Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

Введение

1. Основная часть

1.1 Металлургия цветных металлов

1.2 Пирометаллургический способ получения меди

1.2.1 Подготовка к плавке

1.2.2 Выплавка медного штейна

1.2.3 Конвертирование медного штейна

1.3 Описание проектируемого агрегата

2. Расчетная часть

2.1 Выбор и обоснование технологической схемы

2.2 Описание технологического процесса

2.3 Расчет материального баланса

2.3.1 Расчет десульфуризации и состава штейна

2.3.2 Расчет количество флюсов для ведения плавки на заданном составе шлаков

2.4 Расчет теплового баланса плавки

2.4.1 Расчет горения природного газа

2.4.2 Расход природного газа и тепловой баланс

3. Безопасность и экологичность

3.1 Общие положения

3.2 Общие требования

3.3 Уборка окалины

3.4 Блюминги и слябинги

Заключение

Список использованной литературы

Введение

Медь - химический элемент. Один из семи металлов, известных с глубокой древности. По некоторым археологическим данным - медь была хорошо известна египтянам еще за 4000 лет до Р. Хр. Знакомство человечества с медью относится к более ранней эпохе, чем с железом; это объясняется с одной стороны более частым нахождением меди в свободном состаянии на поверхности земли, а с другой - сравнительной легкостью получения ее из соединений. Древняя Греция и Рим получали медь с острова Кипра (Cyprum), откуда и название ее Cuprum. Особенно важна медь для электротехники.

По электропроводности медь занимает второе место среди всех металлов, после серебра. Однако в наши дни во всем мире электрические провода, на которые раньше уходила почти половина выплавляемой меди, все чаще делают из алюминия. Он хуже проводит ток, но легче и доступнее. Медь же, как и многие другие цветные металлы, становится все дефицитнее. Если в 19 в. медь добывалась из руд, где содержалось 6-9% этого элемента, то сейчас 5%-ные медные руды считаются очень богатыми, а промышленность многих стран перерабатывает руды, в которых всего 0,5% меди.

Медь входит в число жизненно важных микроэлементов. Она участвует в процессе фотосинтеза и усвоении растениями азота, способствует синтезу сахара, белков, крахмала, витаминов. Чаще всего медь вносят в почву в виде пятиводного сульфата - медного купороса. В значительных количествах он ядовит, как и многие другие соединения меди, особенно для низших организмов. В малых же дозах медь совершенно необходима всему живому.

Таким образом, разделение металлов на черные и цветные является условным. Обычно к черным металлам относят железо, марганец и хром, а остальные металлы к цветным. Термин цветные металлы не следует понимать буквально. Фактически существует лишь два цветных металла: розовая медь и желтое золото, а в отношении же остальных металлов можно говорить не об их цвете, а об их различных оттенках, чаще всего серебристо-серого или красного тонов.

1. Основная часть

1.1 Металлургия цветных металлов

Цветная металлургия -- отрасль металлургии, которая включает добычу, обогащение руд цветных металлов и выплавку цветных металлов и их сплавов. По физическим свойствам и назначению цветные металлы условно можно разделить на тяжёлые (медь, свинец, цинк, олово, никель) и лёгкие (алюминий, титан, магний). На основании этого деления различают металлургию лёгких металлов и металлургию тяжёлых металлов.

Размещение предприятий цветной металлургии зависит от многих экономических и природных условий, особенно от сырьевого фактора. Заметную роль, помимо сырья, играет топливно-энергетический фактор.

На территории России сформировано несколько основных баз цветной металлургии. Различия их в специализации объясняются несхожестью географии лёгких металлов (алюминиевая, титано-магниевая промышленность) и тяжёлых металлов (медная, свинцово-цинковая, оловянная, никель-кобальтовая промышленности).

Производство тяжёлых цветных металлов в связи с небольшой потребностью в энергии приурочено к районам добычи сырья.

По запасам, добыче и обогащению медных руд, а также по выплавке меди ведущее место в России занимает Уральский экономический район, на территории которого выделяются Красноуральский, Кировградский, Среднеуральский, Медногорский комбинаты.

Свинцово-цинковая промышленность в целом тяготеет к районам распространения полиметаллических руд. К таким месторождениям относятся Садонское (Северный Кавказ), Салаирское (Западная Сибирь), Нерченское (Восточная Сибирь) и Дальнегорское (Дальний Восток).

Центром Никель-Кобальтовой промышленности являются города: Норильск (Восточная Сибирь), Никель и Мончегорск (Северный экономический район).

Для получения лёгких металлов требуется большое количество энергии. Поэтому сосредоточение предприятий, выплавляющих легкие металлы, у источников дешёвой энергии -- важнейший принцип их размещения.

1.2 Пирометаллургический способ получения меди

Известны два способа извлечения меди из руд и концентратов: гидрометаллургический и пирометаллургический.

Первый из них не нашел широкого применения.

Его используют при переработке бедных окисленных и самородных руд.

Этот способ в отличии от пирометаллургического не позволяет извлечь попутно с медью драгоценные металлы.

Второй способ пригоден для переработки всех руд и особенно эффективен в том случае, когда руды подвергаются обогащению.

Основу этого процесса составляет плавка, при которой расплавленная масса разделяется на два жидких слоя: штейн-сплав сульфидов и шлак-сплав окислов.

В плавку поступают либо медная руда, либо обожженные концентраты медных руд. Обжиг концентратов осуществляется с целью снижения содержания серы до оптимальных значений.

Жидкий штейн продувают в конвертерах воздухом для окисления сернистого железа, перевода железа в шлак и выделения черновой меди.

Черновую медь далее подвергают рафинированию - очистке от примесей.

1.2.1 Подготовка к плавке

Большинство медных руд обогащают способом флотации. В результате получают медный концентрат, содержащий 8-35% Cu, 40-50% S, 30-35% Fe и пустую породу, главным образом составляющими которой являются SiO₂, Al₂O₃ и CaO.

Концентраты обычно обжигают в окислительной среде с тем, чтобы удалить около 50% серы и получить обожженный концентрат с содержанием серы, необходимым для получения при плавке достаточно богатого штейна.

Обжиг обеспечивает хорошее смешение всех компонентов шихты и нагрев ее до 550-600 ⁰С и, в конечном итоге, снижение расхода топлива в отражательной печи в два раза. Однако при переплавке обожженной шихты несколько возрастают потери меди в шлаке и унос пыли. Поэтому обычно богатые медные концентраты (25-35% Cu) плавят без обжига, а бедные (8-25% Cu) подвергают обжигу.

Температура обжига концентратов применяют многоподовые печи с механическим перегреванием. Такие печи работают непрерывно.

1.2.2 Выплавка медного штейна

Медный штейн, состоящий в основном из сульфидов меди и железа (Cu₂S+FeS=80-90%) и других сульфидов, а также окислов железа, кремния, алюминия и кальция, выплавляют в печах различного типа.

Комплексные руды, содержащие золото, серебро, селен и теллур, целесообразно обогащать так, чтобы в концентрат была переведена не только медь, но и эти металлы. Концентрат переплавляют в штейн в отражательных или электрических печах.

Сернистые, чисто медные руды целесообразно перерабатывать в шахтных печах.

При высоком содержании серы в рудах целесообразно применять так называемый процесс медно-серной плавки в шахтной печи с улавливанием газов и извлечением из них элементарной серы.

В печь загружают медную руду, известняк, кокс и оборотные продукты. Загрузку ведут отдельными порциями сырых материалов и кокса.

В верхних горизонтах шахты создается восстановительная среда, а в нижней части печи - окислительная. Нижние слои шихты плавятся, и она постепенно опускается вниз навстречу потоку горячих газов. Температура у фурм достигается 1500 ⁰С на верху печи она равна примерно 450 ⁰С.

Столь высокая температура отходящих газов необходима для того, чтобы обеспечить возможность из очистки от пыли до начала конденсации паров серы.

В нижней части печи, главным образом у фурм, протекают следующие основные процессы:

а) Сжигание углерода кокса

C + O₂ = CO₂

б) Сжигание серы сернистого железа

2FeS + 3O₂ = 2 FeO + 2SO₂

в) Образование силиката железа

2 FeO + SiO₂ = (FeO)₂ SiO₂

Газы, содержащие CO₂, SO₂, избыток кислорода и азот, проходят вверх через столб шихты. На этом пути газов происходит теплообмен между шихтой и ними, а также взаимодействие CO₂ с углеродом шихты. При высоких температурах CO₂ и SO₂ восстанавливаются углеродом кокса и при этом образуется окись углерода, сероуглерод и сероокись углерода:

CO₂ + C = 2CO

2SO₂ + 5C = 4CO + CS₂

SO₂ + 2C = COS + CO

В верхних горизонтах печи пирит разлагается по реакции:

FeS₂ = Fe + S₂

При температуре около 1000 ⁰С плавятся наиболее легкоплавкие эвтектики из FeS и Cu₂S, в результате чего образуется пористая масса.

В порах этой массы расплавленный поток сульфидов встречается с восходящим потоком горячих газов и при этом протекают химические реакции, важнейшие из которых указаны ниже:

а) образование сульфида меди из закиси меди

2Cu₂O + 2FeS + SiO₂ = (FeO)₂ SiO₂ + 2Cu₂S;

б) образование силикатов из окислов железа

3Fe₂O₃ + FeS + 3,5SiO₂ = 3,5(2FeO SiO₂) + SO₂;

3Fe₃O₄ + FeS + 5SiO₂ = 5(2FeO SiO₂) + SO₂;

в) разложение CaCO₃ и образование силиката извести

CaCO₃ + SiO₂ = CaO SiO₂ + CO₂;

г) восстановление сернистого газа до элементарной серы

SO₂ + C = CO₂ + Ѕ S₂

В результате плавки получаются штейн, содержащий 8-15% Cu, шлак состоящий в основном из силикатов железа и извести, колошниковый газ, содержащий S₂, COS, H₂S, и CO₂. Из газа сначала осажают пыль, затем из него извлекают серу (до 80% S)

Чтобы повысить содержание меди в штейне, его подвергают сократительной плавке. Плавку осуществляют в таких же шахтных печах. Штейн загружают кусками размером 30-100 мм вместе с кварцевым флюсом, известняком и коксом. Расход кокса составляет 7-8% от массы шихты. В результате получают обогащенный медью штейн (25-40% Cu) и шлак (0,4-0,8% Cu).

Температура плавления переплавки концентратов, как уже упоминалось, применяют отражательные и электрические печи. Иногда обжиговые печи располагают непосредственно над площадкой отражательных печей с тем, чтобы не охлаждать обожженные концентраты и использовать их тепло.

По мере нагревания шихты в печи протекают следующие реакции восстановления окиси меди и высших оксидов железа:

6CuO + FeS = 3Cu₂O + SO₂ + FeO;

FeS + 3Fe₃O₄ + 5SiO₂ = 5(2FeO SiO₂) + SO₂

В результате реакции образующейся закиси меди Cu₂O с FeS получается Cu₂S:

Cu₂O + FeS = Cu₂S + FeO

Сульфиды меди и железа, сплавляясь между собой, образуют первичный штейн, а расплавленные силикаты железа, стекая по поверхности откосов, растворяют другие оксиды и образуют шлак.

Благородные металлы (золото и серебро) плохо растворяются в шлаке и практически почти полностью переходят в штейн.

Штейн отражательной плавки на 80-90% (по массе) состоит из сульфидов меди и железа. Штейн содержит, %: 15-55 меди; 15-50 железа; 20-30 серы; 0,5-1,5 SiO₂; 0,5-3,0 Al₂O₃; 0.5-2.0 (CaO + MgO); около 2% Zn и небольшое количество золота и серебра. Шлак состоит в основном из SiO₂, FeO, CaO, Al₂O₃ и содержит 0,1-0,5 % меди. Извлечение меди и благородных металлов в штейн достигает 96-99 %.

1.2.3 Конвертирование медного штейна

В 1866 г. русский инженер Г. С. Семенников предложил применить конвертер типа бессемеровского для продувки штейна. Продувка штейна снизу воздухом обеспечила получение лишь полусернистой меди (около 79% меди) - так называемого белого штейна. Дальнейшая продувка приводила к затвердеванию меди. В 1880 г. русский инженер предложил конвертер для продувки штейна с боковым дутьем, что и позволило получить черновую медь в конвертерах.

Конвертер делают длиной 6-10, с наружным диаметром 3-4 м. Производительность за одну операцию составляет 80-100 т. Футеруют конвертер магнезитовым кирпичом. Заливку расплавленного штейна и слив продуктов осуществляют через горловину конвертера, расположенной в средней части его корпуса. Через ту же горловину удаляют газы. Фурмы для вдувания воздуха расположены по образующей поверхности конвертера. Число фурм обычно составляет 46-52, а диаметр фурмы - 50мм. Расход воздуха достигает 800 м²/мин. В конвертер заливают штейн и подают кварцевый флюс, содержащий 70-80% SiO₂, и обычно некоторое количество золота. Его подают во время плавки, пользуясь пневматической загрузкой через круглое отверстие в торцевой стенке конвертеров, или же загружают через горловину конвертера.

Процесс можно разделить на два периода. Первый период (окисление сульфида железа с получением белого штейна) длится около 6-024 часов в зависимости от содержания меди в штейне. Загрузку кварцевого флюса начинают с начала продувки. По мере накопления шлака его частично удаляют и заливают в конвертер новую порцию исходного штейна, поддерживая определенный уровень штейна в конвертере.

В первом периоде протекают следующие реакции окисления сульфидов:

2FeS + 3O₂ = 2FeO + 2SO₂ + 930360 Дж

2Cu₂S + 3O₂ = 2Cu₂O + 2SO₂ + 765600 Дж

Пока существует FeS, закись меди не устойчива и превращается в сульфид:

Cu₂O + FeS = Cu₂S + FeO

Закись железа шлакуется добавляемым в конвертер кварцевым флюсом:

2FeO + SiO₂ = (FeO) SiO₂

При недостатке SiO₂ закись железа окисляется до магнетита:

6FeO + O₂ = 2Fe₃O₄, который переходит в шлак.

Температура заливаемого штейна в результате протекания этих экзотермических реакций повышается с 1100-1200 до 1250-1350 ⁰С . Более высокая температура нежелательна, и поэтому при продувке бедных штейнов, содержащих много FeS, добавляют охладители - твердый штейн, сплески меди.

Из предыдущего следует, что в конвертере остается главным образом так называемый белый штейн, состоящий из сульфидов меди, а шлак сливается в процессе плавки. Он состоит в основном из различных оксидов железа (магнетита, закиси железа) и кремнезема, а также небольших количеств глинозема, окиси кальция и окиси магния. При этом, как следует из вышесказанного, содержание магнетита в шлаке определяется содержанием магнетита в шлаке определяется содержанием кремнезема. В шлаке остается 1,8-3,0% меди. Для ее извлечения шлак в жидком виде направляют в отражательную печь или в горн шахтной печи.

Во втором периоде, называемом реакционным, продолжительность которого составляет 2-3 часа, из белого штейна образуется черновая медь. В этот период окисляется сульфид меди и по обменной реакции выделяется медь:

2Cu₂S + 3O₂ = 2Cu₂O + 2SO₂

Cu₂S + 2Cu₂O = 6Cu + O₂

Таким образом, в результате продувки получают черновую медь, содержащая 98,4-99,4% - меди, 0,01-0,04% железа, 0,02-0,1% серы, и небольшое количество никеля, олова, мышьяка, серебра, золота и конвертерный шлак, содержащий 22-30% SiO₂, 47-70% FeO, около 3% Al₂O₃ и 1.5-2.5% меди.

1.3 Описание проектируемого агрегата

Агрегаты для производства меди из штейна различаются между собой по источнику энергии, необходимой для нагрева металла до требуемой температуры. В конвертерах нагрев происходит за счет тепла, выделяющегося при окислении, углерода и других примесей.

Сущность производства в конвертерах заключается в том, что при вдувании газообразного кислорода в металл происходит окисление, углерода, кремния и марганца.

В результате протекания этих реакций выделяется тепло, обеспечивающее не только нагрев металла, но и возможность перерабатывать до 30 % металлолома.

Продукты реакции окисления железа и меди, марганца и кремния образуют первичный шлак, который может интенсивно растворять футеровку.

Для предотвращения разрушения футеровки в конвертер добавляют известь. Шлак с высоким содержанием СаО слабо взаимодействует с футеровкой. Кроме того, такой шлак обеспечивает рафинирование стали от фосфора и частично от серы.

-

Рис. 1. Общий вид конвертера с верхней продувкой:

1 -- опорный подшипник; 2-- цапфа; 3 -- кожух; 4 -- опорное кольцо, 5-футеровка, 6-- опорная станина

Устройство кислородного конвертера. В настоящее время при производстве стали применяется два типа конвертеров: с продувкой кислородом сверху и с комбинированной продувкой. На рис.1 приведена схема конвертера с верхней продувкой.

Собственно конвертер представляет собой металлический сварной кожух, футерованный внутри. В качестве огнеупорного материала используется обычно смолодоломитовый кирпич.

Футеровка конвертера работает в тяжелых условиях. На нее воздействуют высокие температуры и ее колебания, она испытывает механические удары кусков твердых загружаемых материалов. Особо тяжелые условия работы футеровки--в зоне шлакового пояса. Стойкость футеровки достигает 1000 и более плавок.

Рис. 2. Схема технологии производства меди в конвертере:

А - завалка скрапа; б - заливка чугуна; в - загрузка шлакообразующих материалов; г - продувка металла кислородом; д - выпуск стали через летку; е - слив шлака через горловину.

Технология плавки в конвертерах. Можно выделить три основных периода в конвертерном производстве стали: загрузку материалов, продувку кислородом и выпуск плавки. Загрузку конвертера обычно начинают с завалки штейна из специальных лотков с помощью завалочной машины. Для этого конвертер наклоняют в положение рис. 2а. Затем в конвертер заливается штейн, рис.2б. После этого конвертер возвращают н вертикальное положение и начинают добавку шлакообразующих материалов (главным образом, извести) рис.2в. Одновременно в конвертер опускают кислородную фурму и начинают продувку техническим кислородом, рис. 2 г. По ходу продувки продолжают добавку шлакообразующих.

Высокая интенсивность продувки кислородом обеспечивает циркуляцию металла и его перемешивание со шлаком. Длительность продувки составляет 12…16 мин. Окончание продувки определяется по количеству введенного кислорода с учетом количества и состава шихтовых материалов.

Температура расплава в первые минуты продувки практически не изменяется, так как все тепло, выделяющееся в результате окислительных реакций, расходуется на плавление. После окончания его плавления наблюдается непрерывное повышение температуры расплава. После окончания продувки кислородную фурму поднимают и в металл сверху (параллельно кислородной фурме) вводят зонд для автоматического отбора пробы на экспресс-анализ и измерения температуры. Если состав металла и его температура соответствуют требованиям, приступают к выпуску плавки, если нет--производят корректировку состава. В том случае, если анализ показал повышенное содержание углерода или недостаточную температуру, то производят додувку плавки. Если же содержание углерода ниже требуемого, в ковш вместе с выпускаемым добавляют графит или молотый кокс в необходимых количествах.

Выпуск плавки производят в специальный сталеразливочный ковш через летку, рис. 2. д. В ходе выпуска стремятся полностью исключить попадания в ковш вместе с металлом конвертерного шлака. А для предотвращения быстрого охлаждения металла в ковше туда добавляют специальную теплоизолирующую смесь или синтетический шлак. Кроме того, при необходимости в ковш по ходу выпуска стали добавляют раскислители ц легирующие. Конвертерный шлак сливают в шлаковую чашу, рис. 2 е.

Конвертеры с комбинированным дутьем. Применение комбинированной продувки за счет более интенсивного перемешивания металла и шлака способствует улучшению рафинирования стали и увеличению выхода годного за счет устранения выбросов и снижения окисления железа в шлак.

Технико-экономические показатели работы конвертеров включают производительность, себестоимость и качество. Кислородно-конвертерный процесс является самым производительным из всех процессов производства меди. Современный конвертерный цех с двумя конвертерами (один - в работе, другой - в ремонте) обеспечивает производство до 5 млн. т стали в год.

Себестоимость включает стоимость шихтовых материалов, раскислителей и добавок, кислорода, огнеупоров, амортизационные расходы, зарплату и т.п. Основной статьей себестоимости является стоимость металлической части. Поэтому борьба за уменьшение потерь металла при переделе (за счет выбросов и выносов) является существенным резервом снижения себестоимости стали. В настоящее время себестоимость конвертерной стали достаточна высока.

Качество в первую очередь определяется содержанием вредных примесей, таких как фосфор и сера, поступающих вместе штейном; водород и азот, попадающих в металл из атмосферы. Благоприятные условия рафинирования в конвертере и отсутствие в процессе производства контакта с водородом и азотом позволяют производить медь самого высокого качества.

металл медь плавка штейн пирометаллургический

2. Расчетная часть

2.1 Выбор и обоснование технологической схемы

Наиболее распространенная технологическая схема переработки медных руд и концентратов обязательно включает плавку на штейн, и последующее его конвертирование. В ряде случаев перед плавкой на штейн проводят окислительный обжиг.

Данный концентрат содержит 23% меди, т.е. является бедным и его предварительно подвергают обжигу.

Для плавки на штейн выбираем отражательную печь, т.к. она является надежным, хорошо освоенным процессом, легко управляется и пригодая для переработки сырья в широком диапазоне его составов.

Полученный в результате плавки штейн направляется на конвертирование. Полученная после конвертирования черновая медь подвергается огневому, а затем электролитическому рафинированию. Для плавки на штейн выбираем отражательную печь, т.к. отжигу, для обработки штейна кислородный конвертер .

2.2 Описание технологического процесса

Обжигом называют пирометаллургический процесс, проводимый в интервале температур 600-1200 0С с целью изменения химического и фазового состава перерабатываемого сырья.

Окислительный обжиг применяют подготовительной обработки сульфидных материалов перед плавкой с целью частичного или полного перевода сульфидов в оксиды.

Основным назначением окислительного обжига медных концентратов перед плавкой на штейн является частичное окисление сульфида железа и перевод его в оксидную форму для того, чтобы при последующей плавки огарка больше железа перешло в шлак. Тогда штейны будут получены с большим содержанием меди. Конечный состав штейна при этом определяется тем, сколько серы было удалено при обжиге. Обычно степень десульфуризации при обжиге составляет 70-75%.

Окисление сульфидов при обжиге осуществляется при повышенных температурах (700-900 0С). Необходимое для процесса обжига теплота получается за счет экзотермических реакции окисления сульфидов.

Получающиеся в процессе обжига газы содержат 6-12% SО2, что позволяет до 70% серы исходного концентрата использовать для производства серной кислоты.

В настоящее время для обжига медных концентратов используют преимущественно печи кипящего слоя.

Характерной особенностью процессов, протекающих в кипящем слое является то, что каждая частица шихты со всех сторон омывается газами, благодаря чему эффективно используется огромная активная поверхность концентрата. Хороший контакт сульфидных частиц с газами обуславливают высокую скорость протекания реакций, а следовательно и высокую удельную производительность печи.

Высокая скорость протекания процесса обуславливает практически полное использование кислорода. Это в свою очередь является причиной получения богатых по содержанию SО2 газов.

Для регулирования температуры необходимо отводить тепло из слоя с помощью кессонов.

Продувание воздуха через слой мелких материалов неизбежно связано со значительным выносом пыли. Поэтому печи КС оборудуют мощной системой пылеулавливания. Пыль является готовым продуктом и объединяется с огарком.

Переработка хорошо термически подготовленной, тщательно перемешанной шихты приводит к существенному увеличению удельного проплава отражательных печей и снижению расхода топлива. Таким образом, включение в технологическую схему процесса обжига позволяет не только управлять составом штейна, уменьшить выбросы сернистого ангидрида, снизить затраты на конвертирование, но и делает более экономичной саму отражательную плавку.

Большая газонасыщенность горячего огарка делает его текучим и сильно пылящим при перегрузках. Возникает задача герметизации загрузки и уменьшения пылевыноса из отражательных печей.

Поверхность ванны при плавке огарка в большей своей части покрыта слоем шихты. Поступающая на поверхность ванны теплота воспринимается в основном шихтой. При загрузке огарка большими порциями из-за плохой его теплопроводности первоначально плавятся и перегреваются только поверхностные слои шихты. При загрузке огарка малыми порциями на поверхность шлака нагрев его осуществляется частично за счет теплоты, аккумулированной расплавом. При этом в поверхностном слое ванны формируется шлаковый расплав, отвечающий среднему их составу в печи. Таким образом, плавление огарка при загрузке небольшими порциями протекает в более благоприятных условиях.

При плавке огарка в газовую фазу переходит незначительное количество серы. В тоже время реакция взаимодействия высших оксидов железа и ферритов с сульфидами получает значительное развитие.

При плавке огарка основное количество магнетита поступает с шихтой и восстанавливается на поверхности расплава, где температура более высокая. Это обуславливает высокую степень восстановления магнетита.

Включение в технологическую схему процесса обжига существенно влияет на поведение и распределение ценных спутников. Чем больше степень десульфуризации при обжиге и чем более богатым получается штейн, тем больше цинка переходит в шлак.

Подавляющая часть отражательных печей отапливается мазутом и природным газом или их смесью.

Сущность отражательной плавки заключается в том, что шихта плавится за счет тепла от сжигания углеродистого топлива в газовом пространстве над ванной расплава в печи с горизонтально расположенным рабочим пространством (рисунок 1).

Шихту при этом загружают на ванну или на откосы вдоль боковых стен печи. Раскаленные топочные газы, проходя над поверхностью ванны и шихты, нагревают их, а также стены и свод, и покидают печь, имея еще сравнительно высокую температуру.

Теплопередача в печи осуществляется в основном за счет лучеиспускания от раскаленных стен, свода и продуктов сгорания.

Конструктивно отражательная печь состоит из фундамента, стен, пода, свода, газохода, металлического каркаса, устройств для загрузки шихты и выпуска продуктов плавки, горелок для сжигания топлива.

Стены печей выкладывают из хромомагнезитового кирпича непосредственно на фундаменте. В верхней части печи они имеют толщину 0,5-0,6 м, а у лещади 0,75-1 м. При плавке сырой шихты вдоль боковых стен печи образуются устойчивые шихтовые откосы, которые защищают огнеупорную кладку от быстрого разрушения.

Отражательные печи являются пламенными. Воздух для вдувания, распыления и сжигания топлива обогащают кислородом до 23-28% иногда подогревают до 200-400 0С. Штейн, полученный в результате плавки подвергают конвертированию. Конвертирование осуществляют продувкой штейна воздухом в горизонтальном конвертере. Перерабатываемые штейны состоят из сульфидов меди и железа. Вследствие экзотермичности основных реакции конвертирование не требует затрат топлива. Процесс конвертирования идет в два этапа. Процесс начинается с окисления сульфида железа по реакции

2FeS + 3O2 + SiO2 = FeSiO4 + SO2 + Q

Пока в расплаве имеется достаточное количество железа, сульфида меди практически не окисляется, поскольку равновесие реакции

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO

Нацело сдвинуто вправо вследствие более высокого сродства железа к кислороду и меди к сере. Таким образом, в первом периоде конвертирования происходит селективное окисление сульфида железа. В фурменной зоне вследствие относительного избытка кислорода окисление FeS протекает по схеме

FeS => FeO => Fe3О4

В конечном итоге при глубоком окислении все железо может быть перекислено до магнетита, который при температурах конвертирования находится в твердом состоянии. При перемешивании расплава воздухом будет образовываться однородная гетерогенная масса, состоящая из магнетита и оставшихся сульфидов.

Для отделения образующихся оксидов железа от сульфидов необходимо их конвертировать не в твердом а в жидком продукте и добиваться возможно меньшего переокисления железа до магнетита и получение его в основном в виде FeO по реакции:

2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2 + Q

С этой целью для образования железосиликатного расплава в первом периоде конвертирования в конвертер подают кварц. При растворении вюстита в шлаке снижается его активность и тем в большей степени, чем больше концентрация SiO2 в шлаке.

В первый период конвертирования происходит постепенное накопление в конвертере обогащенной медью сульфидной массы. В связи с этим после каждой заливки штейна и его частичной продувки из конвертера сливают шлак и заливают дополнительную порцию штейна. Затем вновь проводят продувку.

Первый период конвертирования заканчивается холостой продувкой (без заливки штейна), целью которой является практически полное окисление сульфида железа из обогащенной медью сульфидной массы и получение белого штейна, представляющего собой почти чистый сульфид меди CuS.

Химизм второго периода конвертирования, имеющего своей целью получение черновой меди, может быть выражен реакцией.

Cu2S + O2 = 2Cu + SO2

Которую часто изображают как последовательное протекание двух процессов

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + SO2

Cu2S + 2Cu2O = 6 Cu + SO2

Процесс конвертирования в горизонтальных конвертерах является периодическим.

Рафинирование черновой меди от примесей по экономическим соображениям проводят в две стадии - сначала методом огневого рафинирования, затем электрохимическим методом.

Цель огневого рафинирования - подготовить медь к электролитическому рафинированию путем удалении из него основного количества примесей.

При электролитическом рафинировании решаются две задачи - глубокое рафинирование меди от примесей, что обеспечивает ее высокую электропроводност, и попутно извлечение ценных золота, серебра и селена.

2.3 Расчет материального баланса

2.3.1 Расчет десульфуризации и состава штейна

По данным практики десульфуризация при плавке огарка составляет 15-20%. Примем степень десульфуризации 15%. Тогда должно выделится серы 17,33.0,15 = 2,6 кг за счет окисления магнетитом конвертерного шлака и огарка.

В штейн перейдет серы

17,33 - 2,6 = 14,73 кг

По данным практики извлечение меди в штейн при плаке огарка составляет 93-96%. Для определения состава штейна примем, что извлечение составляет 93%. В штейн перейдет меди из огарка

26,88.0,93 = 25,0 кг

В заводских штейнах содержание серы колеблется в пределах 23-27%. Примем содержание меди в штейне 25%. Выход штейна будет равен

14,73 / 0,25 = 58,92 кг

Содержание меди в штейне составит

25,0.100 / 58,92 = 42,43%

Максимальная растворимость кислорода в штейне 6%. Примем содержание кислорода в штейне 2%.

На основании этих данных получаем следующий предварительный состав штейна

Cu42,4325,0Fe30,5718,01

S254,73О221,18

Для определения кислорода, связанного с магнетитом конвертерного шлака, примем, что все железо штейна переходит в конвертерный шлак состава,%: 2,3 Cu, 1,4 S, 25 SiO2,35 Fe, 11 O2,6 Al2O3,19,3 прочие. Количество конвертерного шлака составит

18,01 / 0,35 = 51,46 кг

Определим количество магнетита в конвертерном шлаке по отношению кислорода к железу

В FeO

О2: Fe = 16 / 55,85 = 0,286

В Fe3О4

О2: Fe = 64 / 167,55 = 0,382

Из полученных соотношений составляем уравнение

11 = 0,286х + (35 - х).0,382,

Где х - количество железа, связанного в виде FeО

35 - х - количество железа, связанного в виде Fe3О4

Отсюда х = 24,69 кг

С этим железом связано кислорода

24,69.16 / 56,85 = 7,07 кг

В Fe3О4 количество железа равно

35 - 24,69 = 10,31 кг

Количество кислорода

10,31.64 / 167,55 = 3,94 кг

Итого в конверторном шлаке содержится магнетита

10,31 + 3,94 = 14,25 кг или 14,25%

С конвертерным шлаком поступит магнетита

18,01.0,1425 / 0,35 = 7,33 кг

Практически он весь переходит в штейн.

По данным практики примем, что извлечение меди из конвертерного шлака в отражательной печи составляет 85%. В штейн из конвертерного шлака перейдет меди

51,46.0,23.0,85 = 1,01 кг

На основании расчетов состав штейна при плавке огарка с заливкой конвертерных шлаков будет следующим

Cu43,426,01Fe30,0518,01

S24,5814,73О21,971,18

2.3.2. Расчет количество флюсов для ведения плавки на заданном составе шлаков

Требуется подсчитать количество известняка, необходимое для плавки огарка, состав которого,%: 5 SiO2,50 CaO, 40 CO2,5 прочие.

Плавка ведется на отвальный шлак с содержанием 8% СаО. Конвертерный шлак в жидком виде заливают в печь.

Для расчета плавки примем, что все железо штейна переходит в конвертерный шлак, выход которого на 100 кг концентрата равен 51,46 кг. Для расчета состава шлака составляем предварительный баланс плавки (таблица 2.1).

Таблица 2.1 - Предварительный баланс плавки

Статьи баланса	Всего, кг	В том числе
		Cu	Fe	S	SiO2	СаО	Al2О3	MgO	О2	Прочие
Загружено Огарка конвертерного шлака	100 51,46	26,88 1,18	29,81 18,01	17,33 0,78	2,34 12,87	0,58	6,08 3,09	0,58	4,95 5,66	12,05 9,93
Итого	151,46	28,06	47,82	18,05	15,21	0,58	9,17	0,58	10,01	21,98
Получено штейна Шлака газов	59,93 88,44 3,09	26,01 2,05	18,01 29,81	14,73 0,52 2,8	15,21	0,58	9,17	0,58	1,18 8,54 0,29	21,98
Итого	151,46	28,06	47,82	18,05	15,21	0,58	9,17	0,58	10,01	21,98

Из баланса выводим предварительный расчетный состав шлака, переводя все железо в FeО

FeO38,9543,36MgO0,580,66

SiO215,2117,2Cu2,052,32

CaO 0,580,66S0,520,59

Al2O39,1710,37прочие21,9824,84

Для уменьшения плотности шлака и снижения содержания меди по условиям расчета в шихту вводим известняк с получением шлаков, содержащих 8% СаО. На практике обычно сумма FeO + CaO + SiO2 + Al2O3 + MgO в заводских шлаках составляет 93-96%. Для нашего случая примем, что эта сумма равна 95%. Тогда FeO + SiO2 + Al2O3 + MgO = 87%. Тогда по отношению

Составляем уравнение

Из которого находим, что х = 10,58 кг

В 10,58 кг известняка содержится 0,53 кг SiО2,5,29 кг СаО, 4,23 кг СО2,0,53 кг прочих. На основании расчетов получаем состав отвального шлака

FeO38,3541,3MgO0,580,62

SiO215,7416,95Cu0,50,54

CaO 5,876,32S0,130,14

Al2O39,179,88прочие22,5124,25

С учетом полученных данных составляем материальный баланс плавки огарка с заливкой конвертерного шлака и добавкой известняка (таблица 2.2).



Таблица 2.2 - Материальный баланс плавки

Статьи баланса	Всего, кг	В том числе
		Cu	Fe	S	SiO2	СаО	Al2О3	MgO	О2	Прочие
Загружено огарка конвертерного шлака известняка	100 51,46 10,58	26,88 1,18	29,81 18,01	17,33 0,72	2,34 12,87 0,53	0,58 5,29	6,08 3,09	0,58	4,95 5,66	12,05 9,93 0,53
Итого	162,04	28,06	47,82	18,05	15,74	5,87	9,17	0,58	10,01	22,51
Получено штейна шлака газов	61,87 92,85 7,32	27,56 0,5	18,01 29,81	15,12 0,13 2,8	15,74	5,87	9,17	0,58	1,18 8,54 0,29	22,51
Итого	162,04	28,06	47,82	18,05	15,21	5,87	9,17	0,58	10,01	22,51

2.4 Расчет теплового баланса плавки

2.4.1 Расчет горения природного газа

Рассчитаем расход природного газа, состав и количество отходящих газов при плавке огарка. Природный газ имеет следующий состав,% об.: 0,17 H2S, 0,7 СО2,88,5 СН4,6,17 С2Н6,4,46 N2.

Определим теплоту сгорания газа по формуле

QНР = 30,21 СО + 25,81 Н2 + 85,89СН4 + 148,86С2Н4 + 170С2Н6 + 55,34 H2S

Для нашего состава газа получаем

QНР = (55,34.0,17 + 85,89.88,5 + 170.6,17).4,187 = 36258 кДж/м3

Для расчета количества воздуха, объема и состава отходящих газов примем, что сжигание топлива ведется при коэффициенте избытка воздуха б = 1,1.

Определим теоретическую потребность воздуха по реакции

СН4 + 2О2 = СО2 + 2 Н2О

2С2Н4 + 7О2 = 4 СО2 + 6Н2О

2Н2S + 3О2 = 2SО2 + 2Н2О

Потребность кислорода на 100 м3 природного газа составляет, м3:

Для сгорания СН4: 100.0,885.2 = 177

Для сгорания С2Н6: 100.0,0617.7 / 2 = 21,6

Для сгорания H2S: 100.0,0017.3 / 2 = 0,26

Всего потребуется 198,56 м3. при этом поступит азота

198,86.79 / 21 = 748,1 м3

Теоретическая потребность воздуха на сжигание 100 м3 газа равна

198,86 + 748,1 = 946,96 м3

Теоретический состав газов от сжигания топлива следующий

СО2: 0,7 + 0,885.100 + 0,0617.100.2 = 101,54

Н2О: 0,885.100.2 + 0,0617.100.3 + 0,0017.100 = 195,67

SО2: 0,0017.100 = 0,2

N2: 4,46 + 748,1 = 752,56

С учетом коэффициент избытка воздуха б = 1,1, всего потребуется кислорода

1,1. 198,86 = 218,75 м3

С ним поступит азота

218,75.79 / 21 = 822,92 м3

Всего воздуха

218,75 + 822,92 = 1041,67 м3

Состав дымовых газов с учетом избытка воздуха, но без учета газов шихты:

м3%, об. м3 %, об.

СО2101,548,87N2827,3872,28

SО20,20,02О219,891,74

Н2О195,6717,09

2.4.2 Расход природного газа и тепловой баланс

Для составления теплового баланса плавки, примем, что температура отходящих газов, штейна и отвальных шлаков равна соответственно 1100,1150 и 1280 0С.. Согласно материальному балансу плавки, на 100 кг концентрата подается 10,58 кг известняка, т.е. количество шихты будет равно 110,58 кг.

Расход газа для расплавления шихты обозначим через х, м3.

Для сжигания газа при б= 1,1 в соответствии с предидущим расчетом на 1м3 потребуется воздуха

1041,67 / 100х = 10,42х м3

В газы также перейдут из шихты СО2 и SО2, количество которых составит

кгм3

SO2 2,8 + 2,8 = 5,6 1,96

СО24,232,15

Состав отходящих газов будет, м3

СО2х.1,015 + 2,15 N2 х.8,27

Н2Ох.1,96О2х.0,2

SО2х.0,002 + 1,96

Для определения расхода газа рассчитаем отдельные статьи баланса на 100 кг концентрата

Приход тепла

1 Физическое тепло огарка

Принимаем среднюю удельную теплоемкость огарка 0,95 кДж/кгК

Количество тепла внесенного огарком при 600 0С составит

100.0,95.600 = 57000 кДж

2 Физическое тепло жидкого конвертерного шлака. Температура жидкого конвертерного шлака равна 1150 0С. Энтальпия шлака при этой температуре равна 1361 кДж/кг. Количество тепла, вносимое жидким конвертерным шлаком составит

51,46.1361 = 70037 кДж

3 Физическое тепло известняка при 25 0С.

10,58.0,95.25 = 251 кДж

4 Физическое тепло воздуха. Температура воздуха, подаваемого на сжигание газа, равна 200 0С, а его теплоемкость 1,3 кДж/см3К. следовательно, тепло вносимое воздухом, составит

Х.10,42. 200.1,3 = 2709,2 х кДж

5 Тепло от сжигания природного газа

Х.36258 кДж

6 Тепло от ошлакования железа и известняка

Считаем что все FeО отвального шлака связано с SiО2 по реакции

2FeO + SiO2 = (FeO) 2. SiO2 + 29309 кДж

В отвальном шлаке содержится Fe в FeО 29,81 кг. На 1 кг железа выделится тепла

29309 / (2.55,85) = 262 кДж

С конвертерным шлаком поступает 51,46.0,2469 = 12,71 кг Fe в FeO. Следовательно, ошлакованию подвергается 17,1 кг Fe.

Всего тепла от ошлакования железа выделится

17,1.262 = 4480 кДж

С известняком SiО2 связывается по реакции

СаО + SiO2 = CaO. SiО2 + 90037 кДж

На 1 кг СаО выделится 1608 кДж тепла. Приход тепла составит

5,87.1608 = 9439 кДж

Всего приход тепла составит

57000 + 251 + 70037 + 2709,2х + 36258х + 4480 + 9439 = 141207 + 38967х кДж

Расход тепла

1 Физическое тепло штейна при 1180 0С составит

61,87.0,92.1180 = 67166 кДж

2 Физическое тепло отвального шлака при 1280 0С составит

92,85.1,21.1280 = 143806 кДж

3 С отходящими газами при 1300 0С, кДж

СО2 х.1,015.2992,4 + 2,15.2992,4 = 3037х + 6434

Н2О х.1,96.2326,7 = 4560х

SО2 х.0,002.2994,96 + 1,96.2994,96 = 6х + 5870

N2 х.8,27.1863 = 15407х

О2 х.0,2. 1969,98 = 394х

Всего 23404х + 12304

4 потери тепла через кладку и неплотности печи принимаем равным 12% от прихода тепла

0,12 (141207 + 38967,2х) = 16945 + 4676х

Всего расход тепла составит

67166 + 143806 + 23404х + 12304 + 16945 + 4676 х = 240221 + 28080х

По приходу и расходу тепла составляем уравнение

141207 + 38967,2х = 240221 + 28080х

Находим расход природного газа х = 9,09 м3

Сведем полученные данные в таблицу 2.3 теплового баланса плавки



Таблица 2.3 - Тепловой баланс отражательной плавки

Приход тепла	Расход тепла
Статьи баланса	кДж	%	Статьи баланса	кДж	%
Огарок Известняк Конвертерный шлак Воздух Сжигание природного газа Химические реакции	57000 251 70037 24627 329585 13919	11,51 0,05 14,14 4,97 66,53 2,8	Штейн Шлак Отходящие газы Потери через кладку и неплотности	67166 143806 225046 59401	13,56 29,03 45,41 12,0
Всего	495419	100	Всего	495419	100

Состав штейнов,%: Cu 43,4,S 24,58,Fe 30,05,1,97 О2.

Примем состав кварцевого флюса,%: Fe2O3,85 (SiO2 + Al2O3 + прочие)

Состав конвертерного шлака,%: 2,3 Cu, 1,4 S, 25 SiO2,35 Fe, 11 O2,6 Al2O3,19,3 прочие.

Содержание меди в черновой меди 99%.

На 100 кг штейна ориентировочно получается конвертерного шлака

30,05 / 0,35 = 85,86 кг

В нем будет содержание меди

85,86.0,023 = 1,97 кг

Учитывая еще 2% потерь в угар, в черновую медь перейдет

43,40 - 1,97 - 43,40.0,02 = 40,56 кг

И должно получится черновой меди

40,56 / 0,99 = 40,97 кг

1% примесей в черновой меди распределяется на 0,5% Fe, 0,2% S и 0,3% О2. Количество потребного воздуха берем по таблице Х.К. Аветисяна [5]. На 100 кг штейна потребуется воздуха по массе, без учета содержащемся в нем влаги, но с учетом использования 90% кислорода

101,6.1,293 / 0,9 = 145,97 кг

В нем 33,57 кг О2 (23%) и 112,4 кг N2 (77%)

Рассчитаем количество кварца

(21,47 + 5,15 + 16,58) / 0,85 = 50,82 кг

Все полученные данные сводим в таблицу 2.4 материального баланса конвертирования.

Таблица 2.4 - Материальный баланс конвертирования

компоненты	загружено	Итого	Получено
	штейна	кварца	воздуха		Черновой меди	шлака	Угара и газов
Cu Fe S O2 N2 SiO2 Al2О3 Прочие	43,4 30,05 24,58 1,97	2,33 2,29 21,47 5,15 16,58	33,57 112,4	43,4 35,38 24,58 37,83 112,4 21,47 5,15 16,58	40,56 0,21 0,08 0,12	1,97 30,05 1,2 9,44 21,47 5,15 16,58	0,87 5,12 23,3 28,27 112,4
Итого	100	50,82	145,97	296,79	40,97	85,86	169,96

3. Безопасность и экологичность

3.1 Общие положения

1.1. Правила безопасности в сталелитейном производстве распространяются на производства и объекты организаций, связанных с производством черных и цветных металлов и сплавов на их основе.

1.2. Проектирование, строительство, реконструкция и эксплуатация производств должны осуществляться в соответствии с требованиями настоящих Правил, Общих правил безопасности для металлургических и коксохимических предприятий и производств (ПБ 11-493-02) (ОПБМ), утвержденных Постановлением Госгортехнадзора России от 21.06.2002 N 35, зарегистрированным Минюстом России 11.09.2002, регистрационный N 3786, других нормативно - технических документов (НТД) по промышленной безопасности опасных производственных объектов, а также действующих строительных норм и правил и норм технологического проектирования.

3.2 Общие требования

2.1.1. При необходимости перехода через главный соединительный вал каждой клети установки должны устанавливаться переходные мостики с ограждением. На непрерывных установках вместо отдельных мостиков через соединительные валы каждой клети допускается устройство одного сплошного мостика вдоль всех клетей с лестницами для спуска к каждой из клетей.

2.1.2. Производить устранение неисправностей узлов и механизмов во время прокатки металла запрещается.

Неработающие калибры валков должны закрываться щитами.

2.1.3. Проверка калибров, зазора между валками, а также положения проводок должны производиться при помощи соответствующей оснастки.

Регулировка зазора между валками на вновь строящихся станах должна быть механизирована.

2.1.4. Замер профиля металла на ходу должен производиться только дистанционно с использованием соответствующих измерительных приборов.

2.1.5. На установках "трио" при наличии системы гидравлического уравновешивания среднего валка промежутки между траверсой привода и станиной клети должны быть закрыты оградительными щитами.

2.1.7. При ручной задаче металла в валки клещи вальцовщиков должны соответствовать сортаменту металла и быть в исправном состоянии. Для охлаждения клещей должны быть установлены емкости с проточной водой, температура которой не должна превышать +45 град. C.

2.1.8. Конструкция подъемно - качающихся столов должна исключать возможность падения с них прокатываемого металла. Для предотвращения травмирования работающих боковые поверхности подъемно - качающихся столов должны быть обшиты листовым металлом. При верхнем положении стола обшивка не должна быть выше плитового настила рабочего места.

2.1.9. Для ремонта и осмотра механизмов под подъемно - качающимися столами должны быть устроены приямки с наклонными лестницами. В случаях когда устройство приямков с наклонными лестницами невозможно, допускается устройство сбоку подъемно - качающихся столов колодцев с вертикальными лестницами или скобами.

2.1.10. Во время осмотра и ремонта механизмов, расположенных под подъемно - качающимися столами, установка должна быть остановлена, а подъемно - качающийся стол - надежно закреплен. Промежутки между роликами рольгангов, за исключением рабочих рольгангов у блюмингов и слябингов, должны быть перекрыты.

3.3. Уборка окалины

2.2.1. Уборка окалины из-под установок и другого оборудования должна быть механизирована (гидросмыв, скребки, окалиноломатели и т.п.) и выполняться в соответствии с технологической инструкцией.

2.2.2. Фундаменты рабочих и шестеренных клетей, редукторов, стационарных упоров, рольгангов и другого оборудования, где возможно скопление окалины, должны иметь соответствующие уклоны и желоба в сторону тоннеля для смыва окалины и оснащаться водопроводом для обеспечения постоянного и периодического смыва окалины и грязи. Тоннели для смыва окалины также должны иметь уклон, обеспечивающий удаление всей окалины, попадающей в желоб.

Фундаменты любого механизма не должны иметь изолированных приямков.

2.2.3. Окалиноломательные клети и устройства для гидросбива должны иметь ограждение для защиты работающих от отлетающей окалины и брызг воды.

2.2.4. Проходы под рольгангами и другим оборудованием должны быть надежно защищены от падающих кусков металла (скрапа, окалины и др.).

Доступ в тоннель, в котором не обеспечен безопасный проход при работающем оборудование , запрещается. Вход в тоннель должен быть закрыт на замок или оснащен блокирующим устройством.

2.2.5. Тоннели для уборки окалины должны иметь освещение, соответствующее требованиям действующих строительных норм и правил.

2.2.6. Отстойные бассейны (отстойники) должны иметь ограждение или обваловку высотой не менее 1 м.

У входа тоннелей в отстойные бассейны должны быть устроены решетчатые барьеры.

Уборка окалины из приямков и отстойников должна производиться с использованием грейферов, ковшовых элеваторов и других механизмов.

2.2.7. Колодцы для коробок под окалину должны перекрываться металлическими плитами или иметь стационарное ограждение.

Во время уборки окалины у открытых проемов над колодцами должны устанавливаться съемные ограждения.

2.2.8. Уборка окалины вручную из-под клетей станов и рольгангов во время прокатки запрещается.

3.4 Блюминги и слябинги

2.3.1. Для защиты работающих от отлетающих частиц окалины и шлака с боков клети блюминга (слябинга) против прорези в станине и сбоку рабочих рольгангов должно быть установлено соответствующее защитное ограждение (предохранительные щиты, сетчатое ограждение).

2.3.2. Указатель нажимного устройства клети блюминга (слябинга) должен быть доступен для регулировки и хорошо освещен. При обильном парообразовании для улучшения видимости должен быть предусмотрен отдув пара с помощью вентилятора.

2.3.3. Клеймение блюмов и слябов после резки должно производиться автоматически клеймовочной машиной.

Управление машиной должно быть дистанционное.

2.3.4. Работы по погрузке и уборке обрези должны выполняться в соответствии с требованиями технологической инструкции.

При погрузке обрези в железнодорожные вагоны места погрузки должны быть ограждены.

Во время передвижения вагонов для установки под сбросной желоб должны подаваться звуковые сигналы. На участке погрузки должны быть установлены соответствующие знаки безопасности.

2.3.5. При уборке обрези в коробки переполнять их запрещается.

2.3.6. Для наблюдения за погрузкой обрези в вагоны посты управления должны быть оборудованы телевизионными установками, а конвейер обрези - дистанционным управлением.

Заключение

В курсовой работе изучен метод конвертирования медного штейна. Конвертирование штейна окислительный пирометаллургический процесс переработки жидких штейнов медного, с целью получения чернового металла или сульфида цветного металла. Конвертирование осуществляется в конвертере путём продувки расплавленного штейна воздухом или техническим кислородом. При прохождении струи воздуха через расплав в первую очередь окисляются сульфиды тех металлов, у которых сродство к кислороду больше, чем к сере. В штейнах цветной металлургии таким металлом является железо. Образующиеся жидкие окислы железа шлакуются кремнезёмом, добавляемым в конвертер в качестве флюса.

Содержание SiO₂ в шлаке 21--30%, остальное -- окислы железа. Конвертерный шлак, имеющий меньшую плотность, чем штейн, всплывает и периодически удаляется из конвертера.

В медной промышленности процесс принято делить на два периода. Первый период заканчивается удалением из штейна всего железа. Оставшийся сульфид меди (белый матт) окисляется во втором периоде кислородом воздуха по реакции: Cu₂S + O₂ = 2Cu + SO₂. Конечным продуктом.конвертирования медных штейнов является черновая медь.

В работе выполнен расчет материального балансарасчет процесса конвертирования штейна.

Из теплового баланса можно сделать вывод, что к. п. д. конвертера (тепло штейна и шлака) составляет 42,59%. Основным источником потерь тепла являются отходящие газы. Использование тепла отходящих газов на производство пара и подогрев воздуха позволит повысить коэффициент использования тепла до 60-65%. Сквозное извлечение меди при переработке сырья предложенным способом составляет 74,99%.

Список использованной литературы

Архипов В.В. Технология металлов и других конструкционных материалов. М.: «Высшая школа», - 1968

Ванюков А.В., Уткин Н.И. Комплексная переработка и никелевого сырья. - М.: Металлургия, 1982

Воскобойников В. Г. Общая металлургия. М.: - Металлургия, - 1985