автоматизации комплекса печи ПВП.

Объекты, располагаемые в существующем здании плавильного цеха:

система подачи шихты и топлива в ПВП;

система подачи воздуха и кислородно-воздушной смеси в ПВП;

система охлаждения газов и подача их на очистку и утилизацию.

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

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

микроэлектронных приборов системы «Каскад-2» завода тепловой автоматики г. Москва;

аналоговых приборов А-542 завода «Теплоприбор» г. Челябинск, узкопрофильных — завода «Вибратор» г. Санкт-Петербург;

приборов системы «Сапфир» завода «Манометр» г. Москва.

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

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

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

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

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

Объем автоматизации печи обеспечивает:

автоматическое регулирование процесса плавки;

дистанционный контроль параметров со щита оператора;

аварийную сигнализацию отклонения параметров от нормы;

автоматику безопасности печи и кислородоснабжения в аварийных ситуациях.

Автоматические регуляторы предусматривают:

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

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

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

Предусматривается дистанционный контроль и сигнализация следующих параметров:

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

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

расход воды, кислорода, воздуха;

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

Автоматика безопасности (тепловой защиты) и кислородоснабжения печи предусматривает:

автоматическую отсечку воздуха при падении давления воздуха;

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

Глава 7. Технико-экономическая часть

7.1 Организация производства

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

Таблица 7.1.1

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

Таблица 7.1.2 — Годовой баланс рабочего времени одного рабочего

7.2 Расчет технико-экономических показателей

7.2.1 Расчет списочной численности трудящихся

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

Таблица 7.2.1.1 — Расчет списочной численности рабочих

7.2.2 Расчет фонда заработной платы

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

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

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

Таблица 7.2.2.2 — Фонд заработной платы ИТР и служащих

7.2.3 Расчет стоимости основных фондов и амортизационных отчислений

В данном разделе определяются капитальные затраты на оборудование, которые рассчитываются только по объектам основного производственного назначения.

Затраты на технологическое оборудование принимаются на основании количества выбранного оборудования и цен на него.

Таблица 7.2.3.1 — Расчет стоимости технологического оборудования участка

Стоимость основных фондов определяется исходя из расчета стоимости оборудования.

Таблица 7.2.3.2 — Стоимость основных производственных фондов

Расчет годовой суммы амортизации производится на основании дифференцированных норм амортизации и стоимости основных производственных фондов по отдельным элементам. Стоимость основных производственных фондов по отдельным элементам принимается по данным табл. 7.2.3.2.

Таблица 7.2.3.3 — Расчет годовой суммы амортизации

7.2.4 Расчет затрат по участку

Таблица 7.2.4.1 — Расчет топливно-энергетических затрат

Таблица 7.2.4.2 — Расходы на содержание и эксплуатацию оборудования

Цеховые расходы включают расходы на содержание аппарата управления цеха и цехового персонала, амортизацию зданий и сооружений, расходы на содержание и ремонт зданий, сооружений, расходы на испытания, опыты и исследования, рационализацию и изобретательство, затраты на мероприятия по охране труда и технике безопасности и пр.

Таблица 7.2.4.3 — Цеховые затраты

7.2.5 Калькуляция себестоимости штейна

Себестоимость продукции определяется на основании приведенных сырьевых и топливно-энергетических затрат, расходов на содержание и эксплуатацию оборудования и цеховых расходов. Для определения себестоимости составляется калькуляция.

Таблица 7.2.5.1 — Калькуляция себестоимости штейна

Расчет экономической эффективности отделения Величина годовой экономии составит:

где Сф, Спр — цеховая себестоимость 1 т продукции, тыс. руб.;

Q — проектная производительность, т/год.

тыс. руб.

Экономический эффект:

Э=ЭI (1−0,24)=1800(1−0,24)=1368 тыс. руб.,

где 0,24 — налог на прибыль,%.

7.3 Технико-экономические показатели отделения

Таблица 7.4.1 — Технико-экономические показатели отделения

Глава 8. Безопасность жизнедеятельности

8.1 Охрана труда

8.1.1 Характеристика условий труда, опасных и вредных производственных факторов

Плавильный цех комбината по совокупности факторов производственной среды, оказывающих влияние на здоровье и работоспособность человека в процессе труда, относится к производству с вредными условиями труда.

Так характерными связанными с производством вредными и опасными факторами являются:

Загазованность (выделение отходящих газов в рабочую зону из-за негерметичности оборудования);

Запыленность (загрузка шихты, транспорт материалов);

Повышенная температура поверхностей оборудования (выше 50С);

Расположение рабочих мест на высотных отметках (3 м и выше относительно уровня пола);

Подвижные части оборудования (подвижные части питателей и т. д.);

Пожароопасные продукты (расплавленные штейны) и пожаровзрывоопасные (кислород);

Поражения электрическим током (до 6 кВ).

Работа в цехе относится к категории средней тяжести. На фиксируемых рабочих местах климатические условия соответствуют следующим нормам:

Температура 20−22С;

Влажность не более 75%;

Скорость движения воздуха не более 0,5 м/сек.

Шихта и ее компоненты в перерабатываемом состоянии нетоксичны, пожарои взрывобезопасны.

Таблица 8.1.1.1 — Предельно-допустимая концентрация вредных веществ в воздухе рабочей зоны

Как видно из данных табл. 8. 1. 1. ПДК этих газов на рабочих местах соблюдается.

Пыли-аэрозоли, присутствующие в атмосфере цеха, оказывают фиброгенное действие, ПДК рабочей зоны для них составляет — 7,0 Мг/м3.

Источниками пылеобразования являются шихтовочные бункера, транспорт. Пыль отходящих газов улавливается в электрофильтрах. Транспортировка пыли производится пневмотранспортом, что значительно снижает запыленность атмосферы производственного помещения.

8.1.2 Производственный травматизм

Производственный травматизм — явление, характеризующееся совокупностью производственных травм, полученных работниками.

Таблица 8.1.2.1

Характер производственного травматизма свидетельствует о необходимости улучшения условий труда и снижения риска, связанного с профессиональной деятельностью.

Основными причинами несчастных случаев являются: невнимательность рабочих, плохая подготовленность рабочего места, несовершенство оборудования, отсутствие должного контроля за соблюдением правил техники безопасности со стороны ИТР и других ответственных должностных лиц.

В целом по комбинату проводятся регулярные ремонтно-восстановительные работы по замене и выводу устаревшего и небезопасного оборудования, усиления несущих конструкций зданий и сооружений, замене вентиляционных систем.

8.1.3 Техника безопасности

Правила электробезопасности Все электродвигатели и другое оборудование обязательно заземляют. Заземление регулярно проверяют электролабораторией предприятия. Обнаруженные неисправности необходимо немедленно устранить.

При ремонте электрооборудования следует соблюдать меры предосторожности: работать на специальном коврике в резиновых перчатках и в резиновой обуви.

Для тушения горящих электрических проводов, кабеля, электрооборудования и приборов, находящихся под напряжением, нельзя применять воду. Прежде всего, снимают напряжения, а затем для тушения используют песок или порошковый огнетушитель. Наиболее надежная защита человека от поражения электрическим током — заземление всех механизмов, могущих оказаться под напряжением: корпуса электродвигателей, трансформаторов, электроинструмента, металлических ограждений и т. п.

8.1.4 Производственная санитария

Производственный шум Источниками шума являются все движущиеся части механизмов. Характер шума стабильный, широкополосный продолжительный.

В табл. 8.1.4.1. Приведены результаты замеров уровней шума на рабочих местах передела.

Таблица 8.1.4.1

Уровень шума в цеху не превышает допустимого, но во время ППР, когда печь ставится на притычки, возможны шумы до 90−95 дБ. Применяемыми мерами защиты является выдача работникам противошумных вкладышей (берушей), что обеспечивает снижение уровня шума на 30 дБ.

Освещение цеха Проектом предусматривается комбинированное освещение: естественное и искусственное. Естественное освещение обеспечивается оконными проемами в наружных стенах. Искусственное освещение обеспечивается электрическими лампами.

При проведении ремонтных работ в шахте печи, а также в бункерах шихты предусматривается переносная лампа накаливания напряжением 12 В.

Светильники аварийного освещения подсоединяются к сети, независимой от сети рабочего освещения. Предусмотрены лампы над входом для обеспечения безопасности движения транспорта и пешеходов в темное время суток.

Нормы освещенности:

Общее освещение — 30 лк;

Освещение лестниц — 10лк;

Освещение бытовых помещений — 30 лк;

Освещение главных проходов и помещений — 20 лк.

Т.к. в процессе работы осуществляется общее периодическое наблюдение за ходом процесса, то есть производятся относительно грубые работы, искусственное излучение производится глубокоизлучателями (так как помещение цеха высокое). На пульте управления печью, в ремпунктах применяются для освещения люминесцентные лампы — комбинированное освещение. В случаях отключения рабочего освещения предусматривается аварийное освещение, составляющее 10% от рабочего.

Один-два раза в месяц проводятся профилактические осмотры осветительной установки и своевременно заменяются сгоревшие лампы.

Расчет вентиляции В плавильном цехе осуществляется искусственная вентиляция. Роль приточной вентиляции сводится к подаче в цех свежего чистого воздуха взамен отсасываемого, грязного.

Расчет чистого воздуха, который необходимо подать для осуществления приточной вентиляции V, м3/час:

где: Qя — явная теплота в здании, 1,37 106 кДж/час;

С — весовая теплоемкость воздуха при постоянном давлении (С=0,992 кДж/мград);

tпр — температура поступающего воздуха, С, tпр =28 С;

tух — температура уходящего воздуха, С, tух =20 С;

=1,2 кг/м3, м3/час.

Объем цеха Vц=130 000 м3.

Теплонапряженность цеха составит: .

Принимаем вентилятор типа Ц4−76, число оборотов 500, производительностью 200 000 м3/час. Печь ПВП единственный сильнейший источник тепла, поэтому вентиляторы устанавливаются вблизи печей.

8.1.5 Пожарная безопасность

В процессе плавки приходится иметь дело с горячим штейном, шлаком, газами, горячими поверхностями оборудования, кислородом и т. д. Поэтому обжиговый цех относится к пожароопасной категории «Г». Транспортерные галереи и помещения складов — категория «В». Количество этажей не ограничивается, степень огнестойкости здания I. Все строительные конструкции выполнены из несгораемых материалов.

Помещение цеха перегружено оборудованием. Печи устанавливаются на столбчатом фундаменте, и предусматривается аварийный слив расплава на отметку (-2,00). В этом случае подается аварийный сигнал всеми имеющимися световыми и прочими средствами оповещения. В ходе плановой работы происходит непрерывный слив штейна и шлака.

Серьезную опасность для жизнедеятельности представляют операции: слива штейна в ковш, его транспортировка над пролетом, заливка штейна в конвертер, слив шлака и т. д. В ходе операции происходит выброс окалины, разбрызгивание расплава, поэтому с учетом текущей ситуации разработаны безопасные внутрицеховые маршруты.

Свод печей и все площадки в непосредственной близости от поверхности с высокой температурой оснащены лестницами и площадками с ограждениями не менее 1,5 м.

Здание имеет эвакуационные пути, ведущие из помещений первого этажа наружу, из помещений остальных этажей на лестничные клетки и в другие помещения.

Двери в помещении плавильного цеха открываются наружу и имеют световое обозначение. Количество выходов — 4.

Рабочие места снабжены противопожарными устройствами (средствами): ящики с песком емкостью 3 м³ и ручными углекислотными огнетушителями ОУ-8 и ОУ-5. Внутри корпуса существующего плавильного цеха предусмотрено достаточное количество лестниц, соединяющих между собой все рабочие площадки, и обеспечивающие свободную эвакуацию рабочих в случае пожара. Кроме того, по периметру здания на расстоянии 200 м расположены наружные пожарные лестницы. Предусмотрены запасные эвакуационные выходы шириной 1,5 м, с противоположных сторон здания. Отделение имеет противопожарные разрывы с соседними зданиями не менее 10 м.

Пожарный водопровод объединен с хозяйственным и производственным водопроводами. Для обеспечения бесперебойной подачи воды при разрыве, замерзании и пр., пожарный водопровод сделан кольцевым с диаметром труб 100 мм. Напор струи должен достигать высоты не менее 10 м. Краны должны быть в шкафах и оборудованы пожарными рукавами длиной 20 м.

Сигнализация о возникшем пожаре телефоном производится при помощи внутрицеховых средств связи. К средствам внутрицеховой связи относятся: в операторском пункте — типа ПГС-3, в производственных помещениях — типа ПГС-10 в количестве 10 шт. все приборы включаются в один круг. Предусмотрено наличие производственной автоматической связи. Для организации данного вида связи у абонентов комплекса печи устанавливаются телефонные аппараты системы АТС. К средствам радиофикации относятся устанавливаемые в конторских помещениях абонентские громкоговорители типа «Тайга-304».

На заводе имеется пожарная дружина.

8.2 Безопасность жизнедеятельности при чрезвычайных ситуациях

8.2.1 План предупреждения и ликвидации чрезвычайной ситуации

Классификация и место происшествия:

Пожар в распределительном пункте технического кислорода.

Возможные последствия:

распространение пожара по зданию всего корпуса;

взрыв трубопровода с техническим кислородом;

загазованность помещения;

замыкание силовых электрокабелей, находящихся под напряжением.

Мероприятия по спасению людей и ликвидации аварии.

объявить по всем имеющимся в наличии средствам связи об аварии;

вызвать по телефону:

а) пожарную команду;

б) начальника цеха;

перекрыть главную магистраль подачи воздуха в печь;

выключить вентиляционные системы, обслуживающие данный участок;

отключить напряжение питания всего электрооборудования цеха;

приступить к тушению пожара всеми имеющимися силами и средствами;

выставить посты безопасности.

Средства ликвидации (тушения):

пожарные стволы с выкидными рукавами;

песок;

огнетушители:

а) для объектов, находящихся под напряжением (если на момент пожара они не отключены по какой-то причине) использовать тип ОУ.

б) для объектов со снятым напряжением питания использовать тип ОП.

Пути выхода людей из зоны аварии.

Рабочие цеха, руководствуясь планом эвакуации в случае пожара, имеющимся в помещении цеха на каждой высотной отметке, следуют в направлении, указанном красными стрелками на плане.

Глава 9. Экологическая часть

По проекту предлагается установить 4 печи ПВП. Большим достоинством этих агрегатов является хорошая отработанность их конструкции и вспомогательного оборудования.

Основными загрязняющими атмосферу веществами, выделяющимися при переработке сырья, являются металлосодержащая пыль и сернистый ангидрид. Горное, обогатительное и металлургическое производство комбината сопряжены с образованием большого количества промышленных отходов: вскрышных пород, хвостов обогащения и отвального металлургического шлака, которые также оказывают вредное воздействие на окружающую природную среду. Для складирования промышленных отходов отведены значительные площади — более 9800 га. В настоящее время на прилегающих территориях накоплено и размещено: вскрышных пород — 1 млрд. т; хвостов обогащения — 200 млн. т; отвальных шлаков — 40 млн. т.

Воздействие производства комбината на гидросферу заключается главным образом в заборе свежей воды и сбросе в природные водоемы сточных вод. В настоящее время забор свежей воды на производственные и хозбытовые нужды комбината составляет 32 000 тыс. м3/год, из них 10 500 тыс. м3/год используется на хозбытовые нужды населенных пунктов, 17 500 тыс. м3/год используется для производства. Часть воды передается сторонним организациям и теряется при транспортировке.

Построены и действуют системы оборотного водоснабжения обогатительного, металлургического и вспомогательных производств. Объем оборотного водоснабжения составляет 89% от общего водопотребления. В системах повторно-последовательного использования воды задействуется 760 тыс. м3/год.

Для комплексного решения вопроса охраны окружающей среды необходимо решить проблему переработки и использования промышленных отходов.

Отвальные шлаки и хвосты обогащения отнесены к нетоксичным. Вскрышные породы имеют сложный минералогический состав и неоднородную консистему, класса опасности не имеют. Часть их используется для производства закладочных материалов и забутовки горных выработок, производства строительных материалов, отсыпки балласта, засыпки разрезов и карьеров. Отвальные хвосты полагается использовать в будущем для получения закладочных материалов.

Взвешенная плавка медных руд и концентратов является природоохранным мероприятием в силу следующих причин:

сырьем для плавки является концентрат, в то время как для РТП используют обожженные окатыши цеха обжига. В силу данного обстоятельства происходит высвобождение мощностей цеха обжига;

хотя плавка и характеризуется высоким пылевыносом (около 10% от массы концентрата), хорошая герметизация оборудования не допускает повышения выбросов аэрозолей металлов в атмосферу. Пыль после пылесборников поступает в голову процесса;

достоинством плавки является получение постоянного потока концентрированных отходящих газов (16−80% SO2), пригодных для получения жидкого сернистого ангидрида, серной кислоты или элементарной серы. Утилизация серы в виде элементарной серы повышает степень утилизации и облегчает транспортировку;

снижение выбросов загрязненных сточных вод (водоохлаждаемые элементы печи приняты по системе ВОПР (Н), т. е. охлаждение оборотной водой под разрежением — насосный вариант. Установка ВОПР (Н) позволяет работать в замкнутом цикле с подпиткой водой примерно 10%).

В целом плавка во взвешенном состоянии является значительным шагом вперед в совершенствовании технологии переработки сульфидного медного сырья по сравнению с отражательной плавкой и плавкой в электрических печах. Она является экологически и экономически более выгодным комплексом, направленным на снижение агрессии технологии в металлургической промышленности. При ПВП в одном аппарате совмещаются процессы обжига и плавления, большая часть серы выделяется в одном агрегате, что приводит к повышению извлечения серы и уменьшению степени загрязнения атмосферы. Газы взвешенной плавки, выбрасываемые в трубу, имеют ПДВ в норме.

Библиографический список

1. Ю. П. Купряков «Автогенная плавка медных концентратов во взвешенном состоянии», Москва, «Металлургия», 1979 г.

2. Л. А. Синев, В. Ф. Борбат «Плавка сульфидных концентратов во взвешенном состоянии», Москва, «Металлургия», 1979 г.

3. Д. А. Диомидовский «Металлургические печи цветной металлургии», Москва, «Металлургия», 1970 г.

4. Д. А. Диомидовский, Л. Н. Шалыгин, А. А. Гальнбек, И. А. Южанинов «Расчеты пиропроцессов и печей цветной металлургии», Москва, Государственное НТИ литературы по черной и цветной металлургии, 1963 г.

5. Н. М. Барон, А. А. Равдель, А. М. Пономарева «Краткий справочник физико-химических величин», Ленинград, «Химия», 1983 г.

6. И. Ф. Худяков, А. И. Тихонов, В. И. Деев «Металлургия меди, никеля и кобальта», Москва, «Металлургия», 1977 г.

7. В. И. Смирнов, А. И. Тихонов «Обжиг медных руд и концентратов», Москва, «Металлургия», 1965 г.

8. В. В. Мечев, В. П. Быстров и др. «Автогенные процессы в цветной металлургии», Москва, «Металлургия», 1991 г.

9. К. Х. Куняшева, М. Г. Ларикова, В. Д. Линев и др. «Состояние процесса взвешенной плавки фирмы „Оутокумпу“ за рубежом», Москва, 1982 г.

10. С. Н. Абрамишвили. «Новые непрерывные и совмещенные процессы производства меди за рубежом», Москва, 1975 г.