Конвертирование медных штейнов

Рис.1.10. Поперечный разрез блока железобетонных ванн: I - анод; 2 -- катод; 3 - катодная штанга

Циркуляцию электролита можно проводить путем его подачи с одного торца ванны и вывода с противоположного торца (перпендикулярно электродам) или прямоточно через все ванны блока параллельно электродам. В последнем случае становится возможным значительно повысить плотность тока без нарушения качества катодной меди.

Во время циркуляции электролит по пути из напорного бака к ваннам подогревают паром до 50- 55 °С, что способствует снижению его электрического сопротивления.

Регенерацию электролита с целью его обезмеживания можно проводить несколькими способами. В настоящее время распространено выделение меди электролизом с нерастворимыми (свинцовыми) анодами.

При электролитическом способе медь осаждается из раствора на катоде, а на свинцовых анодах выделяется кислород:

Cu^2t + 2e - Сu; (1.19)

Н₂O-2е = 2Н⁺ + 1/2O₂. (1.20)

В результате этих двух реакций раствор обедняется медью и обогащается свободной серной кислотой. После частичного обеднении медью такой электролит можно возвратить в основной электролиз. Осаждение меди электролизом с нерастворимыми анодами характеризуется повышенным расходом электроэнергии на 1 т меди (до 3000- 3500 кВт * ч) вследствие высокого напряжения на ванне, которое составляет 2- 2,5 В и слагается из потенциалов образования меди и кислорода из ионов. Этот способ прост, но дорог.

На многих заводах регенерацию электролита совмещают с получением медного купороса. По этому способу отобранный раствор нейтрализуют в присутствии воздуха анодным скрапом или специально приготовленными гранулами меди. В результате протекания реакции

Сu + H₂SO₄ + 1/2O₂ = CuSO₄ + Н₂O (1.21)

раствор обогащается медью и обедняется серной кислотой.

Затем полученный раствор упаривают и направляют в кристаллизаторы, где при охлаждении из него выделяются кристаллы медного купороса (CuSO₄ * 5Н₂O). Для интенсификации процесс получения медного купороса проводят в вакуумных кристаллизаторах.

Кристаллизацию медного купороса проводят в три стадии. Раствор после третьей стадии процесса, содержащий 50- 60 г/л Сu, подвергают электролитическому обезмеживанию в ваннах с нерастворимыми анодами. В результате электролиза получают рыхлый катодный осадок меди, загрязненный мышьяком и сурьмой, который отправляют на медеплавильные заводы, и раствор, содержащий ~ 1 г/л Сu. [6]

Катодную медь отправляют в переплав, а обезмеженный раствор - на получение никелевого купороса кристаллизацией выпариванием. Остаточный раствор после выделения никеля, содержащий серную кислоту, возвращают в электролизный цех для приготовления свежего электролита.

Вторая схема регенерации электролита очень громоздка и оправдывает себя только при попутном получении медного и никелевого купороса.

Получающиеся при электролитическом рафинировании шламы перерабатывают для извлечения благородных металлов, селена и теллура. Стоимость компонентов шлама окупает в большинстве случаев все затраты на рафинирование меди.

Катодная медь - основной продукт электролиза - не всегда пригодна для непосредственного использования, особенно в электротехнической промышленности. Поэтому ее расплавляют и разливают в слитки. Раньше переплавку проводили повсеместно в отражательных печах по методу, близкому к огневому рафинированию черновой меди, с получением слитков стандартной формы - вайербарсов.

В последние годы в связи с повышением требований к качеству меди, особенно по содержанию в ней кислорода, начали применять автоматизированные плавильно-литейные или плавильно-литейно-прокатные комплексы непрерывного действия, позволяющие получать вайербарсы непрерывного литья или медную катанку диаметром 8... 12 мм. При этом получают бескислородную медь высокой чистоты.

Важными направлениями дальнейшего развития электрохимических процессов в металлургии меди являются производство электролизом медного порошка и фольги.

Получение медных порошков основано на проведении электролиза при высокой плотности тока (до 2000 А/м²) и низком содержании меди в электролите (10-. 13 г/л). В этих условиях разряд ионов меди на катоде происходит с большими скоростями по сравнению со скоростью их поступления в прикатодное пространство и формирование компактного катодного осадка невозможно - получается порошкообразный осадок.

Электролитическую медную фольгу получают путем электрохимического осаждения меди на барабанном вращающемся катоде. Электролит для получения фольги содержит 45... 60 г/л Сu и 40... 60 г/л H₂SO₄. Электролиз ведут при 35...50^°С с интенсивным перемешиванием электролита сжатым воздухом при плотности тока 1800- 3000 А/м². [7]

2. Расчет процесса конвертирования

2.1 Расчет рационального состава медного штейна

На конвертирование поступает штейн состава %: Cu-39; Ni-5; Fe-28; сера и кислород из расчета. Медь присутствует в виде халькозита, железо в виде магнетита и сульфида железа (II), никель в виде Ni₃S₂. При конвертировании используется песчаник, содержащий %: кремнизема (SiO₂) - 81, глинозема (Al₂O₃) - 8, известняка (CaCO₃) - 2, гематита (Fe₂O₃) - 3, остальное - прочие.

· Количество серы в Cu₂S

1. 159,3 Cu₂S - 2*63,6 Cu

x Cu₂S - 39 Cu

Cu₂S x=(159,3*39)/(2*63,6)= 48,84

2. 159,3 Cu₂S - 32,1 S

48,84 Cu₂S - xS

S x = (32,1*48,84) / 159,3 = 9,84

· Количество кислорода в Fe₃O₄

1. 213,4 Fe₃O₄ - 3*55,8 Fe

xFe₃O₄ - 14Fe

Fe₃O₄ x =(213,4*14)/3*55,8 = 17,847

2. 213,4 Fe₃O₄ - 4*16 O

17,847 Fe₃O₄ - x O

O x =(64*17,874)/213,4=5,353

· Количество серы в FeS

1. 87,9 FeS - 55,8 Fe

FeS -14 Fe

FeS x = (87,9*14)/55,8 = 22,054

2. 87,9 FeS - 32,06 S

22,054 FeS - S

S x = 8,044

· Количество серы в Ni₃S₂

1. 240,22 Ni₃S₂ - 5 Ni

x Ni₃S₂ - 5 Ni

Ni₃S₂ x = (240,22*5)/(3*58,7) = 6,821

2. 240,22 Ni₃S₂ - 32,06*2 S

6,821 Ni₃S₂ - x S

S x = (6,821*32,06)/240,22=6,21

Таблица 2.1-Рациональный состав медного штейна

Содержание	Содержание, %
	Cu	Ni	Fe	S	O2	Всего
Cu2S	39			9		48
Fe3O4			14		5,	19
FeS			14	8		22
Ni3S2		5		6		11
Итого	39	5	28	23	5	100

Исходные данные:

Для производства расчетов на сновании данных практики принимаем следующие показатели:

1. расход воздуха составляет 550м³/мин;

2. коэффициент использования конвертора под дутьем К_и=63%, так как у нас богатый штейн (39% меди);

3. плавка ведется на шлак, содержащий, %: 3 Cu; 0,8 S; 48 Fe; 23 SiO₂; 6,1 Al₂O₃; 15,2 O₂; 3,9 % прочие;

4. масса меди одной плавки равна 60 т, следовательно, дальнейший расчет ведём на 60т;

5. потери меди с газами составляют 1%;

6. состав черновой меди, %: 99,2 Cu; 0,3 S; 0,2 O₂; 0,3 прочие.[1]

2.2 Определение количества штейна, расчет выхода конверторного шлака и количество меди

Для определения количества штейна, необходимого для получения 60т меди, найдем выход конверторного шлака и количество меди в нем. Считаем, что все железо штейна переходит в конверторный шлак.

Шлака образуется: 0,28:0,48=0,58 т.

В этом количестве шлака содержится меди: 0,58*0,03 = 0,028 т, тогда потери меди с конвертным шлаком составят: (0,0174:0,39)*100=4,46%.

С учетом потерь меди с газом, извлечение меди в черновой металл составит: 100-4,46%=94,54%

Для получения 60т меди потребуется штейна (60:0,39):0,9454 = 162,7т.

Количество черновой меди будет равно 60:0,992=60,5т

Определим потребность кислорода, необходимого для протекания реакций:

2Fe + 3O₂ = 2FeO + 2SO₂ (2.1)

6FeO + O₂ = 2Fe₃O₄ (2.2)

Cu₂S + O₂ = Cu₂O + SO₂ (2.3)

2Cu₂O + Cu₂S = 5Cu + SO₂ (2.4)

В штейне содержится, т.:

Железа 162,7*0,28=45,6

Серы 162,7*0,23=37,1

Кислорода 162,7*0,05=8,1

В виду того, что состав газов в 1-м и 2-м периодах разный, расчет состава и объем газа произведем по периодам.

Условимся, что 1-й период конвертирования, заканчивается получением белого штейна (содержащего 79,9% меди), т.е. чистой полусернистой меди. На практике содержание меди в белом штейне колеблется в пределах 73-77%. Но так как при варке черновой меди в конверторе получается шлак, являющийся оборотным продуктом конверторного передела, принятое допущение о получении полусернистой меди не даст большой погрешности в материальном балансе.

2.3 Расчет объема и состава газов 1-го периода конвертирования

Рассчитаем объем и состав газов 1-го периода конвертирования.

В 1-м периоде сера распределяется следующим образом:

Удаляется с конверторным шлаком 45,5:0,008*0,48 = 2,736 т.

Остается с полусернистой медью 60:0,992:32:127 = 15,3 т.

Удаляется с газами 37,4-2,0-15,3 = 20,1 т.

По данным [1], принимаем, что в 1-м периоде отношение количества серы, окисляющейся до SO₂, к количеству серы, окисляющейся до SO₃, составляет 6:1.

До SO₂ окисляется 20,1*6:7 = 17,23 т серы, а до SO₃ 20,1*1:7=2,9т. Для окисления серы до SO₃ потребуется кислорода 2,9*48:32 = 4,35т, для окисления серы до SO₂ потребуется 17,23 кислорода.

Принимаем, что в конверторном шлаке при 23% SiO₂ содержится 21% Fe₃O₄, что составляет (45,6:0,48*0,21) = 19,95 т Fe₃O₄, значит,

до Fe₃O₄ окисляется железа:

а до FeO окислится железа: 45,6 - 15,65 = 29,95 т.

Для окисления железа:

до Fe₃O₄ потребуется кислорода: 15,65*64:167,55 = 5,98 т.

FeO 29,95*16:55,85 = 8,58 т.

Всего кислорода потребуется 17,23+4,35+5,98+8,58 = 36,14 т. с учетом кислорода, содержащегося в штейне, с воздухом необходимо ввести кислорода 36,14-12,4 = 23,74 т.

Принимаем, что коэффициент использования кислорода в ванне составляет 95%. В этом случае необходимо будет ввести кислорода 23,74:0.95=24,9т. Вместе с ним поступит азота 24,9*77:23 = 83,36 т.

Всего в первом периоде потребуется воздуха 24,9+83,36 = 108,26 т.

С газами удаляются:

SO₂ - (17,23т S + 17,23 O₂) = 34,46 т.

SO₃ - (2,9 S + 4,35 O₂) = 7,25 т.

N₂ = 83,36 т .

O₂ - (24,9 - 23,74) = 1,16 т.

Таким образом, газы 1-ого периода конвертирования будут иметь следующий состав:

Таблица 2.2 - Состав газов 1-ого периода конвертирования

Состав	кг	м3	%(объемн)
SO2	34460	11761	61
SO3	7250	4	0,02
N2	83360	6664	34
O2	1160	811	4,98
Итого	126,23	19240	100

При этом объем газов определен здесь и далее из обычного условия:

,

для таких объемов как SO₂ = 2,93 кг/м³;

V_SO2 = = = 11761 м³. SO₃ = 1920 кг/м³; N₂ = 12,51 кг/м³; O₂ = 1,43 кг/м³.

Всего конверторных газов в 1ом периоде образуется 126,23 т или 19239,48 м³.

Определим время дутья 1ого периода конвертирования. Всего воздуха потребуется 108260кг. Удельная плотность воздуха 1,29 кг/м³, продолжительность первого периода:

108260кг : 1,29 : 550 = 152 мин или 2,5 часа.

С учетом коэффициента использования конвертера К_И = 63% получаем продолжительность 1-ого периода конвертирования 2,5:0,63 = 3,97ч 4часа.

2.4 Расчет объема и состава газов 2-ого периода конвертирования

Удаляется серы с черновой медью 60,5*0.003 = 0,2т. С газами удаляется серы 15,3 - 0,2 = 15,1 т. Сера в газах окисляется до SO₂ и SO₃ при соотношении 5:1. До SO₂ окислится 15,1*5:6 = 12,6 т серы, а до SO₃, соответственно, 15,1 - 12,6 = 2,5 т. На окисление серы до SO₂ потребуется 12,6 т кислорода, а на окисление серы до SO₃, соответственно, 2,5*48:32 = 3,75 т. С черновой медью удалится кислорода 60,5*0,002 = 0,1 т. Всего потребуется кислорода 12,6+3,75+0,1 = 16,45 т.

При коэффициенте использования кислорода 0,95 его расход во 2-ом периоде конвертирования составит 16,45:0,95 = 17,3 т. С кислородом поступит азота 17,3 : 23*77 = 57,8 т, а расход воздуха составит 17,3+57,8 = 75,1 т.

Время дутья 2-ого периода конвертирования составит, следовательно: 75100:1,29:550 = 111мин или 1,9ч.

Таким образом, газы 2-ого периода конвертирования будут иметь следующий состав:

Таблица 2.3 - Состав газов 2-ого периода конвертирования

Состав	кг	м3	%(объемн)
SO2	25200	8820	15,3
SO3	6250	1750	3
N2	57800	46400	80,6
O2	850	595	1,1
Итого	9010	291945	100

2.5 Расчет количества кварцевого флюса

Для расчета количества кварцевого флюса, необходимого для ошлакования железа, принимаем, что в качестве флюса используется кварцевый песок состава: кремнизема (SiO₂) - 81, глинозема (Al₂O₃) - 8, известняка (CaCO₃) - 2, гематита (Fe₂O₃) - 3, остальное - прочие. При ошлаковании железа выход конверторных шлаков составит 45,6:0,48 = 95т., в нем содержится 95т*0,23 = 21,9 SiO₂.

Расход кварцевого флюса на одну плавку составит 21,9:0,81 = 27,04т.

2.6 Материальный баланс плавки

На основе проделанных расчетов составляем материальный баланс плавки (табл. 2.4)

Таблица 2.4 - Материальный баланс продувки штейна на черновую медь в конверторе

Материалы	Всего	В том числе
		Cu	S	Fe	SiO2	Al2O3	O2	N2
Поступило, т:
штейна	162,7	67,3	37,4	45,6			12,4
песка	27,04				21,9	2,17
воздуха	183,36						42,2	141,16
ВСЕГО	373,1	67,3	37,4	45,6	21,9	2,17	54,6	141,16
Получено, т:
меди	60,5	60	0,5
шлака	95	3	2,7	45,6	21,9	2,17	19,6
газов	216,33	4,3	35,9				35	141,16
ВСЕГО	371,83	67,3	39,1	45,6	21,9	2,17	54,6	141,6

В соответствии с выполненными расчетами, конвертор находится под дутьем для получения плавки в течении 4+1,9 = 5,9 ч. С учетом коэффициента использования конвертора под дутьем для получения одной плавки массой 60,5 потребуется времени 5,9:0,63 = 9,4 ч. В сутки конвертор, при его непрерывной работе, выдает 24:9,4 = 2,55 плавки. Производительность, таким образом, составит 60,5*2,55 = 154,3 т черновой меди в рабочие сутки.

Заключение

В настоящее время развитие процесса конвертирования медных штейнов осуществляется в основном по 2-м направлениям: усовершенствование существующего процесса и создание новых высокоинтенсивных процессов и аппаратов.

С целью повышения эффективности работы горизонтальных конвертеров увеличивают их размеры, совершенствуют воздухоподводящую систему, применяют механическую продувку фурм и дутья, обогащенного кислородом, тщательно герметизируют напыльники и утилизируют тепло отходящих газов.

В данной курсовой работе, можем сделать вывод о том, что конвертирование- неотъемлемый процесс пирометаллургического получения меди. Наиболее распространенным оборудованием, применяемым при конвертировании медных штейнов является горизонтальные конверторы - аппараты периодического действия. На основе полученных расчетов в практической части, рассчитали важную экономическую единицу - производительность, которая при всех данных условиях, составила 154,3 т черновой меди в рабочие сутки.

Список использованных источников

1. Металлургия меди, никеля и кобальта: Учебное пособие для вузов: В 2 ч. Ч. 2: Металлургия никеля и кобальта / И.Ф. Худяков, А.И. Тихонов, В.И. Деев, С.С. Набойченко. - 2- изд., перераб. и доп. - М.: Металлургия, 1977. - 258 с.

2. «Медь и ее сплавы», Сучков Д.И. М.: Металлургия, 1966. - 248 с.

3. Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. Общая металлургия: учебник для вузов / Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. - 6-изд., перераб и доп. - М.: ИКЦ «Академкнига», 2005. - 768 с: 253 ил.

4. Процессы и аппараты цветной металлургии: Учебник для вузов / С. С. Набойченко, Н. Г. Агеев, А. П. Дорошкевич и др.; Под ред. С. С. Набойченко; Урал. гос. техн. ун-т. - Екатеринбург: УГТУ, 1997. - 655 с.

5. Общая металлургия: Изд. 3-е. Севрюков Н.Н., Кузьмин Б.А., Челищев Е.В. М., «Металлургия». 1976,568 с. ил.

6. Производство цветных металлов. - 2-е изд. Уткин Н.И. - М.: Интермет Инжиниринг, 2004. - 442с.: ил.

7. Медная промышленность капиталистических стран в 1967 г. / М-во цвет. металлургии СССР. ЦНИИ информ. и техн.-экон. исслед. цвет. металлургии.-М,1968.-82 c.

8. Дульнева В.Е., Дергачев Н.М., Перфильева Н.С. «Расчеты по технологии производства цветных металлов: Практикум / ГАЦМиЗ. -Красноярск, 2001. - 112с.

9. http://www.misis.ru/ru/6148

Размещено на Allbest.ru