Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

Металлургия меди, а также других тяжелых цветных металлов является ведущим звеном отечественной цветной металлургии. На долю тяжелых цветных металлов в РФ приходится значительная часть валовой продукции отрасли.

Значение меди из года в год возрастает, особенно в связи с бурным развитием энергетики, электроники, машиностроения, авиационной, космической и атомной техники. Дальнейшее развитие и технический уровень медного производства во многом определяют технический прогресс многих отраслей народного хозяйства нашей страны, в том числе микропроцессорной техники.

Повышение требований к защите окружающей среды привело к значительному удорожанию строительства и эксплуатации предприятий цветной металлургии. Это в свою очередь вызвало активное совершенствование существующих процессов производства металлов и разработку новых, более интенсивных процессов, обеспечивающих охрану окружающей среды, комплексное использование всех компонентов и теплотворной способности сырья, снижение капитальных и эксплуатационных расходов, позволяющих широко использовать автоматические системы управления технологическими процессами (АСУТП).

Разработка и внедрение взвешенной плавки для переработки сульфидных концентратов имеет большую историю. Впервые этот процесс в печи, состоящей из шахты и отражательной камеры для проведения обжига и плавки, был предложен в 1908 г. в России Броуном. Исследовательские работы по взвешенной плавке на воздушном дутье были проведены в нашей стране в 1928-1929 гг. под руководством проф. В.А.Ванюкова в Московском институте цветных металлов и золота и на Московском электролитном заводе. Испытания процесса затем были продолжены в 1932-1933 гг. на московском опытном и Карабахшском медеплавильных заводах. Крупные полупромышленные испытания были проведены в 1932 г. на заводе «Анаконда» (США) и в 1935 г. - в г. Дегтярке под руководством инженера Г.Я. Лейзеровича.

Наиболее интенсивно процесс взвешенной плавки медных концентратов начал разрабатываться в послевоенные годы в Финляндии и Канаде. Финские металлурги после длительных испытаний процесса взвешенной плавки на горячем дутье на полупромышленной установке в г. Пори, внедрили его в 1949г. на заводе «Харьявалта». Канадские металлурги в течение ряда лет испытывали процесс в полупромышленном масштабе, а после успешного проведения промышленных испытаний на укрупненной установке в 1953 г. пустили в эксплуатацию печь взвешенной плавки на кислородном дутье площадью 109 на заводе «Коппер-Клифф». В первоначальный период производительность печи достигала 1315 , что позволило освободить две отражательные печи. Применение печи взвешенной плавки на заводе «Коппер-Клифф» позволило организовать производство из отходящих газов 64 тыс. т жидкого в год и отказаться от ежегодного импорта 54 тыс. т каменного угля.

Процесс взвешенной плавки на кислородном дутье в нашей стране начал разрабатываться позже, чем в Канаде. Укрупнено - лабораторные исследования процесса проводились в 1953-1956 г. в институте металлургии УФАН СССР и Унипромедь А.И. Окуньевым, М. И. Кочневым и др., а в1956 г. аналогичные исследования были проведены в институте «Гинцветмет» Л.М. Бочкаревым. Эти исследования позволили накопить определенные технологические данные для проведения полупромышленных испытаний процесса. В течение 1960-1964 гг. была отработана технология плавки медного сырья и усовершенствована конструкция установки, что позволило спроектировать и построить комплекс взвешенной плавки на Алмалыкском медеплавильном заводе, который был пущен в марте 1968 г.

Глава 1. Теоретические основы процесса

1.1 Общая характеристика автогенных процессов

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

Принцип автогенности уже в течение более 100 лет широко используют при окислительном обжиге сульфидных руд и концентратов и конвертировании штейнов.

Широкое внедрение процессов обогащения привело к получению более богатых, но мелких материалов, не пригодных для шахтной плавки. Это вызвало к жизни сначала отражательную плавку, а затем и электроплавку. Однако в обоих случаях широко распространенных в современной металлургической практике процессах плавка сульфидного концентрата ведётся за счёт поступающих извне источников энергии. При остром недостатке в источниках недопустима потеря теплоты, которая может произойти при сжигании сульфидов. Поэтому устранение расхода остродефицитных в современных условиях источников теплоты - топлива или электроэнергии - для плавки сульфидного рудного сырья имеет огромное значение.

В основе любого автогенного способа плавки сульфидных медных, медно-цинковых, медно-никелевых и других концентратов и руд лежат экзотермические реакции окисления сульфидов шихты и в первую очередь сульфидов железа

Таким образом, автогенная плавка по своей сущности является окислительным процессом. При её осуществлении степень десульфуризации можно регулировать в любых заданных пределах, изменяя соотношение между количествами перерабатываемого материала и дутья. Это позволяет в широком диапазоне варьировать состав получающихся штейнов вплоть до непосредственного получения черновой меди.

Тепловая работа печей автогенных плавок характеризуется тем, что температура отходящих газов превышает температуру плавления шлаков, составляя не менее 1200 - 1250 . Высокая температура отходящих газов обуславливает большие потери с ними теплоты. Если в пиритном процессе даже при использовании холодного воздушного дутья теплоты от сжигания сульфидов практически достаточно для ведения процесса плавки, то при автогенной плавке флотационных концентратов обнаруживается значительный её дефицит. Недостаток теплоты может быть восполнен как увеличением статей прихода, так и уменьшением статей расхода в тепловом балансе плавки.

Все автогенные плавки являются совмещёнными процессами. Они объединяют в одном металлургическом аппарате обжиг, плавку и частично или полностью конвертирование. Это позволяет наиболее рационально и концентрированно (в одном месте) переводить серу шихты в газы. При этом в зависимости от содержания кислорода в дутье можно получать газы с различным содержанием SO₂ и даже практически чистый сернистый ангидрид (без учёта подсосов воздуха).

На основе автогенных процессов могут быть созданы технологические схемы, обеспечивающие минимальные энергетические затраты, высокую комплексность использования сырья и предотвращающие загрязнение воздушного и водного бассейнов.

При осуществлении автогенной плавки в расплаве шихтовые материалы тем или иным способом вводятся вначале в ванну уже имеющегося сульфидно-оксидного расплава, плавятся и растворяются в нём, а затем сульфиды, находясь в жидком состоянии, окисляются подаваемым в расплав дутьём.

Технологические преимущества АП:

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

-- возможность получения высокосернистых газов с их последующей утилизацией;

-- регулирование десульфуризации расплава вплоть до получения черновой меди;

-- высокие производительность процесса и уровень автоматизации производства.

Существующие АП можно условно разделить на процессы окисления и плавки, протекающие в газовой фазе и в расплаве в зависимости от условий окисления сульфидов кислородом.

К первой группе относятся кислородно-факельная плавка (КФП) и плавка во взвешенном состоянии (ПВС).

1.2 Структура пирометаллургического процесса

Любой пирометаллургический процесс характеризуется одновременным или последовательным протеканием многочисленных физико-химических превращений -- элементарных стадий. При плавке медных сульфидных руд и концентратов, каким бы методом она не проводилась, важнейшими элементарными стадиями являются:

1) нагрев шихты;

2) диссоциация неустойчивых химических соединений;

3) окисление сульфидов;

4) расплавление легкоплавких составляющих шихты с образованием первичных расплавов;

5) растворение наиболее тугоплавких компонентов в первичных расплавах;

6) разделение продуктов плавки.

Скорость и полнота протекания этих процессов зависят от физико-химических свойств компонентов шихты, температуры, интенсивности массо- и теплообмена, а производительность агрегатов в целом определяется скоростью завершения наиболее медленной из элементарных стадий.

Считаем необходимым рассмотреть важнейшие стадии процесса плавки и их кинетические закономерности.

Нагрев шихты практически полностью лимитируется процессами теплопередачи. Условиями теплопередачи и размерами кусков определяется также в значительной степени начало термического разложения неустойчивых химических соединений.

В настоящее время, когда на плавку поступают преимущественно флотационные концентраты с малыми размерами частиц (70 мкм и меньше), можно легко достичь очень высоких скоростей их нагрева, если будут созданы благоприятные условия для интенсивного массо- и теплообмена. Одним из приемов, обеспечивающих высокие скорости нагрева, является распыление шихты в нагретом до высокие температуры газовом пространстве при высокой степени турбулентности потока. В этом случае мелкая шихта нагревается за считанные доли секунды. Исключительно быстро протекает нагрев шихты также при загрузке ее в расплав. В автогенных процессах, где источником теплоты служат реакции окисления сульфидов концентрата, теплота выделяется непосредственно на поверхности частиц или в ванне расплава, т. е. там, где она расходуется на процессы плавления. Поэтому нагрев мелких частиц шихты в условиях интенсивного массообмена осуществляется быстро и не лимитирует производительности плавильных агрегатов.

Окисление сульфидов. Окисление сульфидов кислородом является экзотермическим процессом и протекает на границе раздела фаз.

Многочисленные исследования кинетики реакций окисления сульфидов показали, что скорость их протекания зависит от многих факторов: температуры, природы фаз, их физико-химических свойств и агрегатного состояния, крупности сульфидных частиц, размеров поверхности контакта реагентов и т. п.

С момента воспламенения окисление (горение) сульфидов идет очень интенсивно и ускоряется с ростом температуры. Однако скорость гетерогенных процессов, протекающих на границе раздела фаз (твердой, жидкой и газообразной), не может неограниченно расти с температурой, так как начинает зависеть от процессов массообмена. Это обусловлено тем, что суммарная скорость в данном случае будет определяться соотношением скоростей собственно химической реакции и подвода реагентов к реакционной поверхности.

Таким образом, для обеспечения высоких скоростей окисления необходимы большая реакционная поверхность и интенсивный массообмен.

Плавление шихты и формирование расплавов. Конечная цель любого вида плавки -- перевод всей перерабатываемой шихты в расплавленное состояние с получением штейна и шлака с их последующим разделением.

Значительные различия в физико-химических свойствах соединений, в первую очередь в их температурах плавления, приводят при нагревании шихты только к постепенному формированию расплава конечного состава. Сначала идёт образование первичного расплава из наиболее легкоплавких компонентов с последующим растворением в них более тугоплавких веществ. Следовательно, процессы штейно- и шлакообразования включают в себя две элементарные стадии: расплавление легкоплавких составляющих шихты и растворение в первичных расплавах более тугоплавких веществ.

Из числа присутствующих в сульфидных шихтах химических соединений наиболее легкоплавкими являются сульфиды. При этом природные сульфидные эвтектики по сравнению с отдельными сульфидами имеют еще меньшие температуры плавления. Поэтому процессы штейнообразования начинаются раньше, чем процессы шлакообразования, и идут с большими скоростями.

Шлакообразование начинается позднее из-за более высоких температур плавления не только свободных оксидов, но и оксидных эвтектик. Образование первичных шлаковых расплавов -- процесс достаточно быстрый и скорость его практически совпадает со скоростью нагрева шихты до температуры плавления легкоплавких компонентов. При ограниченных температурах в плавильных агрегатах особо важное значение приобретают процессы растворения тугоплавких оксидов в первичных шлаковых расплавах.

Процессы растворения являются значительно более медленными по сравнению с прямым расплавлением легкоплавких компонентов и лимитируются малой скоростью диффузии.

В реальных условиях растворение твердой фазы в жидком растворителе (при плавке растворителем является первичный расплав) проходит в три этапа: диффузия растворителя к поверхности твердой фазы, химическое взаимодействие реагентов с образованием растворимого соединения и его диффузия в массу раствора. Поэтому конечная скорость шлакообразования существенным образом зависит от гидродинамических условий, то есть от интенсивности массообмена между компонентами твердой шихты и жидкими продуктами плавки, устраняющей диффузионные сопротивления.

Образование шлаков в металлургических печах начинается, как правило, с получения железо-силикатных эвтектик фаялитового состава или более сложных многокомпонентных легкоплавких композиций на основе силиката оксида железа. В дальнейшем в них растворяются более тугоплавкие оксиды и в первую очередь кремнезём, содержащийся в рудном сырье или вводимый в шихту в качестве кварцевого флюса.

Возможность значительного ускорения процесса растворения тугоплавких составляющих в первичных расплавах путем интенсивного их перемешивания не вызывает никаких сомнений. Так, автогенные плавки, осуществляемые в барботируемых расплавах, отличаются очень высокими скоростями формирования шлаков. В существующих процессах, в частности при отражательной плавке и плавках во взвешенном состоянии, скорость растворения флюсов может быть увеличена только путем очень тонкого их измельчения и перемешивания расплава в зонах отстаивания.

Таким образом, скорость растворения тугоплавких составляющих (скорость формирования конечного шлака) в отдельных случаях, когда перемешивание расплавов в плавильных печах отсутствует или происходит очень медленно, может существенно влиять на скорость плавки в целом.

Скорость и полнота разделения фаз. Медь находится в шлаке частично в растворённом состоянии и частично в виде мелких взвешенных частиц штейна. Решающее влияние на её содержание в шлаке оказывает степень её окисленности, т. е. содержание в нем трехвалентного железа.

Следовательно, полнота перевода меди в штейн в значительной степени определяется полнотой восстановления магнетита при его взаимодействии с сульфидами. В ряде случаев целесообразно даже восстанавливать магнетит углеродистыми восстановителями. Процесс восстановления магнетита сульфидами протекает относительно медленно и, хотя он и не определяет общей производительности печи, влияние магнетита на содержание растворенной меди и разделение фаз необходимо учитывать при создании современной технологии и принимать все возможные меры для обеспечения максимально полного его восстановления. Для обеспечения достаточной скорости восстановления магнетита прежде всего необходимо вести процесс при повышенной температуре (не менее 1300--1350 °С) и энергичном перемешивании расплава газами для снятия диффузионных сопротивлений и снижения парциального давления SО₂. Нужно также обеспечить необходимое время контакта шлака с сульфидами. Очевидно, что эти требования наиболее полно реализуются при осуществлении процесса плавления в барботируемых расплавах.

Значительная часть меди находится в шлаках в виде мелкой штейновой эмульсии. Кроме того, при восстановлении или сульфидировании металлов в шлаковом расплаве обычно выпадает дополнительное количество очень мелкой взвеси металлсодержащей фазы, отстаивание которой происходит крайне медленно и не успевает завершиться за приемлемое с практической точки зрения время. Поэтому одновременно с восстановлением шлака необходимо обеспечить укрупнение штейновых или металлических частиц.

Можно однозначно утверждать, что именно медленное протекание процессов укрупнения мелкой штейновой (металлической) взвеси и ее отделение от шлака являются одними из самых медленных этапов, лимитирующих скорость процесса плавки в целом. Из этого вытекает важный практический вывод -- необходимо изыскивать такие методы ведения плавки, которые обеспечивали бы быстрое протекание процесса коалесценции штейновой взвеси. Наиболее эффективным приемом ускорения этого процесса является перемешивание шлака с получающимся в самом процессе плавки штейном. Известно, что даже загрузка сульфидов на поверхность шлаковой ванны и однократная промывка шлака каплями штейна приводят к заметному обеднению шлака. Если же перемешивание шлака вести с большим количеством штейна (при малом его расходе), то это позволит многократно повторять промывку и практически полностью собрать мелкую взвесь штейна или металла в донную фазу. При этом важно, чтобы извлекающая фаза имела высокие плотность, поверхностное натяжение и растворяющую способность по отношению к меди. Чем больше будет межфазное натяжение, тем крупнее будут образующиеся при перемешивании капли металлсодержащей фазы, что в сочетании с той ее плотностью обеспечит быстрое разделение фаз при последующем отстаивании.

Сочетание процессов восстановления и перемешивания шлака со штейном позволяет резко интенсифицировать процесс укрупнения штейновых частиц и разделение фаз. Доказано, что крупность частиц при этом возрастает настолько, что для разделения штейна и шлака вместо 10--15 ч требуется менее одного часа.

Правильная организация процесса разделения фаз создает предпосылки для резкой интенсификации работы плавильных агрегатов и повышения их удельной производительности.

1.3 Технология процесса кислородно-факельной плавки

Кислородно-факельная плавка (КФП) -- автогенная плавка сульфидов металлов во взвешенном состоянии с использованием кислородного факела. При кислородно-факельной плавке перерабатываемый пылевидный концентрат вносится в пламенное пространство печи струей технического кислорода (рис.1), что приводит к формированию пылегазового факела, в котором окисляются и расплавляются материалы завершающие процесс образованием в ванне печи расплава, расслаивающегося на штейн и шлак.

Рис.1. Изменение характеристик факела в печи КФП

В печи КФП установлены следующие зоны:

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

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

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

Согласно рис. 2 на расстоянии 0,7-- 1,3 м от устья горелки процесс окисления и плавления шихты в факеле практически завершается, о чем свидетельствуют максимальная температура и содержание в газовой фазе, отсутствие свободного кислорода в газах и прекращение процесса выгорания серы из конденсированной фазы.

Рис.2. Изменение температуры и состава газовой фазы по длине печи КФП

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

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

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

- проплав 15-16 т с 1 пода в сутки;

- содержание меди в штейне -- 47-50 %, в шлаке -- 0,6-0,65 %;

- извлечение меди в штейн -- 97,2 %;

- содержание в газах -- 75 %.

Кислородно-факельная плавка может также успешно использоваться для переработки Cu-Zn, Cu-Ni и других сульфидных концентратов.

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

1.4 Теплообмен в рабочем пространстве печи

Основу теплового баланса процесса плавки в печи КФП составляет теплота экзотермических реакций окисления сульфидов. На кинетические закономерности, как отдельных этапов, так и в целом процесса окисления существенное влияние оказывает теплопередача. Количество теплоты, выделяемой на поверхности, определяется макроскопической скоростью реакции, а количество теплоты, отводимой от поверхности, условиями теплопередачи.

Достигнув определенной температуры, при которой тепло, выделяемое при окислении, достаточно для протекания автогенного процесса, сульфидная частица воспламеняется. В результате интенсивного окисления на поверхности сульфидной частицы температура может быть более 1500 °С при температуре газового потока 1300-1350 °С.

Температура воспламенения и удельная поверхность сульфидов находятся в одинаковой гиперболической зависимости от среднего размера частиц. Удельная поверхность при уменьшении размере зерен возрастает, а температура воспламенения снижается.

Помимо реакций окисления, по мере прогрева твердой частицы начинают протекать реакции диссоциации высших сульфидов. Интенсивно процесс начинается при температуре 550 °С и заканчивается при температуре 850 °С. Наиболее низкую температуру диссоциации имеет пирит (550 °С), наиболее высокую борнит (850 °С).

Особенностью диссоциации является то, что процесс сопровождается значительным поглощением теплоты, который протекает как на поверхности, так и внутри зерна сульфида. Таким образом, при окислении и диссоциации на одной и той же частице протекало два конкурирующих процесса: окисление с выделением теплоты, диссоциация с ее поглощением. Результирующая величина может быть определена из теплового эффекта реакций и скорости их протекания.

В результате процессов окисления и диссоциации, теплоты выделяется значительно больше, чем поглощается.

Особенностью высокотемпературного взаимодействия кислорода с сульфидными расплавами является то, что их окисление осуществляется как за счет кислорода газовой фазы, так и кислорода оксидов железа.

В условиях процесса КФП доставка окислителя из объема газовой фазы к поверхности частицы может осуществляться с помощью конвективной диффузии за счет наличия скорости потока и вследствие молекулярной диффузии.

Общее уравнение массопередачи в данном случае имеет вид

где первый член уравнения учитывает законы молекулярной диффузии, второй член учитывает законы конвективного массообмена, - скорость перемещения газа относительно твердого тела.

При плавке в КФП скорости движения сульфидных частиц шихты и окислителя сравнимы друг с другом, поэтому стремится к нулю и соответственно конвективной составляющей уравнения можно пренебречь.

В данном случае процесс окисления можно рассматривать с позиции диффузионной кинетики микрогетерогенных реакций, т.е. реакций, протекающих на поверхности дисперсных частиц, взвешенных в другой фазе. Конвективная диффузия в микрогетерогенных системах практически не оказывает влияния на скорость реакции, так как частицы перемещаются вместе с потоком. Однако общая скорость массопереноса в таких системах достаточно высока из-за того, что диффундирующие реагенты имеют незначительные размеры. Таким образом, если пренебречь влиянием конвекции на диффузию кислорода к поверхности сульфидной частицы, а, также допуская, что она имеет форму сферы диаметром d, коэффициент массоотдачи может быть определен по формуле

где Nu - критерий Нуссельта, характеризующий массоперенос.

С учетом того, что для сферических частиц, взвешенных в неограниченной покоящейся среде, Nu = 2, данное выражение приобретает вид:

Когда кинетика реакции окисления на поверхности первого порядка, то для каждой отдельной частицы зависимость эффективной константы скорости , отнесенной к единице поверхности дисперсной частицы, можно перейти к эффективной константе скорости , отнесенной к единице объема газовой фазы

где F - средняя поверхность дисперсной частицы; N - число частиц, диспергированных в единице объема газа.

Зная , N, F и гранулометрический состав концентрата, а также концентрацию окислителя на поверхности, от которой происходит диффузия, можно оценить скорость процесса на единицу объема газовой фазы. При слабом развитии конвекции массоперенос кислорода к реакционной поверхности происходит за счет молекулярной диффузии, в основе которой лежит градиент концентрации.

В соответствии с представлениями о механизме массопереноса реагента из объема фазы к реакционной поверхности различают две области: ядро и пограничный слой у поверхности раздела фаз. Перенос компонентов в основном объеме при интенсивном перемешивании в основном происходит вследствие конвективной диффузии; роль молекулярной диффузии в этом случае не столь велика. По мере приближения к поверхности раздела фаз конвективные потоки затухают, и возрастает значение молекулярной диффузии. В непосредственной близости от границы раздела фаз существует пограничный слой, через который массоперенос осуществляется только молекулярной диффузией.

Природа пограничного диффузионного слоя сложна и его возникновение обусловлено наличием вязкости потока и силами притяжения между молекулами твердого компонента и окружающей среды. Толщина слоя зависит от вязкости газа, характера поверхности, условий перемешивания и размера частицы. Чем меньше размер частицы, тем больше толщина слоя. Для частиц диаметром не более 0,5 мм этот параметр составляет 10-20 радиусов частицы.

Для условий взвешенной плавки, где основное количество частиц флотационного концентрата имеет размеры менее 0,07 мм, толщина слоя может составлять 0,35-0,70 мм.

Проникновение молекул газа через диффузионный пограничный слой осуществляется молекулярной диффузией.

Скорость молекулярной диффузии зависит от коэффициента диффузии, толщины диффузионного слоя, поверхности частицы и разности концентраций.

Использование кислородного дутья позволяет повысить количество окислителя, поступающего к реакционной поверхности. Соответственно, снижается продолжительность этапа молекулярной диффузии. Это приводит к увеличению общей скорости окисления, лимитируемой диффузией.

Высокое содержание дисперсных частиц в дутье (до 4 кг/м³) приводит к тому, что толщина газовой прослойки между ними составляет 0,5-1,0 мм, т.е. становится соизмеримой с толщиной диффузионного слоя. При низкой относительной скорости газового потока, обтекающего реакционную поверхность взвешенной частицы, толщина слоя сохраняется. Это дает возможность сосредоточения в нем основного сопротивления массопереносу и появления диффузионных затруднений со стороны газовой фазы.

Удаление диоксида серы в объем газового потока происходит со скоростью:

Поскольку концентрация SО₂ в зоне реакции выше, чем в турбулентной области газового потока, то движущей силой диффузии газообразных продуктов здесь является разность их концентраций у поверхности раздела фаз и в объеме газа.

При протекании процесса окисления сульфидного концентрата во внешне диффузионной области оперативное удаление SО₂ от поверхности твердой частицы приводит к увеличению общей скорости взаимодействия.

1.5 Подготовка и сушка концентратов

Качественная подготовка исходного сырья оказывает решающее влияние на конечные технико-экономические показатели металлургического производства.

В металлургическую переработку, как правило, поступает не один металлосодержащий материал, а смесь разных сортов рудного сырья с флюсами с оборотами.

Общие требования к качеству металлургических шихт:

- постоянство химического состава;

- однородность по химическому, минералогическому и гранулометрическому составу;

- оптимальная крупность компонентов шихты;

- оптимальная влажность.

Основой перерабатываемых в печи КФП шихтовых материалов являются сульфидные флотационные концентраты.

Влажность исходных сульфидных концентратов может изменяться от 7 8 до 27 - 28 %. Традиционные схемы обезвоживания концентратов с малой влагоемкостью включают сгущение, фильтрацию на дисковых фильтрах и сушку в барабанных сушилках с противотоком концентрата и сушильного газа. Такое технологическое решение приемлемо для хорошо фильтрующихся крупнозернистых концентратов, не содержащих мелкой фракции и глинистых частиц.

Для сушки мелкодисперсных влагоемких концентратов используются распылительные сушилки, принцип действия которых заключается в диспергировании пульпы концентрата в потоке нагретого осушающего агента (отходящие газы металлургических печей, горячие продукты сгорания топлива). Пульпу концентрата в распылённом состоянии специальным устройством подают в рабочее пространство сушилки.

1.6. Обоснование выбранной технологии.

Применение технологии КФП обусловлено следующими факторами:

- печь КФП является наиболее простой и надежной по своей конструкции агрегатом из всех известных печей автогенной плавки;

- небольшой объем капитальных затрат и срок его окупаемости;

- внедрение технологии КФП на медеплавильных предприятиях небольшой производительности позволяет создать безотходное производство, прекратить выбросы серы в атмосферу и повысить извлечение меди до 98-99%.

1.7 Общие условия обжига сульфидных материалов

Целью окислительного обжига медных концентратов является частичное удаление серы и перевод сульфидов железа в формы легко шлакуемых окислов.

В состав концентрата входят минералы различных металлов: меди, железа.

Каждый сульфид имеет специфические физические и химические свойства, которые - определяют температуру процесса обжига, степень десульфуризации при обжиге и производительность печи.

Начальная температура, или нижний температурный предел обжига зависит от температуры воспламенения сульфидов концентрата. Температуры воспламенения сульфидов различных металлов различны, поэтому и воспламенение концентратов происходит при различных температурах.

Максимальная температура в процессе подового обжига материалов зависит от температур плавления входящих материалов в состав сульфидов. Во всех случаях максимальная температура обжига должна быть ниже температур плавления присутствующих в концентрате сульфидов.

На результаты обжига оказывает большое влияние размер зерен или частиц обжигаемого материала. Тонкое измельчение увеличивает поверхность руды и дает возможность интенсифицировать процесс обжига, так как химические взаимодействия кислорода с сульфидами происходят на границе соприкосновения печных газов с сульфидами, а величина этой поверхности зависит от степени дробления или измельчения руды и ее особенностей (трещиноватости, степени шероховатости поверхности, пористости и т. п.).

С повышением температуры печи возрастает скорость реакций окисления сульфидов и увеличивается производительность печи. Однако при подовом обжиге имеется известный верхний предел температурного режима, который определяется, прежде всего, спеканием материала и образованием нежелательных соединений.

Надлежащая степень обжига сульфидных материалов зависит от количества воздуха, поступающего в печь. При окислительном обжиге в подовой печи, т. е. при ограниченном контакте твердых материалов с печными газами, в некоторых случаях для получения удовлетворительных результатов десульфуризации требуется подача, в печь избытка воздуха в 4--5 раз больше теоретического количества. Это связано с переходом процесса окисления сульфидов при достижении их температуры воспламенения из кинетической области в диффузионную, где скорость реакции окисления определяется количеством подводимого в единицу времени кислорода к горящей поверхности сульфида. При данном количестве воздуха, поступающего в печь, последнее условие может быть обеспечено в результате обогащения воздуха кислородом.

Повышение расхода воздуха при подовом обжиге связано со значительным разубоживанием обжиговых газов по содержанию сернистого ангидрида и в некоторых случаях требует увеличения расхода топлива на поддержание необходимой температуры в печи.

Сульфатизирующий обжиг, требующий максимальных концентраций сернистых газов в атмосфере печи, как правило, проводится при минимально возможном избытке воздуха против теоретически необходимого его количества.

Большим преимуществом обжига во взвешенном состоянии следует считать возможность вести процесс при расходе воздуха, близком к теоретическому. Эта возможность обусловливается подвижностью отдельных частиц сульфидов и большой степенью контакта их с печными газами, т. е. увеличенной поверхностью реакционной зоны.

Скорость реакций окисления сульфидов зависит от температуры, крупности зерна, скорости газового потока, наличия катализаторов и некоторых других условий. При прочих равных условиях продолжительность обжига определяет полноту протекания реакций окисления сульфидов. С увеличением продолжительности процесса реакции окисления протекают полнее, но вместе с тем происходит и более полное завершение нежелательных при обжиге реакций ферритообразовапия. С повышением продолжительности процесса пропорционально уменьшается производительность обжигового агрегата.

Сульфатизирующий обжиг требует продолжительного времени пребывания материалов в печи, так как процесс осуществляется при минимальном расходе воздуха и умеренной температуре. Поэтому производительность обжиговой печи при сульфатизирующем обжиге значительно меньше, чем при окислительном обжиге.

Реакция окисления сульфида возникает на свободной его поверхности, т. е. на границе соприкосновения с печным газом, содержащим кислород, и сопровождается образованием окисла или сульфата и выделением сернистого ангидрида, образующим снаружи твердой частицы газовую пленку или оболочку. Эта пленка задерживает процесс дальнейшего окисления частиц сульфида и может быть в той или иной степени удалена при перемешивании или перегребании материала. Перегребание материала имеет большое значение при подовом методе обжига. В последнем случае условия процесса осложняются еще тем, что твердые частицы сульфида не изолированы одна от другой и не имеют со всех сторон свободного доступа воздуха, так как концентрат располагаются па поду плотным слоем толщиной от 30 до 150 мм.

При перегребании материала вскрываются и приходят в соприкосновение с кислородом воздуха все новые внутренние слои материала. Одновременно при перегребании осуществляется механическое удаление поверхностной газовой пленки на отдельных зернах сульфидов. Однако большая интенсивность перемешивания невыгодна, так как получается слишком большой унос пыли из печи и заметно сокращается служба гребков вследствие их быстрого износа. При этом увеличивается также расход электроэнергии.

Печи КФП выгодно отличаются отсутствием быстро изнашивающегося перегребного механизма; вследствие разобщенности отдельных частиц сульфидов в этих видах обжига достигается достаточно полный контакт их с кислородом печных газов и необходимость механического перемешивания или перегребания материалов в этих видах обжига исключается.

Окислительный и сульфатизирующий виды обжига представляют сложные гетерогенные процессы, связанные с явлениями адсорбции, десорбции, реакционной диффузии и рядом сложных химических взаимодействий.

Протекание этих процессов и их результаты в основном зависят от свойств исходных материалов, подвергаемых обжигу, т. е. от свойств сульфидов, а также и от свойств продуктов их окисления, т. е. сульфатов и окислов.

Процесс плавки во взвешенном состоянии позволяет получить штейны различной степени обогащения.

Заданное извлечение меди можно поддерживать:

1. изменением количества загружаемой шихты в единицу времени;

2. изменением соотношения в шихте сульфидсодержащих шихтовых компонентов и песчаника при неизменных показателях дутья.

Необходимо следить за соотношением дутье-загрузка шихты во избежании переокисления шлака.

Чем больше подают кислорода на единицу массы проплавляемой шихты, тем дольше окисляется и переводится в шлак железо, тем богаче по содержанию меди штейн и наоборот, чем меньше подают кислорода, тем быстрее окисляется и переводится в шлак железо, что в свою очередь, приводит к бедным штейнам.

Чем больше содержание магнезита, тем больше потери меди в шлаке.

Регулирование состава шлака по диоксиду кремния производят изменением песчаника в шихте.

Чем больше вводят в шихту песчаника, тем больше окисленного железа надо перевести в шлак, тем богаче штейн и наоборот, чем беднее штейн, тем меньше песчаника должно быть.

Из приведенного выше следует, что изменение расхода дутья, содержания кислорода в дутье, состава сырья приводит к существенным изменениям выходных параметров.

Таким образом, задача управления должна обеспечивать:

1. снижение влияния возмущений по составу сырья;

2. управление потоками шихты и дутья;

3. стабилизация соотношения потоков.

Главным фактором, обеспечивающим эффективность технологического процесса, является соблюдение оптимальных условий его ведения. Обеспечение высокой точности поддержания параметров, характеризующих технологический процесс и качество получаемого продукта, на оптимальном уровне возможно только при помощи высокоэффективных систем автоматического контроля и управления процессом.

Глава 2. Расчётная часть

Методика технологического расчёта приведенена ниже

2.1 Технологический расчёт автогенной плавки во взвешенном состоянии

Вещественный состав концентрата.

Сначала находим вещественный состав концентрата. Принимая во внимание, что медь в концентрате присутствует в формах CuFeS₂ и Cu₂S, для определения их содержаний вводим промежуточное неизвестное - содержание меди в концентрате в форме CuFeS₂. Тогда:

содержание меди в Cu₂S (Cu)_k - ;

содержание железа: в CuFeS₂ 0,8790;

в FeS₂ (А)_k = (Fe)_k - 0,8790- (Fe);

содержание серы: в CuFeS₂ 1,0091;

в Cu₂S 0,2523*[(Cu)_k - )];

в FeS₂ 1,1481(А)_k .

Уравнение для определения будет иметь следующий вид:

(S)_к = 1,0091+0,2523*[(Cu)_k - )]+1,1481(А)_k .

Отсюда можно найти

=

Содержания

CuFeS₂ …2,8881

Cu₂S…1,2523*[(Cu)_k - )]

FeS₂ … 2,1481(А)_k

Fe₂O₃ …1,4297(Fe).

Учитывая небольшое содержание в концентрате Al₂O₃ и CaO, принимаем условно Al₂O₃ в форме корунда, а CaO - в форме кальцита. Содержание CaCO₃ составляет 1,7848(CaO)_к. Содержание «прочих» определяем по разности 100 - ()_к. Вещественный анализ концентрата представлен в таблице 1.

Таблица 1

Вещественный состав концентрата в обобщенном виде, % (по массе)

Соединения	Всего	Cu	Fe	S и CO2	Остальное
CuFeS2	2,8881		0,8790	1,0091	-
Cu2S	1,2523*[(Cu)k- )]	(Cu)k -	-	0,2523*[(Cu)k - )]	-
FeS2	2,1481(А)k	-	(А)k	1,1481(А)k	-
Fe2O3	1,4297(Fe)	-	(Fe)	-	0,4297(Fe)
SiO2	(SiO2)к	-	-	-	(SiO2)к
Al2O3	(Al2O3)	-	-	-	(Al2O3)к
CaCO3	1,7848(CaO)к	-	-	0,7848(CaO)к	(CaO)к
Прочие	100 - ()к	-	-	-	100 - ()к
Итого	100	(Cu)k	(Fe)к	(S)к+0,7848(CaO)к	()ост

Состав и количество пыли. Безвозвратные потери при плавке

При расчёте пыли взвешенной плавки исходим, прежде всего, из того, что в концентрате отсутствуют компоненты, обладающие повышенной летучестью в условиях плавки. Поэтому химического уноса (возгонов) в данном случае нет, и пыль является результатом только механического уноса. Считаем, что все компоненты концентрата подвержены механическому уносу в одинаковой степени, а их окисление происходит уже в составе унесённой пыли. Тогда соотношение в пыли металлов, шлакообразующих и «прочих» будет таким же, как в концентрате.

Основываясь на данных Алмалыкского завода за 2004 год, принимаем величину пылеуноса концентрата как долю количества поступающего на плавку концентрата а, % и содержание серы в пыли (S). Тогда количество пыли m = m_к * 0,01а.

В пыли медь и железо представлены простыми сульфидами и оксидами. Считаем, что они находятся в формах Cu₂S, Cu₂O, FeS₂, Fe₃O₄, Fe₂O₃ и принимаем соотношение между сульфидной и оксидной формами соединений меди и железа

== n, == m

В пыли концентрата также содержатся SiO₂, Al₂O₃, CaO и «прочие».

Обозначим количество меди в пыли как промежуточное неизвестное . Тогда, исходя из принятой пропорциональности пылеуноса металлов, шлакообразующих и «прочих», найдём количество этих компонентов в пыли

Fe=; SiO=; Al₂O=; CaO =;

П=

Находим выраженный через v количественный вещественный состав пыли.

Количество пыли:

Cu в Cu₂S…; Cu в Cu₂O…;

Cu₂S=1,2523; в том числе S…0,2523;

Cu₂O=1,1259; S= (S)*0,01m;

S в FeS…= S - 0,2523= (S)*0,01a*0,01 m_к - 0,2523;

FeS= 2,7420; Fe в FeS…1,7420.

Железа в окисленной форме

Fe= Fe-1,7420;

Fe в Fe₃O₄… Fe; Fe в Fe₂O₃… Fe;

Fe₃O= 1,3820 Fe; Fe₂O= 1,4297Fe.

Количество пыли концентрата

m_к * 0,01а = 1,2523+1,1259+2,7420(S)*0,01a*0,01 m_к - 0,6918+1,3820 Fe+1,4297Fe++++

+

Из уравнения (5) после подстановок и преобразований находим количество меди в пыли Cu=:

=

Как видно, выражение (6), хотя и является начальной стадией составления модели, довольно громоздкое. Поэтому при дальнейшем составлении и решении модели придётся отказаться от конечных формул для неизвестных. По результатам расчётов составляем таблицу (2) количественного вещественного состава пыли в обобщенном виде.

Таблица 2 Количественный вещественный состав пыли концентрата в обобщенном виде

Соединения	Всего	Металлы	S	O	Остальное
Cu2S	1,2523		0,2523	-	-
Cu2O	1,1259		-	0,1259	-
FeS	2,7420	1,7420		-	-
Fe3O4	1,3820 Fe	Fe	-	0,3820 Fe	-
Fe2O3	1,4297Fe	Fe	-	0,4297Fe	-
SiO2		-	-	-
Al2O3		-	-	-
CaO		-	-	-
П		-	-	-
Итого	0,01аmk		(S)*0,01a*0,01mк		ост

Пыль взвешенной плавки является оборотным продуктом - после улавливания в системе газоочистки печи она шихтуется вместе с концентратом и вновь поступает на плавку. Однако часть пыли при газоочистке не улавливается, что приводит к безвозвратным потерям некоторого количества исходной шихты. Помимо газоходной пыли, безвозвратные потери обусловлены и другими факторами: потерями концентрата в системе подачи его в печь, проливами расплавов и тому подобное. При составлении заводских балансов безвозвратные потери учитываются только для цветных металлов. Поскольку при взвешенной плавке основная часть безвозвратных потерь обусловлена неулавливаемым пылеуносом, отнесём за счёт этой статьи все безвозвратные потери и будем их учитывать по всем составляющим пыли.

Массу безвозвратных потерь принимаем по данным завода как долю от количества поступающего на плавку концентрата (b %). Тогда общая масса безвозвратных потерь:

m = 0,01b*m_k

Безвозвратные потери сказываются на количестве улавливаемой пыли, которая возвращается в плавку. С учётом этого масса оборотной пыли, поступающей на плавку, составит:

m = m- m=0,01а*m_k - 0,01b*m_k = 0,01m_k (а-b) = 0,01m_kа (1-)

где = b/a - отношение массы безвозвратных потерь к массе пыли.

Поскольку состав безвозвратных потерь принят таким же, как и состав пыли, то масса каждого компонента пыли, возвращаемой в плавку, будет меньше массы этого компонента m_i в уходящей из печи пыли на величину m_i . Количество компонентов в теряемой пыли (безвозвратные потери):

Cu₂S= Cu₂S; Cu₂O=Cu₂O и так далее.

Если бы потерь оборотной пыли не было, то количество её в приходе и в расходе было бы одинаковым, и тогда рудная шихта, непосредственно поступающая на плавку и образующая штейн и шлак, формально (с точки зрения расчёта) была бы представлена исходным концентратом. При этом количество и качество пылеуноса никак не влияло бы на расчёт количества и состава штейна и шлака. В нашем же случае, с учётом потерь пыли, количество её в приходе меньше, чем в расходе. Это означает, что в расчёте необходимо учесть ту часть концентрата, которая идёт на образование безвозвратно теряемой пыли; лишь оставшаяся его часть явится рудной шихтой, непосредственно участвующей в плавке.

Требуется найти, таким образом, количество концентрата за вычетом теряемой пыли. При этом приходится учитывать, что в составе пыли есть соединения, которых нет в концентрате (Cu₂O, FeS, Fe₃O₄), поэтому простое вычитание количеств соединений пыли в данном случае невозможно. В связи с этим следовало бы провести полный расчёт реакций образования безвозвратно теряемой пыли из исходного концентрата - в материальном балансе в любом случае необходимо учитывать расход дутья и количество газов, соответствующее указанным реакциям.

Учёт теряемой пыли в концентрате, непосредственно поступающем на плавку, будем производить исходя из количества элементов в пыли (в данном случае меди и железа), а не их соединений. При этом безразлично, количество каких конкретно соединений будет уменьшено за счёт потерь с пылью состава концентрата.

Количество меди и железа в теряемой пыли:

Cu=; Fe=

Полагая, что количество меди и железа в безвозвратных потерях почти наверняка меньше количества Cu₂S и Fe₂O₃ в концентрате, вычтем Cuи Feиз масс металлов в этих соединениях.

Останется в концентрате (поступит непосредственно в плавку):

Cu_пл = (Cu)_k*0,01m_k - Cu;

Cu в Cu₂S…Cu= [(Cu)_k - ]0,01m_k - Cu;

Cu₂S_пл =1,2523Cu;

Fe_пл = (Fe)_k*0,01m_k - Fe;

Fe в Fe₂O₃ … Fe= [(Fe)0,01m_k - Fe;

Fe₂O= 1,4297 Fe;

SiO= (SiO₂)_k *0,01m_k -SiO.

Аналогично последнему выражению получим значения:

AlO= (Al₂O₃)_k *0,01m_k - Al₂O;

П= (П)_k *0,01m_k -П.

При этом надо, однако, учесть, что CaO находится в концентрате в виде CaCO₃ , а в пыли - в виде CaO. Поэтому CaCO определяется по выражению

CaCO= (CaCO₃)_k *0,01m_k -1,7848CaO,

где 1,7848 - стехиометрический коэффициент пересчёта CaO в CaCO₃.

Количество CuFeS₂ и FeS₂ остаётся в концентрате, непосредственно поступающем в плавку, без изменений, например: CuFeS= (CuFeS₂ )_k *0,01m_k .

Состав и количество штейна, шлака и флюса.

В составе штейна автогенной плавки медного концентрата целесообразно задавать содержание меди (Cu)_шт. Исходными промежуточными данными будут при этом (Fe₂O₃)_шт и (П)_шт.

Самоплавкие шлаки взвешенной плавки почти всегда получаются сильно основными, с высоким содержанием железа, что определяется глубоким его окислением при плавке (получением богатых штейнов). Поэтому для взвешенной плавки требуется, прежде всего, применение кислого, кремнийсодержащего флюса. При этом с целью экономии, уменьшения массы шлака и улучшения теплового баланса, плавки окончательный шлак выбирают также основным, чаще всего с содержанием SiO₂ до 35 - 37 %. При таких шлаках вводить в качество флюса известняк обычно нецелесообразно, так как положительное влияние увеличения (CaO)_шт на содержание меди в основном шлаке и его температуру плавления существенно не проявляется. В связи с этим при составлении модели взвешенной плавки можно в большинстве случаев сразу принять к использованию только один кислый флюс.

Выбор конкретного содержания кремнезёма в шлаке взвешенной плавки зависит от ряда условий: состава концентрата и флюса, содержания меди в штейне, способа последующей переработки шлаков с целью извлечения из них меди, аппаратурного оформления взвешенной плавки. Для обоснованного выбора (SiO₂)_шт с учётом этих условий целесообразно вначале оценить свойства самоплавкого шлака, получаемого при плавке без использования флюса. Поэтому при составлении модели технологии взвешенной плавки пойдем по пути предварительного определения состава самоплавкого шлака. На основании результатов анализа его состава выберем окончательный состав.