Загрузил МИША МОРОЗОВ

0925404 6B3DB blednov b p dulneva v e raschety po metallurgii medi i nikel

Реклама
МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ
РОССИЙСКОЙФЕДЕРАЦИИ
ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ
ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ И ЗОЛОТА
Б.П.
В.Е.
Бледнов
Дульнева
Расчеты
по
металлургии
меди
и
никеля
Рекомендовано Сибирским регионшzьным
учебно-методическим центром
высшего профессионшzьного образования
для межвузовского использования в качестве
учебного пособия по дисциплине «Металлургия
тяжелых цветных металлов» для студентов,
обучающихся по металлургическому направлению
подготовки высшего профессионального образования
Красноярск
2004
УДК
ББК
669.02/09 :[669.24+669.3](075)
34.33
Б 68
Рецензенты: кафедра металлургии цветных металлов Иркуrского
сударственного технического университета;
го­
кандидат технических наук,
зав. лабораторией металлургических процессов ОАО «СибцветметниипроеКТ>>
С.П. Киселева
Бледнов Б.П.,Дульнева В.Е.
Б
68
Расчеты по метаплурrии МедИ и никеля: Учеб. пособие 1 ГУЦМиЗ. -Красноярск,
2004. - 120 с.
ISBN 5-815G-0217-8
Приведены методики расчетов процессов плавки на штейн медного
сырья в печах Ванюкова, конвертирования медно-никелевых и медных
никельсодержащих штейнов, основанные на использовании математиче­
ских моделей, ориентированных на при.'-!:енение ЭВМ. Числовые данные
для составления материальных и тепловых балансов взяты из нрdктики
заводов цветной металлургии.
Для студентов вузов металлургических специальностей: может бьпь
nолезно работникам предприятий цветной металлургии.
УДК
ББК
669.02/09 :[669.24+669.3](075)
34.33
Учебное издание
Бледнов
Борис Петрович
Дульнева вера Ефимовна
Расчеты
по металлургии
меди
и
никеля
Учебное пособие
Редактор И.Н. Байкина
Компьютерная верстка И.В. Манченкова
Подписано в печать
20.05.04.
Формат 60х84/16. Бумага офсетная.
Печать ризоrрафическая. Усл.-печ. л.
6,97.
Уч.-изд. л.
7,1.
Тираж
300 экз.
Редакционно-издательский отдел ГУЦМиЗа
660025,
г. Красноярск, ул. Вавилова,
66 а
Отпечатано на участке множительной техники ГУЦМиЗа
660025,
г. Красноярск, ул. Вавилова,
66
а
©Государственный университет
цветных металлов и золота,
ISBN 5-SlSG-0217-8
© Б.П.
2004
2004
Бледнов, В.Е. Дульнева,
ВВЕДЕНИЕ
Металлургические расчеты производятся по правилам стехиомет­
рии аналогично подсчеrу количества получаемых продуктов по химиче­
ским реакциям в неорганической химии. При этом на основе исходных
численных данных арифметическим путем последовательно решаются
задачи
определения вещественного состава исходных материалов, рас­
считьmаются
количество и
составы
получаемых
продуктов,
например,
шлака, штейна, газов плавки. На основании произведенных расчетов со­
ставляется материальный баланс процесса, т.е. подсчитывается сумма
всех посrупающих в данный процесс материалов («приход») и всех по­
лучаемых продуJ<тов и полупродуктов («расход»). Равенство приходных
и расходных статей баланса свидетельствует о правильиости выполнен­
НЬIХ расчетов.
Такая методика металлургических расчетов была единственно
возможной и оправданной в прежние годы, когда основными вычисли­
тельными средствами бьши логарифмическая линейка и арифмометр.
Возможности современной вычислительной техники позволяют
перестроить методики металлургических расчетов, широко варьировать
исходные данные, проводить расчетные исследования процесса, опреде­
лять необходимые показатели при изменеНШI параметров процесса.
В основе новой методики металлургических расчетов лежит ал­
гебраический метод, который дает возможность свести составление ма­
териального баланса процесса к решению ряда алгебраических уравне­
ний, объединяющих массы исходных и обычно неизвестные массы ко­
нечных (или промежуточных) продуктов. Решение таких систем уравне­
ний позволяет как в общем, так и в численном виде найти значения неиз­
вестных величин.
Новая методика расчетов пираметаллургических процессов под­
робно изложена в опубликованном учебном пособии А.А. Гальнбека,
Л.М. Шалыгина и Ю.Б. Шмонина «Расчеты пираметаллургических про­
цессов и аппаратуры цветной металлургии»
(1990).
В пособии, в частно­
сти приведены примеры технологических расчетов и расчетов тепловых
балансов процессов автогенной плавки меДIIого сырья на штейн, конвер­
тирования штеmюв. В численных примерах составы исходных и конеч­
ных продуктов в ряде случаев приняты произвольно, без учета практики
конкретных производств.
В настоюдем пособии расчеты процессов плавки медной шихты в
печи Ванюкова, процессов конвертирования медно-никелевых и медных
никельсодержащих штейнов выполнены с использованием упомянутого
алгебраического метода расчета материального баланса металллургиче-
3
ского процесса. Решение численных примеров проведено с использова­
нием практических данных конкретных производств заводов ОАО «Но­
рильская горная компания». Последнее касается и расчетов процессов
электролитического рафинирования меди и никеля (гл.
3).
В этой главе, в
отличие от представленных в первых главах примеров, произведен также
расчет оборудования.
Для обозначения масс и объемов химических элементов и соеди­
нений в пособии использованы обычные химические символы. Химиче­
ские символы и соединения, не заключенные в скобки, указывают на их
массу:
Cu, Ni, SiOz, SOz, Oz
и т.д. Применеине круглых скобок к симво­
лам и соединениям указывает на их процентное содержание (по массе):
(Си),
(Ni), (SiOz), (SOz), (Oz) и
т.д. Заключение символов и соединений в
- на объемы газооб­
квадратные или фигурные скобки, соответственно,
разных веществ или их содержание в
[SOz], [Oz]
или
% (по объему): [Cu], [Ni), [SiOz],
{Cu}, {Ni}, {SiOz}, {SOz}, {Oz}.
Верхние или нижние индексы у символов показывают принадлеж­
иость химических символов и соединений конкретным материалам или
продуктам металлургического производства. Например: р
-
руда, к
-
концентрат, р.ш - рудная шихта, б.м - белый матт, к.ш - конвертерный
шлак, m - шлак, х - холодные материалы, шт - штейн, фш - файнштейн,
ч.м
-
черновой металл, п- nьшь, д- дутье, г- газ, пот- потери.
Гпаваl
ПЛАВКА ВАНЮКОВА
Автогенными процессами плавки считают процессы, протекаю­
щие без затрат тепла извне, за счет тепла, выделяющегося при окислении
сульфидов шихты, т.е. автогенные процессы проводятся без затрат непо­
средственно в печном пространстве углеродистого топлива или электро­
энергии.
1.1.
ОПИСАНИЕ ПРОЦЕССА
ПЛАВКИ ВАНЮКОВА
Единственными реакциями, протекающими при плавке с выделе­
нием тема, являются реакции окисления составляющих сырья кислоро­
дом. При переработке сульфидного рудного сырья основнь1ми экзотер-
4
мическими реакциями, обеспечивающими достаточное ДJIЯ автогенного
процесса тепловыделение, являются реакции окисления сульфидов. Та~
КИМ образом, все автогенные металлургические процессы, являясь окис~
лительными, требуют подачи кислородсодержащего дутья.
Наиболее широко применяемые в настоящее время автогенные
процессы плавки по способу окисления сульфидов шихты можно разде~
лить на две группы.
В процессах первой группы сжигание сульфидов осуществляется
в кислородном или воздушно-кислородном факеле (взвешенная (ВП) или
финская, кислородно-факельная плавки (КФП), кивцэтный процесс);
В процессах второй группы окисление сульфидов шихты осущест~
вляется непосредственно в расплаве. В промытленной эксплуатации на~
ходится ряд разновидностей этих процессов: плавка Ватокава (ПВ),
процесс «Норанда», «Мицубиси», «Бай-Юны>, плавка в конвертерах.
Структура теплового баланса автогенной плавки зависит от соста~
вов исходного сырья, получаемых при плавке штейна и шлака, содержа~
ния кислорода в дутье и температуры. Приход тепла тем выше, чем
больше серы содержится в сырье, выше содержание цветных металлов в
получаемом штейне и чем выше температура дутья. Расход тепла в ос~
новном связан с потерями тепла с продуктами плавки, в особенности, с
газами. С увеличением содержания кислорода в дутье потери тепла с га~
зами заметно сюiЖаются из-за уменьшения содержания в них азота,
а
значит, и общего объема отходящих газов.
Все автогенньrе процессы плавки имеют характерные особенности.
Одни протекают с применением кислородного дутья (КФП), другие
гашенного кислородом дутья (взвешенная плавка
-
-
обо~
ВП, плавка Ватока­
ва- ПВ). В процессе взвешенной плавки обычно еще и подогревают дутье.
При плавке, регулируя десульфуризацию, можно nолучать mтейны
с высоким содержанием цветных металлов
-
меди или никеля. Совре~
менные процессы автогенной плавки можно вести не только на богатые
штейны, но и белый матт, файнmтейн и даже черновую медь.
В автогенных процессах плавки чаще всего получают умеренно
кислые легкоплавкие шлаки, содержащие
30-32% SiOz.
Шлаки КФП и
ВП характеризуются повышенньrм содержанием цветньrх металлов и
НУждаются в обеднении.
Газы автоrенньrх плавок обогащены
SOz,
в основном их направ­
ляют на производство серной кислоты, в некоторых случаях газы ис­
пользуют для получения элементарной серы.
Плавка Ватокава отличается от других автогенных процессов
плавки как конструкцией печи, так и технологическими особенностями
ведения процесса, его параметрами и показателями.
5
Печь Ванюкона
-
шахтного типа с вертикально расположенным
рабочим nространством, шахта печи смонтирована из водаохлаждаемых
медных кессонов. К горну печи с обеих сторон nримыкают штейноный и
шлаковый сифоны. При работе печи кессоны изнутри покрываются сло­
ем защитного шлакового гарнисажа, nредохраняющего их от агрессивно­
го воздействия со стороны расплава.
В боковых кессонах установлены водаохлаждаемые фурмы, через
которые в расплав поступает дутье. Через фурмы в печь можно подавать
nриродвый газ. Сечение печи в плоскости фурм делит печь по высоте на
две зоны: барботируемую надфурменную и подфурменную, в которой
расплав находится в спокойном состоянии.
Загрузка шихты в печь nроизводится сверху непосредственно на
ванну расплава. Интенсивное перемешивание расплава в надфурменной
зоне барботирующими через нее газами
создает оптимальные условия
для тепло- и массопередачи, что обеспечивает высокие скорости окисле­
ния и плавления, благодаря попаданию шихты в высокотемпературную
зону расплава и быстрому растворению тугоплавких составляющих ших­
ты, в том числе кусков кварца, крупностью до
50
мм.
Переметиванне расплава nриводит к многочисленным столкнове­
ниям содержащихся в расплаве мелких сульфидных капель и их слия­
нию. Крупные капли сульфидов быстро оседают в слое шлака, мнократ­
но nромьrвая его за время движения сверху. В надфурменной зоне про­
исходит как бы «сортировка» частиц по крупности. Мелкие штейнавые
частицы nрактически неподвижны относительно шлака и поэтому в об­
ласти фурм перемешиваются вместе со шлаком. Только после достиже­
ния определенной крупности(-
0,4
мм) частицы под действием силы тя­
жести приобретают достаточную вертикальную скорость движения и мо­
гут выпасть в подфурменную зону.
Таким образом, в условиях плавки Ватокава большая часть мел­
кодисперсных штейноных частиц укрупняется и отделяется от шлака, пе­
реходя в штейноную фазу.
При интенсивном перемешивании шлако-штейнового расплава в
надфурменной зоне устанавливается равновесие между количеством по­
стуnающих с шихтой в расплав сульфидных частиц, их дроблением и
коалесценцией. В результате устанавливается постоянная концентрация
каnель сульфидов в шлаке на уровне
5-1 О %
от массы расплава.
Автогенный режим при плавке достигается в зависимости от со­
става шихты и ее влажности nри содержании кислорода в дутье от
до
55-65 %.
40-4 5 %
При недостатке тепла в печи сжигают углеродистое топливо,
либо вдувая в расплав через фурмы природный газ, либо загружая на по­
верхность расплава уголь.
б
При rшавке Ватокава окисление сульфидов происходит в шлаке, а
не в штейне, и шлак дВижется не в горизонтальном направлении, посто­
янно контактируя с кислородсодержащими газами, а в вертикальном
-
сверху вниз, быстро выходя из контакта с газами, что приводит его в
равновесие со штейном, а переокисление железа до магнетита не получа­
ет развития. Более того, в печи, в особенности в барботируемой ванне,
создаются благоприятные условия для разложения магнетита. В резуль­
тате,
до
конечное
3-8 %,
его содержание в
шлаке на выходе из печи
сJШЖается
что в несколько раз ниже, чем в других автогенных процессах.
Окисление сульфидов в шлако-штейнавой эмульсии протекает ме­
нее интенсивно, чем в сульфидном расrшаве, что позволяет избежать ло­
кального его перегрева. При этом скорость окисления остается достаточ­
но высокой, поэтому степень использования кислорода дутья близка к
100 %.
При rшавке не происходит формирования первичного железисто­
го оксидно-сульфидного расrшава, вследствие чего не образуется в зна­
чительных количествах (как при взвешенной rшавке) мелкодисперсная
взвесь штейноных частиц в шлаке.
Известно, что потери меди со шлаком находятся в прямой зависи­
мости от содержания ее в штейне. Потери резко увеличиваются при по­
лучении штейнов, содержащих
на штейньi, содержащие до
> 60 % Си.
50-55
Поэтому обычно плавку ведут
%Си.
Процесс Ватокава по основным технико-экономическим показа­
телям превосходит применяемые процессы rшавки. У дельная производи­
тельность печи Ватокона в
6--8
раз выше удельной производительности
печей кислородно-факельной и финской rшавки. В печь можно загружать
как кусковую руду, так и измельченные концентраты различного состава.
Процесс характеризуется низким пьшевыносом, высоким содержанием
SOz в
1.2.
отходящих газах и получением отвальных шлаков.
МОДЕЛЬ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО
ПРОЦЕССА ПЛАВКИ НА ШТЕЙН
Независимо от технологических особенностей и различий в аппа­
ратурном оформлении применяемых автогеННЬIХ процессов плавки суль­
фидного медного и медно-никелевого сырья на штейн, их термодинами­
ческие основы и протекающие в печах физико-химические превращения
принципиально не отличаются.
7
Особенностью известных способов автогенной плавки на штейн
является возможность регулирования состава штейна (вплоть до получе­
ния белого матта или файнштейна) путем изменения степени десульфу­
ризации.
В медных штейнах сушествует зависимость между концентрация­
ми меди, железа и кислорода. Поэтому при расчете состава медного
штейна можно принимать определенное значение содержания меди или
железа, прочих, что позволяет рассчитать концентрацию других компо­
нентов.
При рассмотрении плавки медно-никелевого сырья можно зада­
вать содержание в штейне или железа, или суммы меди и никеля.
Нахождение количества штейна и шлака при расчетах автогенной
плавки по выбранной модели не требует рассмотрения и учета химич:е­
ских реакций.
При расчете состава шлака автогенной плавки принимают соот­
ношение или содержание в шлаке основных шлакаобразующих
SiOz,
(FeO,
СаО и др.) и, вводя флюс, получают шлак определенного состава.
Возможен вариант расчета с получением <<самоплавкоrо» шлака (при
плавке без флюсов). Дальнейшими расчетами, nосле выбора окончатель­
ного состава шлака, определяется необходимое количество флюса. Со­
держание в шлаке цветных металлов (меди, никеля, кобальта и др.) мо­
жет быть определено через коэффициенты распределения или извлече­
ние. С учетом форм нахождения цветных металлов в шлаке можно рас­
счпrать концентрации их оксидов или сульфидов.
Таким образом, неизвестными в модели автогенной плавки явля­
ются массы штейна, шлака и флюсов. Через указанные неизвестные
выражаются
количества
всех
комnонентов
исходных
материалов
и
продуктов.
При расчетах материального баланса необходимо учитывать пы­
левынос. Величина пылевыноса принимается по даюrым практики. В мо­
дели расчета величину пылевыноса можно выразить либо как долю от
массы шихты, либо через величину запьшенности газов на выходе из пе­
чи. Обычно пыль возвращается в плавку, поэтому пыль фигурирует в
приходной и расходной части баланса.
Расчет пыли целесообразно производить до расчета штейна и
шлака. В приведеином ниже примере пылевынос в связи с его незначи­
тельной величиной не учтен. В других случаях, например, при расчете
взвешенной плавки, для которой характерен значительный пылевынос,
количество уходящей и оборотной пыли должно учитываться в матери­
альном балансе процесса.
8
1.3.ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАСЧЕТ
ПЛАВКИ
ВАНЮКОВА
В примере расчета Шiавки в печи ВаtпОкова медно-никелевая ших­
та состоит из богатой высокомедистой руды, медного концентрата и
бедных оборотов.
Расчет выполнен на
100 кг рудной шихты:
mр.ш =
100.
Заданы составы,% мае.:
1.
Руда:
(Ni)p- 2,7; (Cu)p- 20,6; (Fe)p- 35,5; (S)p- 28,5; (Si02)p3.
2. Концентрат: (Сu)к- 22,1; (Fе)к- :37,45; (Ni)к- 1,7; (S)к- 33,12;
(Si02)к- l; прочие- 4,63.
Основные минералы руды и концеtпрата: пентландит - NiFeS2,
халькопирит- CuFeS2, кубанит- CuFe2Sз, пирротин- Fe7Sg, магнетит ­
FезО4, кварц- Si02. В руде и концентрате медь распределена между
халькопиритом и кубанитом в соотношеmm:, соответственно, f = 4: 1, с = 4: 1.
3. Бедные обороты: (Cu)0 - 7,29; (Ni)0 - 1,39; (Fe)0 - 45,9; (S)0 - 4,54;
(Si02) 0 - 23,25; прочие- 17,63.
4,7;
прочие-
Основные соединения: низшие сульфиды меди, никеля и железа
(Cu2S,
NiзS2,
FeS),
магнетит (FезО4), вюсrит
(FeO),
кварц. Железо рас­
пределено между вюститом и магнетитом в соотношении Ь
4.
= 4: l.
88,5; (Fе)ф- 1,73; прочие- 9,2744.
кремния- Si02, оксид железа- FeO.
Песчаник: (Si02)ф-
ные минералы: оксид
вещественный состав руды,
бедных оборотов и флюса
Основ­
концентрата,
Рассчитываем количество минералов в рудной шихте и фmосе.
Руда. Никель считаем целиком связанным в пентландит
NiFeS2.
Количество пирротина расчитываем по сере, не связанной с цветны­
ми металлами в сульфиды, а количество магнетита
-
по оставшемуся
железу.
Содержание в руде железа и серы в форме пентландита составит,
соответственно (на
железа-
100 кг):
58,7 ед. Ni связано с 55,847 ед. Fe,
(Ni)p ед. связано с Х ед. Fe,
х = (55,847/58,7)-(Ni)p = 0,9514(Ni)p;
9
серы
Всего
- 58,7 ед. Ni связано с 64,128 ед. S,
(Ni)p ед. связано с Х ед. S,
х = (64,\28/58,7)·(Ni)p= 1,0925(Ni)p.
NiFeSz в
руде содержится
(NiFeSz)p = (Ni)p + 0,9514(Ni)p + 1,0925(Ni)p = 3,0439(Ni)p.
Меди в руде содержится в форме
Серы в форме
CuFeS2
CuFeSz: (Cu)p.1J(f + 1).
содержится:
63,546 ед. Cu связано с 64,128 ед. S,
(Cu)p ·1J(f + 1) ед. связано с Х ед. S,
Х
= (64,128/63,546)·(Cu) · f!(f+ 1) = 1,0092(Cu)p · 1J(f+ 1).
(В дальнейшем элементный расчет составляющих шихты ведется
аналогично приведенному) .
Содержание железа в халькопирите (по меди) составит
0,8788(Cu)p · L'(f + 1).
В руде содержится халькопирита:
(CuFeS 2 )p = (Cu)p · f/(f + 1) + 0,82288(Cu)p ·щf + 1) +
+ 1,0092(Cu)p ·1J(f + 1) = 2,888(Cu)p ·1J(f + 1).
Содержание меди, железа и серы в руде в форме кубапита соста­
вит, соответственно: медисеры
(Cu)p.l/(f + 1), железа- 1,7577(Cu)p·1J(f + 1),
-1,5137(Cu)p·1 f(f + 1). В
руде содержится кубанита :
CuFezSз =
4,2714-(Cu)p. 1/f + 1.
Содержание серы в форме
Fe7Sg
обозначим буквой А. Тогда серы
связано с пирротином:
(A)p=(S)p-1,0925(Ni)p -1,0092(Cu)p· fl(f+ 1)-1,5137(Cu)p·1J(f+ 1).
Содержание железа в руде в форме пирратина составит 1,524(А)р.
В руде содержится 2,524(А)р пирротина.
Содержание железа в форме магнетита (обозначим эту величину
буквой Б)
(Б)р
= (Fe)p- 0,9514(Ni)p- 08788(Cu)p· f/(f + 1) -1,7577(Cu)p·fl(f+ 1)-1,524(А)р·
После подстановки в уравнение значения Ар получим
(Б)=
(Fe)- 1,524(S) + 0,7136(Ni) + 0,6592(Cu) · 1/(f + 1) +
+ 0,5492(Cu) · 1/(f + 1).
10
Содержание кнс.Jюрода в форме магнетита равно 0,382(Б)р.
Содержание маrнетита в ру~е составит {Б)р
+ 0,382(Б)р =
1,382(Б)р.
Прочие (П)р в руде опреде.шrем по разности:
(П)р = 100- {(Кi)р
+ (Cu)p · fl(f + l) + (Fe)p + (S)p + 0,382(Б)р + (Si02)p}.
Сумму членов уравнения в фИI)рных скобЮlХ обозначим символом
Тогда (П)р
= 100- ( I
I:.
)р.
Результаты расчета вещественного состава руды предстаJL"'еНЫ в
табл.
1.1.
Таблица
1.1
вещественный состав руды
Соединения
Цве"mЪ~е
Все то
3.0439~i)p
NiFeSz
CuFeSz
CuFezSз
2,878(Cu)px
xU(f+l)
4,2714{Cu)'x
х
ll(f-'-1)
2.524(А)р
Fe7Sв
Fез04
1,382(Б)р
SiOz
(Si01)p
100-(:L)p
100
Прочие
Итого
Fe
металлы
0,9514{Ni)p
r.-Ji)p
(Cu)p·x
0,878(Cu)px
х fl(f+l)
х f /(f-'-1)
(Cu)x
1,757/(Cu)px
х lf(f+ 1)
х IJ(f+ 1)
-
s
О,
Si(h,
nрочие
-
1, 0925(N1 )р
l,0092(Cu)px
х f.'(f+ 1)
1,573(Cu)p х
)l;f}i(f+l)
-
-
1,524{А)р
(А)р
-
-
(Б)
0,382(Б)р
-
-
-
-
{SiO:l)p
100-(l:)o
<Lh>
(Fe)o
(S)o
Q:}ocr
Концеюпрат. Расчет вещественного состава концентрата произ­
водим ана.о'Iоmчно расчету l!ещесmевного состава рудъJ (табл.
1.2).
Бедные обороты. Никель и :медь сЧJпаем целmсо:м СБ.Jiзанными в
сульфиды l\iзS2 и
Cu1S.
Колнчесrnо сульфида же.1еза рассчитывзе~ по
сере, не связанной в сульфиды цветных MeтaJL"JOB. Количество железа,
связанное в магнетпт н вюстит, на.~одим в сооmетствШI с прИЮIТЬIМ со­
отношением Ь = 4:
l.
Вещественн:ый состав беДНЬ1Х
oooporos ~ан в табл. 1.3.
Флюс. Принимаем, что железо во фnюсе паходmся в виде оксида
-
FeO. Вещественный состав ф:поса :1редста~~лен в табл. 1.4.
Расчет технологического щюцесса тпавки вьmолнен на
100 кт
твердой шихты, в состав ксrrорой входят концентрат, рула н бедные о5о­
роты в соотношеюm
1:p:q = 1:0,7:0,1.
понентов шихты обrдш.~ весом
100 %.
100
При приилом соотношении :ком­
кг :можно пересчmать ее состав на
При эrом
11
с.
рш
.
С~ +Cf ·p+Cf ·q
=---=-----l+p+q
1
где Сiр.ш - компонент рудной шихты, %.
Таблица
1.2
вещественный состав концентрата
в обобщенном виде, % мае.
Соеди-
Всего
нения
Цветные
О,
s
Fe
металлы
SiOz,
Пj)_ОЧИе
NiFeSz
CuFeSz
3,0439(Ni)к
(Ni)к
0,9514(Ni)к
1,Q925(Ni)K
-
2,878(Сu)к х
(Сu)кх
0,878(Сu)к х
1,0092(Сu)к х
-
CuFezSз
4,2714(Сu)к х
xti'(f+1)
х
1/(f + 1)
х
х
ti'(f+ 1)
х
f/(f + 1)
1,7577(Сu)кх
(Сu)к х
1/(f+ 1)
x1/(f+1)
х
f/(f+ 1)
-
1,573(Сu)кх
х
1/(f+ 1)
Fe7Ss
2,524(А)к
-
1,524(А)к
(А)к
-
Fез04
1,382(Б)к
-
(Б)к
-
0,382(Б)к
(SiOz)к
-
-
-
(SiOz)к
100- (L)к
-
-
-
100- (L)к
100
(L)к
(Fе)к
(S)к
(L)ост
SiOz
Прочие
Итого
Таблица
1.3
вещественный состав бедных оборотов
в обобщенном виде, % мае.
Соединения
NiзSz
CuzS
FeS
FeO
Всего
Цветные
SiOz
Итого
О,
Si02 ,
прочие
-
0,3641 (Ni) 0
-
1,2521(Cu)0
(Cu)o
-
0,2521(Cu) 0
-
2,7417(А) 0
-
1,7417(А) 0
(А)о
-
-
b+l (В)о
1,2865
__!:___(В)
ь
-
ь
-
1,3842_!:_ (8)0
-
(SiOz)o
100- (L) 0
-
-
-
100
(L)пм
(Fe)o
(S)0
b+l
Прочие
s
(Ni)o
1,3641 (Ni) 0
b+l
Fез04
Fe
металлы
b+l (В)о
-
12
ь
0,2865- (8)0
b+l
ь
0,382b+l
-
(SiOz)o
(L)o
(L)ост
(8)0
Таблица
Соединения
Всего
Si02
FeO
Прочие
Итого
1.4
% мае.
вещественный состав флюса в обобщенном виде,
SiOz
Fe
о
Прочие
(SiOz)
1,2865(Fe)
(SiOz)
100- CLlФ
100
-
-
0,2865(Fe)
-
-
-
(Fe)
100- (L)Ф
(SiOz)Ф
(Fе)Ф
(О)Ф
(L)ост
-
Например:
р.ш _ (CuFeS 2 )к+ (CuFeS 2 )Р О, 7 + (CuFeS 2 )·0,1
(CuFeSz)
-
1+0,7+0,1
Таким же образом производится расчет содержания каждого ком­
понента в рудной части шихты (табл.1.5-1.8).
Таблица
вещественный состав концентрата,
Соединения Цветные металлы
NiFeS 2
CuFeS 2
CuFe 2 Sз
Fe 7S8
Fез0 4
1,7
17,68
4,42
-
-
Fe
о
s
1,6174 1,8572
15,537 17,843
7,769 6,691
10,264 6,735
2,27
0,867
-
Прочие
Итого
% мае.
SiOz
Прочие
Всего
-
-
-
-
-
-
5,175
51,06
18,88
16,999
3,!37
1,0
-
-
-
-
1,0
SiOz
-
23,8
33,126 0,867
37,46
-
1,0
3,765
3,765
3,765
100
Таблица
NiFeS 2
CuFeS 2
CuFe 2 Sз
2,7
16,48
4,12
Fe7S3
-
Fез0 4
-
Fe
2,569
14,483
7,242
4,087
7,119
s
о
SiOz
Прочие
2,95
16,632
6,236
2,682
-
-
-
-
-
-
-
-
2,719
Итого
-
4,7
Si02
Прочие
-
-
23,3
35,5
28,5
13
1.6
% мае.
Вещественный состав руды,
Соединения Цветные металлы
1.5
2,719
-
4,7
Всего
8,219
45,597
17,598
6,769
9,838
4,7
5,265 5,265
5,265
100
-
Таблица
вещественный состав бедных оборотов,
Цветные
Соединения
металлы
1.39
7,29
-
NiзS 2
CuzS
FeS
FeO
s
о
Si02
Прочие
Всего
-
0,506
1,839
2,195
-
-
-
-
-
-
-
9,644
3,215
-
-
23,25
23,25
4,771
4,771
1,896
9,129
6,018
43,306
11,63
23,25
4,771
100
3,823
33,662
8,415
-
Fез04
-
SiOz
-
-
Прочие
-
-
-
-
-
8,68
45,9
4,54
Итого
% мае.
Fe
-
-
12,859
-
-
Т а блиц а
вещественный состав рудной части шихты,
Соедин е-
Про-
Ni
Fe
s
о
Si02
16,241
4,058
0,405
-
14,273
7,132
-
-
-
-
-
-
1,994
0,077
1,898
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
FeO
-
SiOz
-
7,299
0,212
3,523
1,87
36,207
16,362
6,143
0,102
2,179
0,028
4,781
0,122
29,717
-
-
CuFeSz
CuFezSз
CuzS
NiFeSz
NiзSz
Fe7S3
FeS
Fез0 4
Прочие
20,704
Итого
-
2,071
-
-
-2,692
0,536
-
3,228
1.8
% мае.
Си
ния
1.7
чие
-
-
-
-
-
-
-
3,675
3,675
4,404
4,404
Всего
46,875
17,333
0,507
6,071
0,105
12,081
0,334
6,215
2,406
3,675
4,404
100
Далее рассчитьmаются продукты диссоциации высших сульфидов
рудной части шихты.
При диссоциации из
NiFeSz образуются:
NiFeSz =
Из
536,055
ед.
NiFeSz
NiзSz
+ 3 FeS + 0,5Sz
образуется
из (NiFeSz)p.ш- Х ед. NiзSz;
14
240,258
ед. NiзS2;
Х=
04482(NiFeSz)p.m;
FeS- 0,4914 (NiFeSz)p.ш;
Sz- 0,0597(NiFeSz)pш·
Аналогично определяются проду:ктld диссоциации других сложных сульфидов.
Из
CuFeSz образуется:
CuzS- 0,4337(CuFeSz)p.m;
FeS - 0,479(CuFeSz)p.ш;
Sz- 0,0874(CuFeSz)p ш·
Из CuFezSз образуется:
CuzS- 0,2932(CuFezSз)p.ш;
FeS- 0,6478(CuFezSз)pш;
S2- 0,0591(CuFezSз)p .ш·
Из Fe7Ss образуется:
FeS- 0,9505(Fe 7Ss)p.ш;
Sz - 0,0495(Fe7Ss)p шТогда количество выделнвmейся (Юfссоциированной) элементар­
нойсеры
Sдис =
0,0598(NiFeSz) + 0,0873(CuFeSz) + 0,059(CuFe2Sз) +
+ 0,0495(Fe7Ss) = 6,076.
состав и количество wтейна,
отвального шлака,
флюса
Исходя из принятого состава рудной шихты, произведем расчет
составов и количества штейна и отвального шлака.
Обозначим массу, кг: штейна
Для. штейназададим общее
тита (Fез04)шт-
3
- Х, отвального шлака - У, фmоса - Z.
содержание,%: железа (Fе)шт- 19,65, магне­
и прочих (П)шт-
1,5.
Принимаем содержание в шлаке, о/о: (Si02)ш
- 30; (Сu)ш - 0,5;
(Ni)ш- О, 15; серы (S)ш-
0,9; магнетита (Fез04)ш- 7.
Никель в шлаке содержится в виде NiзS2 и NIO, медь - в виде CuzS.
Примем дото сульфидного никеля в общем количестве никеля в шлаке т
(доли ед.)-
0,8.
1. Определяем количество
цветных металлов в продуктах.
Количество цветных металлов в шлаке равно:
Ni = (Ni)ш 0,01У;
Cu = (Сu)ш 0,01У.
15
Количество никеля:
в форме сульфида- Niш сфд = m(Ni)ш· 0,01 У:
в форме оксида- Niш к = (1- m)(Ni)ш· 0,01У.
0
В шлаке содержится:
NiзSzш = 1,3641m(Ni)ш· 0,01У; NiOш = 1,2726(1-m)(Ni)w·O,OlY;
CuzSш= 1,2523(Сu)ш 0,01У.
Серы содержится:
в NiзSz SNiзS2 = 03641m(Ni)ш·
в
0,01;
CuzS Scu2s = 0,2523(Сu)ш· 0,01 У.
Количество цветных металлов в штейне составит:
Niшт = Nip.ш- Niш =
Сuшт=
(Ni)p ш- (Ni)ш 0,01 У.
Cup ш- (Сu)ш O,OIY.
Все цветные металлыштейнанаходЯТСя в сульфидной форме. Тогда
NiзSz
=
1,3641[Nip.ш- (Ni)ш· 0,01У];
CuzSшт= 1,2523[Сuр.ш- (Сu)ш 0,01У].
2.
Определяем необходимое количество флюса.
Количество
Количество
SiOz
SiOz,
в шлаке составляет (SiOz)ш·
0,01 У.
которое необходимо подать с флюсами, равно:
SiOzФ = SiOzш -SiOzp.ш = (SiOz)ш· O,OlY- SiOzp.ш.
Отсюда необходимое количество флюса
z=
(Si02)p ш
= (Si0 2 )ш ·0,01У
SiO!
(Si0 2 )Ф·O,Ol
(Si0 2 )Ф·O,Ol
(Si0 2 )Ф
·0,01
Количество прочих, поступающих с флюсом,
Пф= (П)ф·
0,01Z.
Количество прочих, nерешедших в штейн,
Пшт= (Щшт· 0,01Х.
Количество прочих в шлаке
Пш
3.
= Пр.ш +Пф- (Щшт· 0,01Х.
Определяем количество соединений железа в продуктах плавки.
Количество железа, поступившее в плавку,
Fепр
= Fер.ш + Fеф = Fер.ш + (Fе)ф. 0,01Z.
16
Количество железа, переходящее в штейн
Fешт"" (Fе)шт·О,ОlХ.
Количество железа в шлаке:
Fешл= Fер.ш
+ Fеф- Fешт= Fер.ш + (Fе)ф· O,OlZ- Fешт.
В штейне железо находится в форме
и FезО4.
FeS
Количество железа в штейне в форме FезО4
Fе'шт= 0,7236Fез04шт"" 0,7236(Fез04)ш O,OlX.
Количество железа в штейне в форме
FeS
Fе"шт"" Fер.ш- Fе'шт= (Fе)шт O,OlX- 0,7236(Fез04)шт· O,OlX.
В штейне содержится:
FеSшт = 1,574Fе"шт = 1,574(Fе)шт. O,OlX- 1,1389(Fез04)шт· O,OlX.
В шлаке железо находится в форме
и FезО4. Количество
FeS, FeO
серы в шлаке в форме FeS находим как разность между общим количест­
вом серы в шлаке и количеством серы, связанной в сульфиды меди и ни­
келя. Обозначим это количество серы буквой В:
В ={(S)ш- 0,3641m(Ni)ш- 0,2523(Cu)ш}O,Ol У.
Количество в шлаке сернистого железа и содержащегося в нем
железа-Fе'ш составит: FeS = 2,7420В;
Fe' = 1,742В.
Количество железа в шлаке в форме магнетита
Fе"ш = 0,7236Fез04ш = 0,7236(Fез04)ш· 0,01 У.
Количество железа в шлаке в форме
FeO
(обозначим его бук­
войШ)равно
Ш = Fеш- Fe'- Fе"ш = Fер.ш + (Fе)ф O,OlZ- (Fе)шт· O,OlX-
Количество
FeO =
-
F еО
1,742В- 0,7236(Fез04)0,01У.
в шлаке составит:
1,2865Ш =
1,2865(Fе)шт
1,2865Fep ш +
O,OlX- 2,2411В-
1,2865(Fе)ф·
0,9309(Fез
O,OlZ-
04)0,0l У.
4. Составим балансовые уравнения для количества штейна и шлака.
Количество штейна рассчитаем по уравнению
17
Х =NiзSzшт + CuzSшт+ FеSшт+ FезО4шт + Пшт =
0,01 У]+ 1,252[Cup ш- (Сu)ш· 0,01У] +
+ 1,574(Fe)шr 0,01-1,1389(Fез04)0,01Х + (Fез 04)шт·О,О1Х + (П)шгО,ОlХ.
=
1,3641[Nip.ш- (Ni)ш·
После подстановки значений известных величин находим Х:
1,3641 2,071 + 1,2523 ·20,704-(1,3641 · 0,15 + 1,2523 ·О,5)
+ (1,574 ·19,65- 0,1389 · 3 +1,5) · 0,01Х- Х =О;
х = 42,2896- 0,0122У.
·о,О1У
+
Количество шлака рассчитьmаем по уравнению
У =NiзSzш+ NiOш + CuzSш+ FeSш+ FеОш+ FезО4ш + SiOzш+
+ СаОш + AlzOз + МgОш + Пш == 1,3641m(Ni)ш· O,OlY +
+ 1,2726(1 -m)(Ni)ш· 0,01 У+ 1,2523(Сu)ш 0,01 У+ 2,742В +
+ 1,2865Fер.ш + 1,2865(Fе)ф· 0,01Z- 1,2865(Fе)шт· 0,01Х- 2,2411В­
-0,9309(Fез04)ш·О,О1У +(Fез04)ш 0,01У + (СаО)ш·О,01У +(АlzОз)ш O,OlY +
+ (МgО)ш 0,01,У + Пр.ш + (П)Ф 0,01Z- (П)шт 0,01Х.
Откуда после подстановкии группировки
{[1,2726(Ni)ш- 0,0912m(Ni)ш
+ 1,1257(Сu)ш + 0,5009(S)ш +
+ 0,0691(Fез04)ш + (SiOz)ш + (СаО)ш + (А1z0з)ш +
+ (МgО)ш]О,О1-1}У + [1,2865(Fе)ф+ (П)ф]О,О1Z- [1,2865(Fe)uп+ (П)шт)О,О1Х + (1,2865Fерш + П) =О.
После подстановки значений известных величин получим
(1,2726. 015-0,0912 . 0,8. 0,15 + 1,1257 0,5 + 05009.0,9 +
+ 0,0691'7 + 30) · 0,01У + (1,2865 ·1,73 + 9,2744)'0,01Z- (1,2865 '19,65 + 1,5) 0,01Х + (1,2865 36,207 + 4,404)- У= О;
1
,
У= 74,6257 + 0,1683Z- 0,392Х.
Находим количество флюса:
Z = (SiOz)ш Y/(SiOz)ф- sюi·шf(SiOz)ф· 0,01;
Z = 3ОУ/88,5- 3,675/0,8885 = 0,339У- 4,1525;
z = 0,339У- 4, 152.
Решая уравнения подстановкой, после нахождения У определяем
ХиZ:
у=
61,1335;
х=
41,5438;
После подстановки значений Х, У и
z = 16,5718.
Z
получим таблицы количест­
венного состава флюса, штейна и шлака (табл.
18
1.9-1.11 ).
Т а блица
%
вещественный состав флюса,
Соединения
Всего
88,5
2,2256
9,2744
100
SiOz
FeO
Прочие
Итого
SiOz
88,5
Fe
о
-
-
-
-
1,73
0,4956
-
9,2744
9,2744
Прочие
-
-
-
88,5
1,73
0,4956
Таблица
состав и
Соединения
NiзSz
CuzS
FeS
Fез04
Прочие
Итого
Цвеwые металлы
%
4,8
кг
1,979
20,398
-
49,1
-
-
-
22,378
53,9
-
1.10
количество штейна
s
Fe
кг
%
-
-
кг
О ип_рочие
%
1,7
Всего
%
кг
%
6,5
61,5
27,5
3,0
1,5
100
кг
0,721
2,7
5,147 12,4
- 25,535
11,435
7,267 17,5 4,168 10,0
0,902 2,2
0,3445 0,8 1,246
- 0,6232 1,5 0,623
8,163 19,7 10,035 24,1 0,9677 2,3 41,544
Таблица
Состав
Соединения
Ni 3S 2
NiO
CuzS
FeS
FeO
Fез04
SiOz
Прочие
Итого
Цветные
кг
%
0,073 0,12
0,018 0,03
0,306 0,5
0,397 0,65
и
s
кг
%
-
-
0,958 1,6
24,275 39,7
3,096 5,06
-
-
28,330 46,4
1.11
количество шлака
Fe
металлы
1.9
кг
О и прочие
%
0,04
кг
%
0,01
0,077 0,13
0,550 0,9
- 6,955 11,4
1,183 1,93
18,34 30,0
5,314 8,69
0,654 1,07 31,796 52,0
0,027
19
0,005
-
Всего
кг
0,100
0,023
0,383
1,508
31,230
4,279
18,34
5,318
6!,182
%
0,16
0,04
0,18
2,5
51,1
6,99
30
8,69
100
количество дутья
и
технологических
газов
При проведении расчетов на основании имеющихся даниых о ве­
ществеином составе исходных продуктов и материалов необходимо учи­
тывать следующие результирующие реакции:
N13S2 + 3FeS + 0,5S2
(1.1)
2CuFeS2 = Cu2S + 2FeS + 0,5S2
(1.2)
Cu2S + 4FeS + 0,5S2
(1.3)
ЗN1FeS2 =
2CuFe2Sз =
Fe7Ss = 7FeS + 0,5S2
NiзS2
+ 302 = 3Ni0 + 2 S02
1
FeS + 1,502 = FeO + S02
1
FeS + Fез О4 == 10Fe0 + S02
s2 + 202
=
2so2
Определяем количесrnо восстанавливаемого маrnетита по реакции
(1.4)
(1.5)
(1.6)
(1.7)
(1.8)
(1.7):
FезО/ое = Fезо/Р- FезО4ш- FезО4шт =
= FeO- (Fe0)0,01 У- (Fe0)0,01X = 6,215 - 4,2793 - 1,2463 = 0,6894.
Образуется
FeO
1
в количестве
1,0343Fез04
вое
=
0,713;
0
S02 0,0922Fез0/ е = 0,636.
Расход
FeS
составит
0,1266Fез04
По реакции
NiOoбp
(1.5)
образуется
вое
=
NiO
0,0873.
в количестве
= NiOш = 1,2726(1- m)(Ni)ш 0,01 У= 0,0233.
Окисляется NiзS2 в количестве
1,0719Ni0ш=
на
что
0,025,
расходуется дутья
0,4998 NiOш= 0,0116,
при этом образуется
S02:
0,5717Ni0ш
Образуется
FeO
по реакции
= 0,0133.
(1.6):
20
FеОобр= FeOw- FеОрш -FeO' -FеОФ= 27,9526.
Расходуется
FeS в
количестве 1,2236Fе0обр
= 34,2028.
На окисление требуется кислорода дутья:
0,6681Fе0обр=
при этом образуется
S02 в
18,6751,
количестве
0,8916Fе0обр
= 24,9225.
Всего на реакции окисления теоретически требуется кислорода
дутья:
Q2дт = 04998Ni0w + 0,668Fе0обр+ 0,9981Sдис= 24,7511.
При степени использования кислорода Т) =
95 %
его потребуется:
О2д = О2дт/О,ОlТ) = 26,0538.
Тогда количество свободного кислорода в отходящих газах составиr:
о{= о2д- о2дт = 1,3027.
Всего по реакциям образуется и переходит в отходящие газы
г
S02 =
0,5717Nl0ш
+ 0,8916Fе00 бр· Fе0обр + 0,0922Fез04
+ 1,9981Sдис= 37,1318.
вое
S02:
+
в этом количестве
so2 содержится:
серы 0,5005SO/ = 18,5885;
кислорода0,4995 so{ = 18,5513.
Всего в газах будет содержаться след)10щее количество кислорода:
Or = о{ + 0,4995
so{ =
19,854.
Количество влаги, переходящее в газы,
Н2Ог= Н2Орш
При (Н~О)р ш
ного флюса
= 6,383
Z = 17,8191.
+ (Н20)ф0,01Z.
и (Н2О)ф =
7%
Н2Ор ш
= 6,383,
а вес влаж-
Таким образом, массы компонентов дутья и газов составят (кг):
о2 дт = 24,7511; о2д = 26,0538; о{= 1,3027;
so{ = 37,1398;
серы в SO{ = 18,5885; кислорода в SO{ = 18,5513; Ог= 19,854;
Н2Ог=
21
7,63.
1.4.
ТЕПЛОВОЙ БАЛАНС ПЛАВКИ
В
ПЕЧИ
ВАНЮКОВА
При расчете теплового баланса необходимо учесть теiШовые эф­
фекты реакций
(1.1)-(1.8),
а также тепловой эффект реакции ошлакова­
нияFеО:
2Fe0 + SiOz = 2Feo·sюz.
(1.9)
Тепловые эффекты реакций подсчитаем, приняв следующие зна­
чения теплот образования (энтальпии) соединений, участвующих в реак-
циях (Ыl 298, мДж/кмоль):
0
CuFeSz- 190,37;
s{ -128,66;
Fe7Ss - 754,8;
FезО4- 1116,74;
2FeO·SIOz- 1473,64;
NiзSz- 139,44;
FeS- 100,42;
CuzS-79,5;
FeO- 264,44;
SOz- 296,81;
Si02 - 910,46;
NiO- 244,112.
Из-за отсуrствия в литературе значений теплот образования куба­
пита и иентлющита не представляется возможным рассчитать тепловые
эффекты реакций
(1.1)
и
(1.3).
Поэтому тепловые эффектьt этих реакций
примем равными тепловому эффекту реакции диссоциации халькопнрита
в расчете на
1 моль
диссоциированной серы. Подсчет тепловых эффек­
тов реакций ведем по уравненшо Гесса (кДж/моль):
q1 =qz=q3 =2(-190370)- {-79500+2(-100420)+0,5(-128660)} =-36070;
q4 = -754800- {7(-100420) + 0,5(-128660)} = -12470;
q5 = -139440- {3(-244112)- 296810} = 889706.
Аналогично предыдуiЦИМ реакциям рассчитываем:
qб
= 460830; q7 = -509430; qg = 464960; q9 = 34300.
Тепло реакпий подсчитываем с учетом количества реагирующих
веществ:
Q1 = q1Nip.ш/3 ·58,7 = -408; Qz = qzCup.ш/2 · 63,54 = -4610;
Qз = qзСuр.ш/2 ·63,54 = -1152; Q4 = q4Fер.шП · 55,84 7 = -233;
Qs = qsNi00 бp/3 ·74,7 = 97; Q6 = qбFеОобр/71,85 = 179281;
80
Q7 = q70,00144Feз04 c = -506; Qg = qg0,0156Sдиc = 44113;
Q9 = qg0,00696Fe0w = 7456.
22
Общее количество тепла реакций
=
Q = QI + Qz + Qз + Q4 + Qг + Q6 + Q7 + Qg + Qg =
-409-4610- 1152-233-506 + 97 + 179281 + 44113 + 7456 = 224040.
В технологических расчетах было оnределено необходимое коли­
чество чистого кислорода дутья. В действительности, чтобы обеспечить
автогенный режим плавки, необходимо использовать обогащенное ки­
слородом дуrье (смесь технического кислорода и воздуха). Необходимая
степень обогащения дутья кислородом может быть найдена по уравне­
нию теплового баланса.
Обозначим объемное содержание кислорода в техническом кисло­
роде {Оz}т.к,
%.
Масса и объем технического кислорода и воздуха в ду­
тье, соответственно,
V т. к = j; V 83 = i.
-
Inr.к и
m83,
Vтт.к и
V83.
Для удобства обозначим
Масса азота в воздушно-кислородном дутье
- S ( величи­
на неизвестная).
Общий объем кислорода и азота в дутье составит:
0
(Оz)д = Оzд · 22,4/32 = 0,7000zд; (Nz)д= S · 22,4/28,02 = 0,799 S.
Объемы кислорода в техническом кислороде и воздухе (содержа­
ние кислорода в воздухе
21 %
объемн.) равны
0
(Оz) т.к = 0,0 1(0z)т.кj; (Oz) 83 = 0,21i.
0
Объемы азота в техническом кислороде и воздухе составят:
(Nz) т.к= {1-0,0l(Oz)т.к}j; (Nz)83=0,79i.
0
Система nромежуточных уравнений имеет вид
0,01(0z)т.кj + 0,21i = 0,70zд; {1- O,Ol(Oz)т.кj + 0,79i = 0,799S.
Решив эту систему относительно j и
i,
получим
j = (0, 799S- 2,63 30zд)/[ 1 - 4, 762· 0,01 (Оz)т.к];
i = {3,3330zд[1- 0,01(0z)т.к]- 3,81(0z)т.к·О,О1S}/[1- 4,762(0zh.к·O,Ol].
Ранее
было найдено
потребное количество кислорода дутья:
Оzд = 26,0538.
Приняв (Оz)т.к =
j
=Vт.к=
97 %,
получим
18,955-0,2208S; i=V83= 1,0212S-0,7198.
С техническим кислородом и воздухом, соответсrnенно, вносится тепла:
Qт.к = Ст.к · tт.к·Vт. к;
Q83 = С83 · t83 ·V 83·
Для дальнейших расчетов nримем следующие значения величин:
23
tт.к=50°С;
Ст.к=1,310;
tвз=30°С;
С 8 з=1,297.
ЭJПаЛьпии mтейна и шлака составляют:
iшт=960(приt= 1200°С);
tг=
1250; Cso 2 = 2,284;
Снzо=
iшл= 1460(приt= 1250°С);
Coz = 1,506; CN2 = 1,418;
1,787; Ссо 2 =2,289; Ср.ш= 1,071; tрш=20°С.
После подстановки принятых численных значений получим
Qт.к
= 1,310 ·50· j = 65,5(18,955- 0,2208S) = 1242- 14,46S.
Q 83 = 1,297 · 30(1,02128- 0,7198) = 39,735S- 28.
Учитывая, что объем азота в газах плавки равен объему азота в
дутье, найдем количество тепла, уносимое технологическими газами (за
искточением паров воды):
0
Qг = [(SOz)г · Csoz + (Оz)г + (Nz)г· CNz] tr =
= 0,35SOz · Csoz + 0,70zr · Coz + Nzr · CNZ) tr.
0
Так как
N{ = (Nz)т.к + (Nz)вз = [1- 0,01(0zh.к] j + 0,79· i =
= (1- 0,01 · 97) j + 0,79· i = (0,03 ·18,955- 0,2208S) +
+ 0,79(1,02128- 0,7198) =0,8001S,
после подстановки численных значений получим:
Qг
= (0,35 · 37,1398 ·2,284 + 0,7 · 1,3027 · 1,506 + 0,80018)1,418 =
=
38828 + 1418,2S.
Теплота, затрачиваемая на нагрев и испарение внешней влаги
фmоса и рудной части шихты и нагрев воды, определяется по формуле
QНlo = Нz0г[2674 + 1,246 · 1,787(tг 100)] =
= 7,63[2674 + 1,246. 1,787(1250- 100)] = 39940
(здесь
2674- теплота на нагрев 1 кг воды от О до 100 °С и испарение вла­
ги при этой температуре, кДж/кг; Сн 2 о - средняя теплоемкость паров во­
ды от 100 ос до tr, Сн2о = 1,246 кДж/f.? 0 С).
Потери тепла во внешнюю среду принимаются как доля <р = 15 %
от общего прихода тепла:
Qпот= O,Ol<p Qпр·
Приход тепла при плавке
Qпр =
Qp + Qт.к + Qвз + Qрш·
24
Так как
Qр.ш
= Ср.ш · II1p ш tp ш = 1,071·100· 20 = 2142 кДж,
то
Qпр =
224040 + (1242 -14,46S) + (39,735S- 28) + 2142 =
= 227396 + 25,275S,
а
Qпот=
34109 + 3,791S.
Расход теiШа определяется по уравнению
Qpacx = Qшr + Qшл + QI:ho + Qг + Qпот,
rде Qшr= iшт·111шт= 960· 41,5441 = 39881; Qшл= iшл · Шшл= 1460 · 61,1.
Тогда
Qpacx = 39881 + 89255 + 39940 + 35079 -1: 1442S +
+ 34109 + 3,791S = 1445,8S + 238264;
227396 + 25,275S = 238264 + 1445,8S; S = -7,65.
Таким образом, полученные результаты расчета (отрицательные
значения S
N2д) свидетельствуют о том, что при припятом составе
=
шихты проведение IШавки в автогенном режиме невозможно даже при
использовании чисто кислородного дутья.
Ниже приведен расчет теплового баланса плавки при обогащении
дутья кислородом до
объемн.
65 %
Пmребное расчетное количееmо кислорода составляет О/= 26,0538 кr,
или
3
3
18,22 им (1,43кr/нм -плотность кислорода). При обогаз
щении дутья до 65% Oz его объем составит 18,22/0,65 = 28,03 им .
3
Количество азота в дутье 28,03/0,35 = 9,81 им . Масса азота в воздушно-кислородном дутье S = 9,81· 28/22,4 = 12,263 кr.
26,053/1,43
=
Тогда
Vт.к= j
Vвз =
= 18,955- 0,2208S = 16,247;
i = 1,0212S- 0,7198 = 11,803.
Исходя из полученных данных, найдем количество теiШоты, вно­
симой техническим кислородом и воздухом дутья:
Qт.к = Стк· tвз· Vвз
Qвз = Свз· t8 з· V вз
= 1,310 50 ·16,247 = 1064;
= 1,297 · 30 · 11,805 = 459.
Рассчитаем приход тепла:
Qпр=
Qp.+ Qт.к+ Qвз+ Qр.ш= 224040 + 1064 + 459 + 2142 "'-' 227705.
25
Потери теiШа с газами
Qг=
1442S + 35079 = 56216 кДж.
Неучтенные потери
Qпот=
0,15· 227705 = 34156 кДж.
Тогда расход теnла
Qpacx = Qшт + Qшл + Qн20 + Qг + Qпот =
39881 + 89255 + 39940 + 52762 + + 34156 = 255681 кДж.
Недостаток теiШа в 27976 кДж компенсируем сжиганием тоiUIИВа.
Природный газ имеет следующий состав, %:
=
Cf4- 98,8;
со2- о,8;
N2- о,4.
Тогда
При горении Х м
Для горения
3
газа получим
со 2 - О,996Х м3 или 1,956Х кг;
3
N2 - 0,004Х м или 0,005Х кг;
3
Н2О- 1,976Х м или 1,588Х кг.
газа по реакции Cl4 + 202 = СО2 + 2Н20
кислорода 1,976Х м
3
.
фициенте избытка а=
При содержании в дутье
65
требуется
%кислорода и коэф-
1,05 потребуется дутья:
1,976Х
· 1,05/0,65 =
3,192Х м
3
В нем кислорода- 2,075Х м (2964Х кг), азота-
3
.
3
1, 117Х м (1 ,396
кг).
Тогда количество теплоты отходящих газов, Образовавшихея в ре­
зультате горения тоnлива,
Qг=
(2,289 · 0,996Х + 1,418 ·
Тепло дутья (при tд =
1,117Х +
1,787 · 1,976Х + 1,506 · 0,099Х)1250 ==
= 9430Х кДж.
30 °С)
Qд == Сд · tд ·Уд=
1,297 · 3,192Х · 30 =
124,4Х,
а приход теnла с учетом теiШа от горения топлива будет равен
Qпр = Qнр Х + Qд.
Приняв, что теnло от горения топлива расходуется на компенса­
цию потерь тепла с отходящими газами и рассчитанного недостатка теп­
ла
(19685
кДж), составляем балансовое уравнение:
QнрХ + Qд == Qг + 27976.
26
После подстановки численных значений получим
33750Х
Отсюда Х
+
124,4Х = 9430Х
+ 27976.
= 1,14.
Количество дуrья составит
3
3,192·1,14=3,64м,
в нем содержится кислорода-
2,37
м
3
(3,39
кг), азота-
3
1,27 м (1,159
кг).
KoJIWiecтвo свободного кислорода в отходящих газах от горения тоnлива
(0,17 кг). Тепло дуrья 142 кДж. (Фuзическое тепло тоnлива не
учитывалось).
В табл . 1.12 приведен состав технологических газов и газов от го­
0,12
м
3
рения топлива.
На основании проведеиных расчетов составлеи материальный ба­
ланс плавки без учета горения топлива (табл.
1.13).
Таблица
состав
отходящих
Соединения
Масса, кг
Объем, м
37,14
13,0
10,21
0,8
11,92
so2
N2
02
13,38
1,57
8,9
1,42
Итого
62,41
со2
Н2О
1.12
rазов
3
1,03
36,96
Таблица
1.13
материальный баланс плавки в печи ванюкова
Ком-
Получено кг
Поступило, кг
Шихта
Флюс
дУТ-ье
Всего
Штейн
Шлак
Газы
Всего
-
-
0,092
0,306
28,33
0,654
8,143
18,34
-
Н2О
6,383
2,071
20,704
36,494
29,717
29,364
18,34
7,63
12,263
1,979
20,398
8,163
10,035
0,344
Si(h
2,071
20,704
36,207
29,717
3,228
3,675
2,071
20,704
36,493
29,277
28,341
18,34
7,63
12,263
5,941
162,56
понент
Ni
Си
Fe
s
о
-
N2
Прочие
Итого
4,404
106,389
0,287
-
-
-
18,588
19,854
0,082 26,054
14,666
7,63
1,247
12,263
12,263
5,318
1,537
о 623
5,941
17,819 38,317 162,525 41,544 61,183 658,335
-
П р и м е ч а н и е. Баланс дан без учета горения топлива.
27
Модель технологического процесса плавки на штейн в печах Ва­
нюкова, использованная в рассмотренном примере, без принципиальных
изменений применима и для расчета других разновидностей автогенной
плавки. Некоторые дополнения, которые приходится вносить в модель,
обусловлены
особенностями технологического процесса плавки. Так,
при расчете взвешенной (ВП) или кислородно-факельной (КФП) плавки
пылевынос, достигающий
8-10%
от веса шихты, необходимо учитывать
в материальном балансе плавки, включая в него пыль, безвозвратно те­
ряемую с газами, и оборотную пыль.
Г
n
а
в
а
2
КОНВЕРТИРОВАНИЕ
ШТЕЙНОВ
В процессе конвертирования в основном персрабатывают медные,
медно-никелевые и никелевые штейны. Иногда на переработку ПОС1)'Па­
ют так называемые полиметаллические медные штейны с большим со­
держанием свинца и цинка. В медно-никелевых и никелевых штейнах
присуrствует кобальт.
Главными составляющимиштейновявляются сульфиды:
NiзS2,
ZnS, PbS, CoS
же содержатся оксиды железа
левых
-
FeS, Cu2S,
и др. В медных и полиметаллических штейнах так­
FeO
и FезО4, а в никелевых и медно-нике­
свободные железо и никель
лической фазы может достигать
- ферроникель. Содержание метал­
40-50 %. В медных штейнах, получае­
мых при шахтной плавке свинцового агломерата, может содержаться ме­
таллический свинец.
2.1.
ОПИСАНИЕ ПРОЦЕССА
КОНВЕРТИРОВАНИЯ
Конвертирование состоит в продувке воздуха через расплавлен­
ный штейн. В процессе продувки прежде всего окисляется железо, а об­
разующиеся оксиды ошлаковываются кремнистым флюсом:
2Fe + О2 = 2Fe0
28
(2.1)
ЗFе
+ 20z =
FезО4
(2.2)
FeS + 1,50z = FeO + SOz
(2.3)
+ 502 = FезО4 + ЗSOz
2Fe0 + SiOz = 2FeO·SiOz
(2.4)
ЗFeS
(2.5)
При продувке никелевых и медно-никелевых штейнов вначале
окисляется металлическое железо, а реакции
(2.3), (2.4)
получают разви­
тие тогда, когда содержание железа ферроникеля значительно снизится.
Соотношение между образующимиен оксидами железа зависит от
ряда факторов: от их содержания в исходном штейне, текущего состава
сульфидного расплава в конвертере, содержания кремнекислоты в ППiаке,
температуры и др.
Процесс конвертирования медных и полиметаллических штейнов
ведется в два периода. После окисления и ошлакования железа в первом
периоде в конвертере остается сульфид меди
CuzS,
иногда содержащий
сульфиды других цветных металлов, чаще всего никеля, свинца, цинка.
ТеХJШЧеское название сульфидного продукта первого
конвертирования
-
периода
бельiй матт.
Продувка белого матта воздухом приводит к окислению сульфида
меди:
(2.6)
Оксид меди взаимодействует с сульфидом меди, образуя металли­
ческую медь, которая является конечным продуктом конвертирования:
2Cuz0 + CuzS = 6Cu + SOz
(2.7)
Полученная в результате конвертирования медь содержит примеси
и называется черновой.
При конвертировании медных штейнов с небольшим содержанием
примесей во втором периоде ППiак не образуется.
При продувке полиметаллических штейнов чистый белый матт
получить невозможно. Поэтому первый период проводят с недодувом,
получая белый матт с заметным содержанием цинка, свинца и железа. Во
втором периоде конвертирования эти примеси окисляются, при этом об­
разуется некоторое количество шлака.
При конвертировании медных никельсодержащих штейнов стре­
мятся оставить большую часть никеля в белом матте. Для этого в первом
периоде недоокисляют железо и удаляют его и большую часть никеля из
меди во втором периоде, получая так называемые свернутые никелевые
ППiаки
Черновая медь обычно содержит
29
98,5-99 %меди.
Конвертирование никелевых и медно-никелевых штейнов по ха­
рактеру nротекающих nроцессов фактически аналогично первому перио­
ду конвертирования медных штейнов и завершается получением, соот­
ветственно, никелевого и медно-никелевого файнштейна. Никелевый
файнштейн состоит в основном из сульфида никеля
никелевый
-
-
N1зS2, медно­
из сульфидов меди и никеля
- Cu2S и NiзS2. Содержание
76-79,5%, в медно-никелевом файн­
меди никеля составляет 73-75%, а их
никеля в никелевом файнштейне
штейне суммарное содержание
соотношение
в
файнштейне
оnределяется
соотношением
в
исход­
ном штейне. В файнштейнах содержатся железо и кобальт: в никеле­
вом - 0,2--0,5 % кобальта, 0,2-0,25 % железа; в медно-никелевом 0,6-1,2 % кобальта, 2-3,5 % железа. В никелевом файнштейне может
содержаться до 1,5-2,5 % меди, а также всегда nрисутствует феррони­
кель, степень металлизации может достигать 25--40 %. Возможно nри­
сутетвис металлической фазы и в медно-никелевом файнштейне, что за­
трудняет дальнейшую его переработку. Поэтому окончание nродувки ве­
дут так, чтобы в файнштейне осталось достаточно высокое содержание се­
ры
- 22,5-23,5 %. Кроме того, nри этом не допускают окисления всей
FeS, что позволяет сохранить большую часть кобальта в файн­
массы
штейне. При варке никелевого файнштейна, наnротив, nроцесс ведут до
максимально полного окисления железа, что дает возможность перевести
значительную часть кобальта в конвертерный шлак и таким образом от­
делить его от никеля, nри этом содержание серы в файнштейне снижает­
ся и возрастает металлизация файнштейна.
Вторым основным nродуктом конвертирования является конвер­
терный шлак. В конвертерном шлаке преобладают три компонента:
FезО4 и
FeO,
FeO входит в состав фаялита 2Fe0 Si02. В сред­
23-26 % Si02. Содержание магнетита в шлаках
может достигать 20-25 % и снижается nри повышенной температуре
nроцеса и увеличении содержания Si02 в шлаке. lllлаки с высоким со­
держанием Si02 (26-28 %) более тугоплавки, их получают nри конвер­
S102.
При этом
нем в шлаках содержится
тировании высокоэкзотермичных никелевых штейнов.
Содержание железа в шлаках составляет
держания
пределах
Si02 и
1-3 %.
40-50%
и зависит от со-
качества флюса, общее содержание серы находится в
В шлаках всегда содержатся растворенные сульфиды, в основном
FeS (2,5-7 %), растворимость которого возрастает со снижением содержания Si02 в шлаке. Цветные металлы в конвертерных шлаках представ­
лены механической взвесью сульфидов и растворенньiМи сульфидами и
оксидами. Потери металлов со шлаками зависят в той или иной форме от
состава шлака.
30
Конвертерные шлаки медного производства содержат
в шлаках конвертирования никелевыхштейновсодержится
0,2-0,5 %
1,2-3% Cu,
0,7-1,2% Ni,
Со, а в рядовых конвертерных шлаках, получаемых при кон­
вертировании медно-никелевых штейнов, содержание меди и никеля со­
ставляет в среднем
1,2-1 ,8 %,
кобальта-
0,2-0,5 %
Конвертерная пыль представлена как химическим (возгоны), так и
механическим уносом. Химический унос преобладает при переработке
полиметаллических
штейнов
и
представлен
летучими
соединениями
цинка, свинца, кадмия, мышьяка, селена и др. Механический унос фор­
мируется в результате пьшеобразования загружаемых в конвертер твер­
дых материалов
-
флюса, холодных, а также брызгообразования. Поэто­
му пыль по составу отличается и от исходных материалов, и от продук­
тов конвертирования. Величина пылеуноса находится в пределах
0,5-3 %
от массы перерабатываемого штейна.
Конвертерные газы обычно представлены следующими компонен-
тами:
S02,
SОз, О2,
N2,
Н2О. Содержание кислорода в газах зависит от
степени его использования в ванне. Обычно степень использования ки­
слорода дутья при продувке превьппает
95 %. Основное количество серы
газах находится в форме S02, лишь 3-5% серы штейна окисляется до SОз.
в
Содержание сернистых газов, выходящих из конвертера, зависит
от типа и состава штейна, содержания кислорода в дутье и стадии про­
дувки. При конвертировании металлизированных никелевых и медно­
никелевых штейнов при окислении металлического железа в начале про-
дувки в газах мало
дутьем содержание
S02. При окислении сернистого железа воздушнь1м
so2 достигает 13-15 %. в первом периоде конверти­
рования медных штейнов газы имеют примерно такой же состав, а во
втором периоде содержание
S02
в них возрастает до
19-20 %.
Во всех
случаях газы, выходящие из конвертера, существенно разбавляются под­
сасываемым воздухом.
Процесс конвертирования является автогенным процессом, проте­
кающим за счет тепла, выделяющегося по реакциям окисления
(2.1-2.4, 2.6).
Наиболее высокой экзотермичностью характеризуется реакция окисле­
ния металлического железа, поэтому конвертирование металлизирован­
НЬIХ никелевых и медно-никелевых штейнов идет при большем избытке
тепла.
Значительный
mбыток тепла
наблюдается
также
во
втором
периоде конвертирования медных штейнов, что обусловлено отсутст­
вием образования шлака и потерь с ним тепла. Таким образом, при
конвертировании штейнов в большинстве случаев наблюдается избы­
ток тепла.
31
Для ликвидации избытка теШiа во избежание переrрева расruшва и
футеровки предусматривается загрузка в конвертер холодных материа­
лов. В качестве холодных материалов обычно используют вьшомки из
желобов, ковшей, застывший штейн, пшак, пыль из конвертерных газо­
ходов, оборотные продукты.
При конвертировании медных штейнов
оборотными продуктами являются пшаки печей огневого рафинирова­
ния, анодный скрап, медный лом и др. Для медно-никелевых конверте­
ров оборотами служат пшаки восстановительной электроШiавки оксида
никеля и свернутый никелевый пшак конвертирования медных никельсо­
держащих штейнов.
Иногда
в
качестве
холодных
используют
рудные
материальi.
Большинство холодных материалов требуют теШiовых затрат на рас­
Шiавление, т.е. являются эндотермичными. Экзотермичными материала­
ми служат некоторые металлические материалы на основе железа, а гак­
же материальi, содержащие сульфиды. При их использоваюш количество
теШiа, выделяющегося при окислении компонентов, иревосходит тешю,
уносимое образующимися продуктами. Фактически подобные материальi
не являются холодными. Их перерабатывают в основном при конверти­
ровании никелевых и медно-никелевых пrrейнов для извлечеР.ия содер­
жащихся в них цветных металлов.
При применении обогащенного кислородом дутья количество из­
быточного теШiа в конвертере возрастает, в результате появляется воз­
можность перерабатывать вместе со штейном рудные материалы, т.е.
частично превратить конвертер в Шiавильньiй агрегат, однако при этом
резко увеличивается износ футеровки фурменного пояса и соь:ращается
межремонтный период работы конвертера.
2.2.
МОДЕЛЬ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА
КОНВЕРТИРОВАНИЯ ШТЕЙНОВ
Расчет процесса конвертирования штейнов (модель технологии)
может быть проведен без расчета конкретных реакций конвертирования.
На основе данных о составе исходного штейна, холодных мате­
риалов, флюсов, условий проведения процесса можно принять содержа-
ние главного компонента конвертерного пшака (Si02)к ш· Поскольку от
содержания (Si02)к ш зависит содержание в пшаке магнетита и серы, за­
дается содержание (Fез04)к ш и (S)к ш·
32
Для учета распределения цветных металлов по продуктам конвер­
тирования можно принять либо их среднее содержание в шлаке, либо их
извлечение в продукты. Более надежной величиной является первая. При
этом
содержание основных цветных металлов
-
меди и никеля может
быть взято как функция их содержания в штейне, однако при этом ино­
гда требуется учитывать и другие факторы. Так, при переработке медно­
никелевых и никелевьпс штейнов содержание никеля в шлаке зависит от
металлизации штейна, а на содержание меди в шлаке влияет (Si02)к ш·
Для оnисания распределения сопутствующих металлов (кобальта,
свинца, цинка и др.) приходится принимать либо их содержание в шлаке,
используя практические данные, либо
-
их извлечение в продукты.
Для расчета распределения цветньпс металлов по продуктам кон­
вертирования необходимо также знать форму нахождения этих металлов
в шлаке. Зная содержание или извлечение и форму нахождения, можно
определить количество соединений цветных металлов в шлаке. По со­
держаншо серы в шлаке определяется количество сернистого железа. По
количеству Si02 к ш и составу флюса находят массы компонентов флюса,
переходящие в шлак.
При расчете конвертирования медньпс штейнов два периода рас­
считываются раздельно: в первом периоде ведется расчет белого матта и
конвертерного шлака, во втором периоде конвертирования чисто медньпс
штейнов, являютимея бесшлаковым процессом, определяются масса
черновой меди и ее состав.
При расчете первого периода в составе белого матта принимается
содержание серы, железа и прочих. По разности между приходом меди
со штейном и содержанием меди в шлаке находят количество меди в белом матте- Сщ) м· При полиметаллических и медных никельсодержащих
штейнах используют показатель извлечения цветных металлов и опреде­
ляют их количество в белом матте.
При расчете второго периода в черновой меди задают содержание
серы, кислорода, железа и прочих. Учитывая, что количество меди в
черновой меди то же, что и в белом матте (при бесшлаковом процессе),
находят массу черновой меди.
При расчете образовавшегося во втором периоде шлака на основе
данньпс практики берут в нем или содержание отдельных компонентов,
или их извлечение.
При расчете конвертирования никельсодержащих медных штей­
нов целесообразно учитывать распределение таких металлов, как никель
и кобальт, принимая их извлечение в черновую медь.
При
расчете
конвертирования
никелевьпс
и
медно-никелевьпс
штейнов готовым продуктом является файнштейн (при варке файнштей-
33
на в отдельном конвертере готовым продуктом в головном конвертере
можно считать обогащенную массу). Независимо от вида готового про­
дукта, модель расчета не отличается от приведеиной выше для первого
периода конвертирования медных штейнов.
При
расчете
конвертирования
никелевых
и
медно-никелевых
штейнов должны быть приняты содержания серы и железа в файнштей­
не, а также соотношение меди и никеля в металлической фазе медно­
никелевого файнштейна и содержание прочих.
При переработке в конвертере холодных материалов их масса \!О­
жет быть или задана, или определена расчетным путем. Необходимое ко­
личество холодных может быть определено в результате теплового рас­
чета. При этом приходится проводить независимый расчет переработки
холодных материалов, т.е. рассматривать холодные материалы как само­
стоятельное сырье,
из которого получаются те же продукты, что и при
переработке штейна. Такой подход оправдан, если состав холодных по
содержанию основных компонентов близок к штейну. В противном слу­
чае нужно принимать иной состав продуктов конвертирования холодных
материалов.
Таким образом, в результате получаются два самостоятельных
расчета технологии- для штейна и для холодных материалов.
При переработке штейна в конвертере наблюдается избыток теп­
ла, а при переработке холодных, как правило,
-
недостаток. Отношение
недостатка тепла к избытку дает величину соотношения масс холодных
материалов и штейна, обеспечивающего нормальный тепловой режим
конвертирования. На основании этих расчетов находят состав продуктов
обоих процессов, взятых в указанном соотношении.
Пьmеунос из конвертера состоит из механического уноса исход­
ных твердых материалов и капель расплавленных продуктов. Унесенные
капли шлака идентичны по составу шлаковому расплаву, а состав суль­
фидных капель по ходу процесса изменяется, так как меняется состав
сульфидной массы в конвертере. Учитывая определенные трудности в
установлении состава и количества уноса сульфидного расплава и при­
ближенность расчетов, целесообразно унесенную массу представлять в
виде смеси исходного штейна и готового продукта, а для учета состава
смеси можно принять некоторые доли унесенных отдельно штейна и от­
дельно продукта.
Механический унос целесообразно рассчитывать после расчета
основных продуктов процесса. Методика расчета состоит в следующем.
Обозначается как неизвестное доля уноса в пыль одного из составляю­
щих (обычно уносимого в наибольшей степени), а доля уноса остальных
составляющих берется от этого неизвестного. Сумма количеств всех
34
уносимых компонентов дает общее количество пьmи, предстанленное как
неизвестное. Общая величина пьmеуноса, припятая по данным практи­
ки, приравнивается к полученной сумме. Отсюда определяется весь ко­
личественный состав пьmи.
Окончательный материальный баланс процесса составляется с
учетом пылеуноса.
Ниже рассматривается расчет двух процессов конвертирования
штейнов: медно-никелевого штейна на файнштейн и медного никельсо­
держащего штейна на черновую медь.
При расчете конвертирования медно-никелевого штейна опреде­
лена величина пьmеуноса. Тепловой баланс и переработка холодных ма­
териалов в этом случае не рассматривались.
В примере выполнены два независимых расчета конвертирова­
ния: медного никельсодержащего штейна и холодных материалов. Для
обоих процессов составлен тепловой баланс, который характеризуется
избытком тепла для процесса переработки штейна и недостатком тепла
для переработки холодных материалов. В результате сопоставления не­
достатка и избытка тепла найдено соотношение масс холодных материа­
лов и штейна, обеспечивающее нормальный тепловой режим конверти­
рования. После нахождения этого соотношения определен фактический
состав продуктов конвертирования, составлен материальный баланс пер­
вого периода.
При расчете конвертирования медных штейнов с целью снижения
потерь никеля с конвертерным шлаком первого периода в белом штейне
оставлена часть железа, что позволяет во втором периоде конвертирова­
ния получить небольтое количество богатого никелем шлака (так назы­
ваемый свернутый никелевый шлак).
Здесь приведен технологический
и тепловой расчет второго периода конвертирования, составлены его ма­
териальный и тепловой балансы.
В результате произведенных расчетов составлены общие матери­
альный и тепловой балансы конвертирования.
2.3.
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАСЧЕТ
КОНВЕРТИРОВАНИЯ
МЕДНО-НИКЕЛЕВОГО ШТЕЙНА
Ниже приведены данные для расчета в общем виде:
Состав штейна,
%:
(Ni)шт, (Сu)шт, (Со)шт, (Fе)шт, (S)шт·
Состав файнштейна,
%: (S)фш, (Fе)фш, (П)фш·
35
Состав конвертерного шлака,
%: (Ni)к.ш, (Сu)к.ш. (S)к ш, (Si02)к.ш,
Cu2S, никель -
(Fез04)к.ш· В конвертерном шлаке медь находится в форме
NIO
и NiзS2, кобальт- СоО.
Пр иннмаем (Ni)к.ш ок; (Ni)к ш = n, извлечение кобальта в файн­
штейн- 11с 0 , Сuмет: Niмет = к в металлизированной фазе файнштейна.
вещественный состав штейна и флюса
Компоненты штейна: NiзS2,
FезО4, прочие.
Cu2S, CoS, FeS,
Все цветные металль1 штейна присутствуют в форме сульфидов,
по оставшейся сере рассчитываем
остающееся железо приин­
FeS,
маем в форме магнетита. Вещественный состав штейна представлен
в табл.
2.1.
Таблица
% мае.
вещественный состав штейна,
Всего
Соединение
Цветные
металлы
2.1
Fe
Остальное
NiзS2
1,3641{Ni)пп
(Ni)nrr
-
0,3641(Ni)пп
Cu2S
CoS
1,2523(Сu)пп
(Сu)пп
-
0,2523(Cu)nп
1,544(Со)пп
(Со)шт
-
0,544(Со)шт
2,742(А)шт
-
1,742(А)11П
(A)IJП
1,382(Fе)шт-
-
FeS
Fез04
Прочие
Итого
0,382(Fе)шт-
(Fe)uп-
-2,4074(А)шт
-1 ,742(А)11П
100-L:
-
-
100
L:цм
(Fе)шт
-
0,6654(А)пп
(П)пп-
L
Lост
Пр и меч а н и е: Аnп= Sшт- 0,364{Ni)пп- 0,2523(Сu)шт- 0,544(Со)пп.
В состав фmоса входят минералы: кварц, каолиюп- Al20з·2Si~·2H20,
силикат кальция
- CaO·Si02,
гидрогетит
-
Fe20з·l,5H20. Содержание
каолинита определялось по (Аl20з)ф, силиката кальция
кварца
-
по разности между общим содержанием
SI02
ликате кальция, Гидрогетита- по (Fе)ф.
Вещественный состав флюса сведен в табл.
36
2.2.
-
по (СаО)ф,
во флюсе и в си­
Таблица
вещественный состав флюса,
Всего
Соединение
2.2
% мае.
Н2О
Остальное
-
-
Si02
(В)ф
Si02 и Fe
-
Аl2Оз 2Si~ 2Н2О
2,532(А1 2 0з)ф
1, 1785(А!20з)ф
0,3535(А! 2 0з)ф
(Аl2Оз)ф
1,6717(Fе)ф
(Fе)ф
0,242(Fе)ф
0,4297(Fе)ф
2,0713(СаО)ф
1,0713(Са0)ф
-
100-I
100
-
-
(Si02)Ф+ (Fе)Ф
IH20
Fе2Оз
l,SH20
CaOSi02
Прочие
Итого
Пр и меч а н и е. (В)ф = (S1О 2 )Ф-
(СаО)ф
100-I
100-I
1,1785(А1 2 0з)ф -1,0713(Са0) Ф·
вещественные составы файнштейна
и
конвертерного
шлака
Предварительные количества файнmтейна и конвертерного шлака
находим без учета пылеуноса.
Обозначим предварительные количество: файнштейна-
вертертерного шлака- У, флюсаРасчет ведем на
100
Х, кон­
Z.
кг штейна.
Рассчитываем количество компонекrов в файнштейне:
Niфш
Софш
= Niшт- (Ni)к.ш 0,01 У; Сllфш = Сuшт- (Сu)к.ш· 0,01 У;
= Сошт · 0,0111со; Fефш = (Fe) фш O,OlX; Sфш = (S) фш· 0,01Х;
Пфш = (П)фш
· O,OlX.
Определяем количество файнmтейна:
Х
= Niфш +
СUфш
+ СОфш + Fефш + Пшт+ Sфш·
Находим количество компонентов в конвертерном шлаке:
NiОк.ш= 1,2726n((Ni)к.ш · 0,01У;
NiзS2к.ш= 1,3641(1-n)(Ni)к.ш O,OlY;
Сu2Sк.ш = 1,2523(Сu)к.ш ·о,О1У;
Сок.ш = Сошт- СОфш = Сошт- Сошт 0,0111со;
СоОк.ш =
Серы в
S
1
=
F еSк.ш
1,2715 Сок.ш·
содержится:
(S)к.ш· 0,01У- 0,3641(1- n)(Ni)к.ш · 0,01У- 0,2523(Сu)к.ш ·O,OIY;
FеSк.ш =
1
2,7428 ; FeFeS
37
кш
1
= 1,742 S .
Железа в Fез04к.ш содержится
7236 (Fез04)к.ш · 0,01 У;
Fек.ш = Feшr
+
(Fе)ф · 0,012- (Fе)фш · 0,01Х.
Определяем количество
Fe
в
FeO
конвертерного шлака:
1
1
Fe к.ш = Fек.ш - 1,742S - 0,7236(Fез04)к ш 0,01 У.
Количество
1
FeO составит FеОк.ш = 1,2865Fe к.ш-
В шлаке также содержатся
Si02,
Аl2Оз, СаО и прочие в следую-
щем количестве:
Si02 к.ш = Si02x + (Si02)ф. 0,0 lZ;
Аl2Озк.ш
=
(Аl2Оз)ф. O,OlZ;
СаОк.ш = (СаО)ф · 0,012;
Пк.ш= Пшт+ Пф·0,012- (П)фш ·O,OIX.
Определяем количество конвертерного шлака:
У= NiOк.m + NiзS2к.ш + Сu2Sк.ш + СоОк.ш + FеSк.ш + (Fез04)к.ш +
+ FеОк.ш + Si02 к.ш + Аl2Оз кш+ СаОк.ш + Пк.ш·
Количество кварцевого флюса составит
2 = (Si02)к.ш · Y/(Si02)ф.
Для нахождения вещественного состава файнштейна введем про­
межуточное неизвестное-
j
(количество никеля в файнштейне в метал­
лической форме). Тогда получим
Сuметфш = кNiметфш = кj;
с~ в c~2St~ ........ с~Фш- ~j;
N1 в NчS2
......... Nlфш- J;
S
S
S
в NiзS2 фш .......... 0,3641(Niфш- j);
в Сu2Sфш
в СоSфш
.......... 0,2523(СUфш- кj);
........ 0,544СОфш;
S в FеSфш .......... 0,574Fефш;
S
в NiзS2 фш и Сu2Sфш ........ Sфш - 0,544Софш
-
0,574Fефш·
Используя эти данные, составляем уравнение:
0,3641(Niфш- j) + (0,2523(СUфш- кj) = Sфш- 0,544СОфш- 0,574Fефш.
После нахождения
j получаем количественный вещественный со­
став файнштейна.
38
Расчет дутья
и
газов
Данный расчет выполнен с учетом общего баланса кислорода и
серы.
Принимаем: степень использования кnслорода дутья-
11,%;
доля
серы в газах в форме SОз от общего количества серы в газах- Ь, доли ед.;
внешняя влажность флюса- Wф,
%.
Определяем количество кислорода в исходных материалах (штей­
не, холодных материалах и флюсе):
Опр= [0,382(Fе)шт-0,6654(А)]
=
0,382(Fе)шт-0,6654(А)
+ 0,4297(Fе)ф=
+ 0,4297 (Fе)ф.
Находим количество кислорода в шлаке:
Орасх = 0,2726nNiк.ш + 0,2715СОк.ш + 02865Fe к.ш + 0,2764FезО/.ш.
1
Требуется кислорода на окисление компонентов жидких продуктов:
О2
1
= Орасх- Оnрих·
Определяем количество серы:
в исходньrх материалах Sприх = Sшт;
в жидких продуктах
в газах
Sr =
Sприх-
Spacx =
Spacx,
Sфш
+ Sк.ш;
г
в том числе серы в форме SОз
..... Ь · Sr; SОз = 2,497ЬSг;
серы в форме SO{ = (1- Ь)'Sг; SO{ = 1,998(1- b)Sr.
На окисление серы газов требуется следующее количество кислорода:
1
О2 = 1,49Th · Sr + 0,998(1 - Ь )Sr.
Теоретически необходимо кислорода дутья:
02 Д. Т= О2 1 + О2 1 •
Практически необходимое количество кислорода:
о/.п =о/· т; 0,0111·
Определяем массу необходимого количества дутья:
mд= О2д.п '100/23,2 = 4,3102д.п
(здесь
23,2- содержание
кислорода в воздухе,% мае.).
Масса азота в дутье составит:
N/= 4,31'
О2д.п · 0,768
= 3,3102д.п.
Объемы кислорода и азота в дутье равны:
39
0
(02)д = 0,702д.п (N2)д = 0,799N2д·
0
Общий объем дутья
Удо= (02)до + (N2)до·
Массы компонентов в отходящих
02r = О/п- О2дт;
газах равны:
H20r= 0,3535А120зФ + 0,242Fеф + WФ ·o,OlZ.
Объемы компонентов в газах составят
(О{)= 0,6970{; (S02{"" 0,35SO{; (SОз)г = 0,28SO{;
0
0
(H20)r= 1,246Н20г; (N2)r = (N2)д .
количественный состав пыли
При расчете
рассматривается
механический унос
пьши,
когда
компоненты пыли по своему химическому составу не отличаются от ис­
ходных и конечных продуктов конвертирования.
В механический унос уходит пекоторая доля от флюса, штейна,
файнmтейна и конвертерного шлака. Учет изменения состава штейна в
процессе продувки,
а значит, и изменения состава пыли чрезмерно ус­
ложняет расчет, поэтому принято, что унесенная масса сульфидного
продукта представляет собой смесь исходного штейна и файнmтейна.
Для решения задачи определения количественного состава пьши
берем величины пылеуноса каждого из исходных и конечных продуктов
конвертирования как долю от исходного их количества. При этом как
неизвестное задается доля уноса в пыль флюса от его общей массы
-
Доля уноса остальных составляющих взята от этого неизвестного: а
доля общей массы пыли от массы перерабатываемого штейна; а
уноса в пыль штейна по отношению к доли уноса флюса;
в пыль файнштейна; о
f3 -
-
и.
-
доля
доля уноса
- доля уноса в пыль конвертерного шлака.
Поскольку в пыль перейдут все компоненты флюса за выче-
том влаги, то общая масса комnонентов флюса в пьши m'п.ф = m'ф·u,
где m'Ф= Z- Н2О Ф·
Масса, переходятего в пыль штейна mп.шт = а
Масса файнштейна, переходящего в
u Шшт·
пыль mп.ф ш = Xf)u.
Масса переходящего в пыль конвертерного шлака mп.к.ш =
Найдем общую массу пьши:
Шп = Шшт а= m'ф·U
+ атшт· и+ Х(3и + You.
По этому уравнению находИМ
u.
40
You.
Масса отдельных компопешов в пьши определяется с учетом их
массовой доли в каждом из исходных и конечiiЬIХ продуктов, например :
Si02" Ф = Si02Ф. и или Ni3S2 п.ш = Ni3S2 urr · и и т.д.
Суммируя одинаковые комnоненты составляющих пыли уноса
(флюса, штейна и др.), получаем обЩИЙ количественный состав nыли,
например ,
. S2п -_ N'13 S2п.ш + N 13
' S 2п.х + N 13
' S2п.фш + N'13 S2п.к. ш ·
N 13
Si02"= Si02n.ф + Si02".
Для нахождения окончательного количественного состава мате­
риалов и продуктов конвертирования
к массе каждого компонента ис­
ходных продуктов прибавляем массу одною.~енного компонеша из его
пыли, а из массы компонентов файнштейна I!Ычитаем массы соответст­
вующих комлонешов пыли, т.е.
о
щ
= m,
urr
п . шт
+mN;
Например:
' S 2urr -;-. N 13
' S 2п.шт,
. S2о . шт -_ N 13
N 13
.
S
о.фш_N . S фш N ' S п.фш
N 13 2
- 13 2 + 13 2
о
После чего составляем таблицы количественного окончательного
состава исходных и конечных продуктов коНБертирования и таблицу ма­
териального баланса процесса.
nример численного
расчета
Исходные данные к расчеrу процесса конвертирования богатого
медно-никелевого штейна автогенной плавки состава,
(Ni)шт= 34,9;
(Fе)шт=
20,3;
фmос: (Si02)ф =
(СаО)ф=
%:
(Cи)urr= 15,1 ; (СО)шт= 0,6;
(S)шт=
25,9;
72,0; (Аl2О3)ф = 9,4;
5,04; (Fе)ф= 5,3.
Подсчитанный вещественный состав П1Тейна приведен в табл.
2.3.
При нахождении количественных сосrавов файнштейна, конвер­
терного шлака и количества флюса примем следующие nромежуточные
данные,% :
(S)фш=22,6; (Fе)фш = 2 , 67; (П)фш=0,6; (Ni)кш = 1,63 ;
(Си)к.ш = 0,88; (S)к.ш = 3,09; (Si02)к.ш = 23,5;
(Fе3О4)к.ш = 18,5;
11 = 65,0; n = 0,35; к= 0,4.
41
Таблица
2.3
вещественный состав штейна
Соеди11ення
NiзSz
CuzS
CoS
FeS
FезО4
Прочие
Всего
Цветные металлы
Fe
Остальное
47,61
18,91
0,93
24,82
6,27
34,9
15,1
0,6
-
-
12,71
3,81
0,33
9,05
1,73
15,77
4,535
-
1,46
100
Итого
-
-
-
50,6
20,3
1,46
29,1
В составлеmrые ранее балансовые уравнения для определения ко­
личества файшnтейна, конвертерного пшака, флюса подставляем чис­
леmrые значения известных величин:
Х = Niшт- (Ni)к.ш
0,01 У+ (Сu)шт- (Сu)к ш 0,01 У+ Сошт 0,01rtco +
+ Fефш· 0,01Х + (S)фш O,OlX + (Щфш 0,01Х = 34,9- 1,63 0,01 У+
+ 15,1- 0,88· 0,02У +О, б 0,65 + 2,67" 0,01Х + 22,6· 0,01Х + 0,6· 0,01Х =
= 50,39- 0,0251У + 0,2587Х;
У== NiОк.ш + NiзS2 к.ш + CuzSк ш + СоОк.ш + FеSк.ш + FезО/.ш +
+ FеОк ш -t Si02 + Аl2Оз к.ш + СаОк.ш + Пк ш =
= 1,2726 · 0,35 ·1,63 · 0,01У + 1,3641 · 0,65 · 1,63 · 0,01 У+
+ 1,2523 · 0,88 · 0,01У + 1,2715 · 0,6 · 0,35 + 2,742 · 0,0248У +
+ 18,5 ·О,О1У + 1,2865(20,3 + 0,053Z- 0,0267Х-1,742 ·о,О248У­
- 0,7236 18,5 · 0,01 У)+ 12'0,4 · 0,01Z + 9,4 · 0,01Z + 5 · 0,01Z +
+ 1,46 + 1,42 · 0,01Z- 0,6 · 0,01Х = 39,37795 + 0,32017Z- 0,05707Х.
(SЮ2)к.ш · Y/(Si02)Ф = 23,5У172
Z=
= 0,3264У.
Решив совместно уравнения, получим
х=
66,63;
у=
39,7267;
z = 12,9668.
Рассчитываем количество металлизированной фазы в файшптей­
не. Принимаем к =
0,4.
Находимj:
=
0,3641(34,2525- j) + 0,2523(14,7504- 0,4j) =
15,0584- 0,544·0,39- 0,544·0,39- 0,574·1, 779.
Отсюда
j
=
5,0918.
Рассчиrанные по найденным значениям Х, У,
Z иj
вещественные соста­
вы флюса, файнштейна и конвертерного шлака приведеныв табл.
42
2.4-2.6.
Т а блиц а
вещественный состав фпюса
Соединения
Всего
Si02 и Fe
55,56
11,08
5,3
55,56
Si02
Аl2Оз
2Si0 2 ZH20
Fе2Оз l,SH 20
23,8
8,86
CaOSi02
10,36
1,42
100
Пр_очие
Итого
Остальное
Н2О
-
-
3,32
9,4
2,28
5
1,42
18,1
1,28
5,36
-
-
-
77,30
4,6
2.4
Т а блица
2.5
вещественный состав
и предваритепьное количество файнштейна
Всего
Соединения
NiзS 2
39,778
Ni
Cu 2s
Cu
CoS
FeS
5,092
15,921
2,037
0,602
2,800
0,3998
66,63
3,06
0,9
4,2
0,6
100
Прочие
Итого
s
N1иСо
%
59,7
7,64
23,9
кг
29,161
%
43,8
5,092
12,714
7,64
19,08
2,037
0,39
3,06
0,59
-
-
кг
Остальное
кг
%
-
-
3,208
4,81
-
-
-
-
-
0,212
1,021
0,32
1,53
-
10,617
%
15,9
-
кг
-
1,779 2,67
0,3998 0,6
49,3929 74,17 15,0584 22,56 2,1788 3,27
-
-
Т а блиц а
2.6
вещественный состав и предварительное количество
конвертерного
Сое-
Цветные
Всего
кг
NiO
NiзS 2
0,288
0,574
%
0,72
1,45
кг
0,227
0,421
%
0,57
1,06
0,350 0,88
Cu2S
0,438
1,1
Со О
0,267
2,701
7,349
0,67
6,8
18,5
0,21
0,53
-
-
-
15,662
9,336
39,42
23,5
-
1,219
0,648
39,727
3,04
-
FeS
Fез04
FeO
Si02
А120з
Са О
Итого
1,63
100
кг
%
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
1,207 3,04 19,229 48,4
43
кг
%
0,617 0,15
0,153 1,36
0,088 0,22
0,057 0,14
1,716 4,32 0,985 1,48
5,339 13,44 2,01 5,06
12,174 30,64 3,488 8,78
-
-
-
Остальное
SиО
Fe
металлы
динения
шлака
-
-
кг
%
-
-
-
9,336 23,5
1,219 3,04
0,648 1,63
6,843 17,2 12,45 31,3
-
В численном расчете дутья: и rазов принимаем ТJ
= 97
%,
Ь =
0,03,
WФ=6%.
В результате расчета получим
so{ = 0,7203; so{ =
18,6343; о{= 0,4123;
1
Н2О = 1,3745; mд = 59,2345; N2д== 45,487.
Объемы компонентов в дуrъе и газах составят:
0
[02)д = 9,5784; [N2]д = 36,3441; [02]r
0
0
[SOз]r
=
=
0
0,2872; [S02]r
0
0
0,2017; [H20]r = 1,7126; [N2]r
=
= 6,522;
36,3441.
При расчете пыли принимаем:
а=
0,02;
а=
0,6;
р
= 0,3; о= 0,8.
Получим, кг:
m'Ф= 12 3703· u =О 0161· m'n Ф= О 1993· ""- шт =О 9666·
'
'
'
'
'
'.&..&.I.J_j
'
тп фш = 0,322; П1п k ш = 0,512.
'
В пъши содержится, кг:
щ п.ф: Si02 = 0,1504; Аl2Оз = 0,0166;
Fе2Оз =
0,0158;
СаО =
0,104;
П=
0,003;
щп.шт: NiзS2 = 0,4602; Cu2S = 0,1828; CoS = 0,009;
FeS
=
0,24;
FзО4 =
0,0606; Пшт = 0,0141;
щп.фш: NiзS2 = 0,1922; Niмет= 0,0246; Cu2S = 0,007695;
Сuмет=
0,0098; FeS = 0,0135;
Пфш =
0,0019;
щ к.ш: NiзS 2 = 0,0074; NiO = 0,0037; Cu2S = 0,0056;
СоО =
0,0034; FeS == 0,0348;
FзО4 =
FeO = 0,2018; Si02 = 0,01203;
СаО =
0,0084;
Пк. ш=
0,0947;
Аl2Оз =
0,0157;
0,016.
Суммируя получеiШЬrе значения компонентов пъши, находим ко-­
личествеmrый состав пыли (табл.
2.7).
Состав и количество газов приведен в табл.
2.8.
В материальном балансе процесса конвертирования (табл.
2.9)
уч­
тен пьшеунос. В связи с пъшеуносом первоначальное количество штейна
измеJШЛось, в итоге материальньrй баланс оказался составленным не на
100 кг штейна,
а на
100,97 кг.
44
2.7
Таблиц а
количественный состав
Соения
кг
Ni 3 Sz
NtO
Niмет
Cu2S
Сuмет
CoS
Со О
FeS
Fе2Оз
Fез04
FeO
Si02
Аl2Оз
Са О
Прочие
Итого
Цветные
Всего
дине-
0,6598
0,0037
0,0246
0,2654
0,0098
0,0119
0,0034
0,2882
0,0158
0,1553
0,2018
0,2708
0,0353
0,0188
0,0349
2,0
%
33,0
0,18
1,23
13,3
0,49
0,59
0,17
14,4
0,79
7,76
10,1
13,5
1,76
0,94
0,17
100
кг
ОиS
Fe
металлы
0,4837
0,0029
0,0246
0,2119
0,0098
0,0077
0,0027
пыли
%
24,18
0,15
1,23
10,59
0,49
0,38
0,14
кг
%
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
Остальное
кг
%
0,1761 8,8
0,0008 0,04
0,0535 2,68
-
-
0,0042
0,0007
0,1830 9,15 0,1052
0,0111 0,55 0,0047
0,1124 5,62 0,0429
0,1569 7,85 0,0449
0,7433 37,16 0,4634 23,2 0,433
кг
%
-
-
-
-
-
-
-
0,21
0,03
5,26
0,24
2,14
2,25
0,2708
0,0353
0,0188
0,0349
21,7 0,3597
-
-
13,5
1,76
0,94
0,17
18,0
Т а блиц а
количество
кг
Н2О
Oz
N2
Итого
конвертерных
s
Всего
нения
SОз
состав
газов
Компоненты
Соеди-
so2
и
2.8
мз
Уо мае. %об.
кг
о
Уо мае.
кг
27,97 14,47 9,3265 14,0 9,3078
1,08 0,45 0,2884 0,4 0,4319
2,06
3,8
0,4121
0,62 0,64
68,27 80,62
100 9,6149 14,4 10,152
66,6282 45,068 100
] 8,6343
0,7203
1,3745
0,4121
45,487
6,522
0,202
1,713
0,287
36,344
45
Н2ОиN
%мае.
кг
%мае.
14,0
0,65
1,3745 2,06
0,62
45,487 68,27
15,2 46,861 70,3
Т а блица
2.9
материальный баланс nроцесса конвертирования
Компоненты
Ni
Cu
s
о
SiOz
Al2 Оз
СаО
Н2 0
N2
Про<JИе
2.4.
флю-
ду-
на
са
тья
35,235
15,246
0,608
20,499 0,698
26,158
1,75
0,3 13,742
9,487
1,238
- 0,659 1,376
45,48'1
1,474 0,187
100,97 13 945 59,22S
-
Со
Fe
Итого
Введено, кг
штей-
Получено, кг
файн-
всего
шлака
пыли
газов
всего
34,084 0,64
14,678 0,346
0,388 0,209
14,99 18,961
14,99 1,212
5,566
9,216
1,203
0,64
0,511
0,222
0,011
0,465
0,341
0,094
0,271
-
35,235
15,246
0,608
21,197
26,158
15,792
9,487
1,238
0,659
1,376
45,487
1,661
174,144
штейна
35,235
15,246
0,608
21,197
26,158
15,792
9,487
1,238
0,659
1,376
45,487
1,661
174,144
-
-
-
-
-
-
-
-
9,615
10,152
0,035
0,019
1,376
45,487
0,398 1,228 о 035
66,309 39,221 2,004
66,63
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАСЧЕТ
И ТЕПЛОВОЙ БАЛАНС
КОНВЕРТИРОВАНИЯ МЕДНОГО
НИКЕЛЬСОДЕРЖАЩЕГО ШТЕЙНА
Особенностью
процесса
конвертирования
никельсодержащих
медных штейнов является образование во втором периоде конвертирова­
ния гетерогенного (свернутого) ферритного никелевого шлака. Образо­
вание шлака и переход в него большей части никеля обусловлен тем, что
первый период конвертирования с целью снижения перехода никеля
в шлак заканчивают при содержании в сульфидной конвертерной массе
2-3 % Fe.
При продувке сульфидного расплава во втором периоде кон­
вертирования, осушествляемом без загрузки кварцевого флюса, проис­
ходит одновременное окисление железа и никеля с образованием не­
большого количества богатого никелевого шлака.
Расчет материального баланса выполнен на
вещественные составы штейна,
холодных материалов
и
100
кг штейна.
флюса,
конвертерного
шлака
Состав штейна,%: (Сu)шт, (Ni)шт, (Со)шт, (Fе)шт, (S)шт·
При расчете вещественного состава штейна все цветные металлы
принимаются в сульфидной форме, по оставшейся сере определяют со-
46
держание сернистого железа, оставшееся железо принимается в форме
магнетита. Результаты расчета сведены табл.
2.10-2.13.
Таблица
вещественный состав штейна,
на конвертирование,
2.10
поступающего
%мае.
Всего
Цветные металлы
Fe
Остальное
N1зS2
l ,364(Ni)шт
(Ni)шт
-
0,364l(NI)шт
Cu2S
CoS
FeS
l,252l(Cu)шт
(Сu)шт
-
0,2521(Сu)шт
1,544(Со)шт
(Со)шт
-
0,544(Со)шт
2,742(А)шт
-
1,742(А)шт
(А)шт
FезО4
1,382(Fе)шт-
-
(Fе)шт-
0,382(Fе)шт-
Соединения
- 2,4074(А)шт
Прочие
Итого
100
-
1,742(А)шт
-
0,6654(А)шт
-
-
(П)шт
Lцм
(Fе)шт
l:цм
Табли ца
вещественный состав штейна,
на
Соединения
Si0 2
Al 20 3 2Si0 2 2Н20
FezOз
l,SHzO
CaOSi02
Прочие
Итого
конвертирование,
2.11
поступающего
%мае.
Всего
Si02иFe
HzO
Остальное
(В)ф
-
-
-
2,532(А120з)ф
l, l785(Alz0з)ф
0,3535(А1 2 0з)ф
(АlzОз)ф
l,6717(Fe)ф
(Fе)ф
0,242(Fе)ф
0,4297(Fе)ф
1, 7848(Са0)ф
100-1:
0,7848(СаО)Ф
-
(СаО)Ф
-
-
ЗОО-L
100
(Si02}ф+(Fe[Ф
LHzO
100-1:
Поскольку по составу холодные материалы качественно отлича­
ются от штейна только присутствием в них
Si02,
то при конвертирова­
нии из них будут образовываться те же продукты, что и из штейна.
Поэтому следует отдельно рассчитывать технологию переработки штей­
на и холодных материалов, а их количество можно определить из сопос­
тавления тепловых балансов обоих процессов первого периода конвер­
тирования.
47
Т а б ли ца
2.12
вещественный состав холодных материалов
Всего
Цветные металлы
Fe
Остальное
CuzS
1,2521(Cu)x
-
Niз
1,364l(Ni)x
(Cu)x
(Ni)x
1,544(Со)х
(Со)х
-
0,2521 (Cu)x
0,3641(Ni)x
2,742(А)х
-
1,742(А)х
(А)х
1,3819(Б)х
-
(Б)х
0,3819(Б)х
(SiOz)x
-
-
(SiOz)X
(П)х
-
-
(П)х
100
IЩМ)х
(Fe)x
(L)ост
Соединения
Sz
CoS
FeS
Fe 30 4
SiOz
Прочие
Итого
Пр и м е '!а н и е. Ах=
Бх
= (Fe)x-
0,544(Со)х
(S)x- 0,3641(Ni)x- 0,2523(Cu)x- 0,544(Со )х;
1,742(А)х-
Т а блиц а
2.13
вещественный состав конвертерного шлака
в обобщенном виде, %мае.
Соединения
Ni3Sz
NiO
Цаетные
Всего
3. 7459 SNi 3S2
кш
металлы
Si0 2 и Fe
2.7459х
-
xSNiзS2
1,2726n(Ni)к.ш
к.ш
Остальное
SNiЗS2
КUI
n(Ni)к.ш
-
0,2 726n(N i )к.ш
0,2521(Сu)к.ш
CuzS
1,2521(Cu)к.m
(Сu)к.ш
СоО
1,2715(Со)к.ш
(Со)к.ш
-
Fe 304
FeO
Si02
(Fез04)к.ш
1,2865Ш
-
О, 7236(Fез04)к.ш
0,2764(Fез04)к.ш
-
ш
0,2865Ш
AJ 20 3
(АlzОз)к.ш
(AizOзkш
(СаО)к.ш
(СаО)к.ш
Са О
Прочие
Итого
(SiOzк.ш
(SiOz)к.ш
(П)к.ш
100
0,2715(Со)к.ш
(SiOz)к.ш
(П)к.ш
:Lцм
:LSiOz и Fe
Lост
Пр и меч а н и е. Ш- количество железа в форме FeO. Ш = Fек.ш- Fe 1,
где Fe 1 - количество железа в форме магнетита: Fe 1 = 0,7236Fe 3 0 4к .. ш.
48
Продуктами конвертирования яляются: белый матт, конвертерный
шлак и газы первого периода, черновая медь, свернутый шлак и газы
второго периода конвертирования.
Примем следующие составы компонентов в продуктах,
белый матт-
CuzS,
Сuмет, NiзSz,
%:
CoS, FeS, прочие;
- CuzS, NiзSz, NiO,
конвертерный шлак первого периода
FeO,
FезО4, СаО, AlzOз,
SiOz,
СоО,
прочие;
черновая медь- Сuмет,
CuzS, CuzO, NiO, FeS, прочие;
свернутый никелевый шлак - Сuмет, CuzS, CuzO, NiO, СоО, FeO,
FезО4 (в нем соотношение СUок: СUобщ =а и Fe3+: Fe2+ = v);
газы первого и второго периодов- SOz, SОз, HzO, Oz, Nz, COz.
Принимаем извлечение никеля и кобальта из штейна и холодных
о1
б
~
б.м
б.м
ч.м
материалов,
10: в
елыи матт
-
,
ТJNi
ТJсо
;
в черновую медь
-
ТJNi
0
(кобальт в черновой меди отсутствует); (Ni) кк.ш /(Ni)к.ш = n.
Степень использоваmiЯ кислорода дутья составляет
чим: содержание кислорода в дутье- у,
%,
96 %.
Обозна­
соотношение объемов в газах SОз
и SOz в первом и втором периодах- с, внешняя влажность флюса- Wф
количественные
продуктов
вещественные
первого
%.
составы
периода
Выполним независимый расчет необходимого количества флюса и
продуктов конвертирования первого периода, получаемых при продувке
штейна и холодных материалов.
Переработка штейна. Обозначим массы: белого матта
-
ка -У, флюса-Z.
Рассчитаем количество компонетов:
Niб м= Niшт· 0,01 Т]; NiзSz б. м= 1,3641Niб.м;
Niк.ш 1 = Niшт· (1- 0,01 ТJ); NiOк ш 1 = 1,2726n(Ni)к.шl;
NiзSzк.шl = 1,3641(1-n)(Ni)к.шl;
Соб.м = Сошт· 0,01 ТJсо б.м; СоSб.м = 1,5440Соб.м;
Сок.ш! = Сошт· 0,01Т]сок.шl; СоОк.шl = 1,2715Со0к.ш!;
Сuб.м= Сuшт- Сuк.шr; Sб.м= (S)б.м·О,О1Х1,2715Сок.шl;
Сuк.шl
= (Сu)к.ш( 0,01У; CuzSк.шl = 1,2523Сuк.ш!;
Fеб.м=(Fе)б.м·О,О1Х; FeS6.м= 1,5740Fеб.м;
49
Х, шла­
FезО/.шl = (Fез04)к.шt' O,OlY; Fe в FезО/.ш 1 = 0,7236FезО/.ш;
SiOzк.шJ = (SiOz)к.ш 1· 0,01У = (SiOz)ф· O,OlZ;
АlzОзк.шl == (АlzОз)Ф· 0,01Z; СаОк.шl = (СаО)ф· 0,01Z;
Для нахождения CuzSб.м в начале определяем количество серы в
сульфиде:
S
1
Sб.м- 0,5440Соб.м- 0,3641NiNiзS2 б.м- 0,574Fеб.м;
1
б.м
l
CuzSб.м = 4,96378 ; Сuмет
= СUб.м- 3,9637S ;
=
Для расчета FеОк.шl произведем следующие вычисления
FеФ = (Fе)ф· 0,01Z; Fек.шl
1
Fe в FеОк.шl = F е =
= Fешт + Fеф- Fеб.м;
Fек.ш1-
0,723 6FезО4
1
FеОк.шl = 1,2865Fe ;
Пк.шl = Пшт + Пф- Пб.м·
к.шl
;
Составляем систему уравнений:
Х = СUб.м
+ Niб.м + Соб.м + Fеб.м + Sб.м + Пб.м = Сuшт- Сuк.ш+
+ Niшт·О,0111Niб.м + Сооп·О,0111со б.м + (Fе)б.м· O,OlX +
+
(S)б.м·
0,0 1Х +
(П)б_м·
0,0 lX;
1
У== CuzSк.шJ + NiOк.шl + NiзSzк.ш + СоОк.шJ + FезО/.ш 1 +
+ Fе0к.ш1 + SiOzк.шl + АlzОзк.шl + Са0к.ш1 + Пк.ш1
=
= 1,2523(Сu)к.ш(О,О1У +
1,2726n(Ni)к.ш1 + 1,3641(1-n)(Ni)к.шl +
+ 1,2715Сошт· 0,0111сок.шl + (Fез04)к.ш· 0,01У + 1,2865(Fешт+
1
+ FеФ- Fеб.м- 0,7236FезО/.ш ) + (SiOz)ф· 0,01Z +
+(АlzОз)Ф· 0,01Z
+ (СаО)Ф· O,OlZ + Пшт +Пф- Пб.м;
1
Z = (SiOz)к.ш Y/(Si0z)ф.
При решении полученной системы трех уравнений Х вычисляется
после нахождения У.
Масса влажного флюса
ШфВл
=
(100 + Wф)' 0,01Z.
Переработка холодных материалов. Обозначим массы: белого
матrа-
U,
шлака-
J,
флюса-
V.
Рассчитываем количество компонентов:
Niб.м 1 = Nix· 0,0111; NiзS/б.м = 1,3641Niб.м \
1
Niк.шl = Nix (1- 0,0111); NiOк.шl = 1,2726nNiк.шt' O,OlJ;
NiзSzlк.ш 1 = 1,3641(1- n)(Ni)к.m( O,OlJ;
1
С
б.м
1
1
Со б.м= Ох0,0111со ; CoS б.м= 1,544Со б.м;
50
с о 1к.шl = С Ох О, 01 'I'Jco к.ш1 ; СоО 1к.ш1 =
1,2715Сок.ш1;
Сuк.ш1 = (Сu)к.ш( O,OlJ; Си2Sк.шl = 1,2523Сик.ш1;
1
1
1
Си б.м=Сих-Си к.ш1; S б.м=(S)б.м·О,О1U;
1
1
Fеб.м=(Fе)б.м·О,01U; FeS б.м= 1,5740Fe б.м;
1
FезО4 к.шl = (Fез04)к.ш!' 0,011; Fe в FезО4 = 0,7236Fез0/'ш 1 ;
Si02lк.шl = (Si02)к.шl· O,OlJ = (Si02)ф· 0,01V + Si02x;
Аl2Оз
~ш1
=
(Аl2Оз)Ф.
0,01 V;
1
СаО к.шl
= (СаО)ф · 0,01 V;
1
Для определения Си2S рассчитаем содержание серы в нем:
11
1
.1
1
= Sб.м- 0,544Со б.м- 0,3641N1 б.м- 0,574Fe б.м;
1
11
1б.м
1
11
Си2S б.м= 4,9637S ; Си
мет= Си б.м- 3,9637S ;
S
Для расчета
FeO
1
к.ш1 произведем следующие вычисления
1
1
1
.
1
Fe ф=(Fe)ф·O,OIV;Fe к.шl =Fex+Fe Ф -Fe б.м;
1
11
1
к.ш1
Fe в FeO к.шl- Fe = Fe к.ш1- 0,7236Fез04
;
1
11
FeO к.ш1 = 1,2865Fe ;
1
.
1
1
1
1
П б.м = (П)б.м O,OlU; П Ф = (П)ф· 0,01 V; П к.ш1 = Пх + П ф- П б.м·
Составляем систему уравнений:
1
.
1
1
1
1
U =Си б.м+ Niб.м +Со б.м+ Fеб.м + S б.м+ П б.м =
=Си- Си 1к.ш1 + Nix 0,01 'I'JNiб.м + Сох· 0,01 'I'Jco б.м +
+ (Fе)б.м· 0,01U + (S)б.м· 0,01U + (П)б.м· 0,01U;
1
J = Си2S к.шl + N.OI
1 к.шl + N'13 S2к.ш1 + С о 0 1к.шl + F ез О4 lк.шl +
1
.
1к.шl
1к.шl
1
1
+ FeO к.шl + S102
+ Аl2Оз
+ СаО к.шl + П к.ш1;
V = (Si02)к.ш!' J/(Si02)ф- 100Si02x/(SiO)ф.
Решив систему трех уравнений, находим
дутье
и
газы
первого
U, J и V.
периода
конвертирования
При продувке в газы переходит сера (в составе
S02
избыток кислорода и пары воды из фmоса.
Переработка штейна. Посrупает серы со штейном:
Sприх = Sшт.
Уходит серы с белым матrом и шлаком:
Переходит серы в
Spacx = Sб.м + Sк.ш1 .
газы Sr = Sприх- Spacx·
51
и SОз), азот,
Пос1)'Пает кислорода со штейном и флюсом (в составе высших
оксидов железа):
Оприх = (0,3819Fешт- 0,6654А)
+
0,4287(Fе)ф
0,01Z
(кислород штейнавходит в состав магнетита).
При расчете на
100
кг штейна можно принять А = (А) (см. вещест­
венный состав штейна).
Уходит кислорода со шлаком:
1
0 = 0,2764FезО/.ш + 0,2865Ш.
1
Для нахождения количества серы коf!Вертерных газов в форме
о
f = [S02]r - объем S02 в
о
газах. Тогда объем SОз в газах составляет [SOз]r = cf, а массы равны:
SO{ = 2,8616f; SO{ = 3,5759cf. (Принято: ат.вес S = 32,1, ат.вес О= 16).
r
r
Масса серы составит в S02 - 1,4330f, в SОз - 1,4330cf.
S02
и SОз введем промежуточное неизвестное
Запишем уравнение для массы серы в газах:
1,4330f + 1,4330cf= Sr.
Отсюда объем
SOz
f = [SOz]r = Sr/{1,4330 + 1,4330с).
0
На окисление серы требуется кислорода:
О
1
о
= 1,4286f+ 2,1429cf= 1,4286 + 2,1429c)[S02)r.
С учетом степени использования кислорода дутья
11
его расход со­
ставит практически
Его объем
[Оz]д = 0,7 Оzд.
0
Рассчитываем объем азота в дутье (при содержании в дутье кисло­
рода у,%):
0
0
[N2]д = [Оz]д ' (100- у)/у.
Масса азота дутья составит: Nzд = 1,251 [N2]д
0
Массадутья
aero объем
Vд
0
=
0
[Оz]д + [Nz]д •
Массы компоненrов в газах равны:
52
0
•
О{= О2д-О2дт;
Н2Ог
[0,3535(А120з)ф
=
N{ =N/;
+ 0,2420(Fе)ф + Wф]O,OlZ.
Их объемы составят:
[02]г = 0,697 О{; [N2]г = [N2]д ; [Н2О]г= 1,246 Н2Ог.
0
0
0
Переработка холодных .материшюв. Пос1)'Пает серы с холодНЬIМИ материалами:
1
Snp = Sx.
Уходит серы с белым маттом и шлаком:
1
1
1
Spacx =Sбм +Sкш1
Переходит серы в газы:
1
1
1
Sг = Sпр - Spacx ·
Пос1)'Пает кислорода с холодными материалами и флюсом:
Оприх
1
= 0,3819Fex- 0,6654А +
0,4287(Fе)ф
0,01 V.
Уходит кислорода со шлаком:
О 11 = 0,2764Fез04 1 к ш 1 + 0,2865Ш.
Далее, аналогично расчеrу переработки штейна, получаем:
1
1о
lг
/(1,4330 + 1,4330с); [SОз]г = cf; S02 = 2,86l6f1;
lr
1V
S03 = 3,5759cf1; О = 1,4285f1 + 2,1428cf1;
О 2д.т=011+01V_О прих 1., О 21д=О 21д.т/001
, У],. [О]
2 д 1о=О70
, 2 lд.,
ft =
[SО2]г
1о
=
Sг
[N2]дl
1
о
= [02]д1
о.
(100-у)/у;
N2
1д
о
= 1,251[N2]д1 ;
lд
1
о
о
lд
1дт
+ N2 ; V д = [02]дl + [N2]д 1 ; 021r = О2 - О2 ;
1r
1д
1
~
N2 = N2 ; H20r = [0,35.,5(А120з)ф + 0,2420(Fе)ф + Wф]· 0,01 V.
1о
1г
1о
Io
1
1
[02]г = 0,697 О2 ; [N2]г = [N2]д ; [Н2О]г = 1,246 Н2Ог .
ffiд
= О2
lд
тепловой баланс первого периода
конвертирования
Проводим
раздельный
расчет теплового
баланса переработки
штейна и холодных материалов.
Переработка штейна. Рассчитаем статьи теплового баланса переработки штейна.
Физическим теплом флюса из-за его незначительности пренебрегаем.
Теплоштейна Qшт= iшт'ffiшт·
Тепло дутья Qд= {Соz[О2]д + CN2 [N2]д }'tд.
Тепло шлака Qк.шl = i к.ш(У.
0
0
53
Тепло белого матrа Qб.м ~ iб.м· Х.
Тепло газов (без учета паров воды)
0
Qг={Со 2 [0z]д + CN2[N2]д + Cs02[SOz]r + Сsоз[SОз]г •
0
0
0
Определяем тепло реакций конвертирования.
По реакции
образуется
(2.3)
FeO и выделяется тепла Q1
FeS + 1,50z = FeO + SOz + qз
Fе0 0 бр= FеОк.шl + 0,450 FеzОзФ
(здесь 0,450 FezOз Ф- масса FeO, расходуемого на реаiЩИЮ (2.8)):
Q1 = qз ·0,01392 FеОобр·
По реакции
(2.4)
3FeS + SOz = FезО4 + 3SOz + q4
образуется Fез04 и выделяется тепла
Qz:
FезО4 обр = Fез0/.ш - FезО4 шг- 1,450 FezOз Ф,
1
где 1,450Fez0з- массаFезО4, образующеrося по реакции
(2.8);
Q 2 = q4· 0,00432Fез04обр.
По реакции
(2.5)
2FeO + Si02 = 2Feo·sюz + qs
шлакуется
FeO:
FеОшл = FеОк.шl
и выделяется тепла:
Q4 = qs· 0,00696Fе0к.шl·
Пореакции
FezOз
+ FeO =
FезО4
+ qg
(2.8)
находим количество участвующего в реакции Fе 20э:
Fe20i =
FezOз Ф = 1,4297(Fе)Ф. O,OlZ.
По реакции выделяется тепла
Qs = qs· 0,00626 FezOз Ф.
Так как вся образующаяся по реакции
медь переходит в
CuzS + 1,50z =2Cu + SOz + q9
_
С
обр
Cu б.м
б елыи матт, т.е.
Uмет
деляется тепла:
54
=
мет
(2.9)
,
то по реакции вы-
Qg = q9· 0,00786Сuметобр.
С учетом количества образовавшегося
NiзS2
NiO по реакции
+ 3,502 =3Ni0 + 2S02 + QIO
(2.10)
рассчитываем теnло:
Q1o= qio·NIOк mi/74,65 = q1o 0,01396Ni0к ml·
По количеству ошлакованного СаО, образовавшегося по реакции
CoS + 1,502 =
СоО
+ S02 + QJJ,
(2.11)
рассчитываем теnло:
Q11 = Qll
CoOк.mJ/74,93 =
Далее рассчитываем теnло реакций
qll· 0,013335;
(2.12}-(2.15).
По реакции дегидратации
Fе2Оз
l,SH20 = Fе2Оз + l,SH20 + Ql2
Q12 = q12 О,ОО626Fе2Оз Ф.
(2.12)
По реакции разложения
Al20з·2Si02 2Н2О
= Аl2Оз + 2Si02 + 2Н20ж
Qв = qв 0,00981Аl20з к.шl.
(2.13)
По реакции диссоциации
СаСОз = Са О+ О2
+ q14
(2.14)
СаОф = CaOк.ml·
Q14 = q14· 0,0 1783Са0к ml·
По реакции окисления сернистого ангидрида
so2 + o,so2 = sоз + q1s
(2.15)
SОз обр = SОз r
Q15 = q1s· 0,0 1249SO{
Общее теnло всех реакций
15
Qреакц = L Qi ·
i=l
Количество теnла на нагрев и испарение влаги вюnочает в себя те~
nло, необходимое на нагрев всей влаги исходных материалов, превраще~
ние ее в пар и на нагрев пара до температуры отходящих газов:
Qв =(Св·
100 + r) ·Н2О + Сн2о[Н2О]г(tг-lОО).
55
(здесь
Q 8 - удельная теiШоемкость воды, Q8 = 4,184 кДж!(:кг· С);
r = 2255,2 кДж/кг- удельная теплоемкость параобразования при 100 °С;
Сн 2 о - средняя объемная теПJJоемкость водяного пара в интервале
от 100° до tr, кДж!(м 3 · 0С).
о
Так как [НzO]r = 1,246Нz0r, то
0
Qв
= 2674 + 1,246 Cнzo[НzO]r(tr- 100).
Потери тепла во внешнюю среду учтем как долю тема от общего
прихода тепла-
q>, %:
Qпот"" 0,1q> Qприх·
Таким образом, тепловой баланс переработки штейна определяют
по выражениям:
общий приход теiШа Qприх = Qшг + Qд + Qреакц;
общий расход тепла Qpacx"" Qб.м
+ Qк шl + Qг + Qв + Qпот·
Избыток теiШа Qизб = QЩ)их- Qpacx·
Переработка холодных материалов. Теrшом фmоса пренебрегаем:.
ТеiШо холодных материалов
Qx =
Сх· tx
mx.
Тепло дутья Q'д= {Со2 [02]д + CN2 [Nz]д }tд.
0
0
Тепло белого матта Q'б м= iк.ш(j.
Тепло газов
Q'г= {(Coz [Oz]/ + CNzEN2Jд' + Csoz[SOz]' + Сsоз[SОз]'
0
Рассчитьmаем теiШо реакций
0
0
}.
(2.3), (2.4)
FeS +1,50z = FeO + SOz + qз;
FеОобр= FеО'к.шl + 0,450 Fе2Оз' Ф- FeOx;
(где 0,450 FezOз' Ф расходуется на реакцшо (2.8)):
Q1' =
qз· 0,1392Fе0 0 бр;
3FeS + 50z = FезО4 + ЗSOz + q4.
Образуется FезО4 по реакции
FезО4' обр = FезО4' к.ml- FезО4 х- 1,450 FezOз' Ф;
Qz' = q4· О,00432Fез04' обр.
ТеiШовыми эффектами реакций дегидратации составляющих флю­
са и диссоциации СаСОз флюса пренебрегаем.
Определяем теiШо реакций
По реакции
(2.5), (2.1 0), (2.15).
(2.5)
56
2Fe0 + Si02 = 2Feo· SiOz + qs
шлакуется
F еО:
FеОшл = FеОк шl; Qз = qs· 0,00696FеО'к.шl·
По реакции
(2.10)
Niзs2 + 3,502 = 3Ni0 + 2SOz + Qio;
Q4' = Ql о· 0,013 96Ni0к.ш 1·
По реакции (2.15)
S02 + 0,50z = S03 + q15;
SОз обр = SОз ,г
Qs= Ql5 · 0,01249SO/.
Теплом реакций
(2.8), (2.9)
и
(2.11)
пренебре~ем.
Общее тепло всех реакций
Qреакц =
15
L Qi .
i=l
Определяем тепло на нагрев и испарение влаги:
Qв = [2674 + 1,246 Cllio [НzО]г (tг 100).
0
Потери тепла во внешюою среду
Q'пот= 0,01<р Q'прих·
Qx + Q'д + Q'реакц;
Q'pacx = Q'б м+ Q'к шl + Q'г + Q'в + Q'oor·
Дефищп теiШа Qдеф = Q'pacx- Q'прих
Общий приход теiШа Qприх =
Общий расход тепла
материальный баланс
первого
периода
конвертирования
Масса холодных материалов, перерабатываемых вместе с горячим
штейном, определяется по общему балансу тепла в конвертере, в соот­
ветствии с которым избыток тепла, образующегося при переработке го­
рячего штейна, расходуется на погашеm1е дефицита тепла, возникающего
nри переработке в конвертере холодных материалов:
Qизб= Qдеф·
Суммарный материальный баланс первого периода конвертирова­
ния может быть представлен следующими статыrми:
57
приход:
1) Шшr(обычно расчетведут на 100 кrшrейна, т.е. mшr= 100),
2) Шх,
З) 111фi= П1ф+ Шфх,
4) mдl:= mд+ mдх;
расход: 1)Шб.мl.: = 111б м+ Шб.мх,
2) Шк.ш1I= 111к шl + Шк.шlх
(здесь ffiф\ mдх и т.д. относятся к nродуктам, отвечающим материальному
балансу переработки холодных материалов).
Необходимое количество холодных материалов находим по вы­
шеnриведенному уравнению теплового баланса:
Qизб= Qдеф.
количественные составы черновой меди
и
конвертерного
шлака
второго
периода
конвертирования
Обозначим неизвестные массы: черновой меди- Р, шлака-
S.
Рассчитаем количество компонентов:
Оч.м = (О)ч.м· O,OIP; Си2Оч.м = 8,94250ч.м; Fеч.м = (Fе)ч м' O,OIP;
FеSч.м = 1,5749Fеч м; Sч.м = (S)ч.м 0,01Р.
Содержится серы в Си2Sч.м:
Sч.м" = Sч.м- 0,5740Fеч.м; Си2Sч.м = 4,9638S "ч.м·
Также в черновой меди содержится:
Niч.м = (Ni)ч.м· 0,01Р; Niч.м = Niб.м· 0,01 llNiч.м;
Пч.м
Сuч.м
= (П)ч.м· 0,01Р; Сик.ш2 = (Си)к.шi 0,01S;
чм
= Сиб.м- Сик.ш2; Си · мет= Сич.м -7,94250ч.м- 3,9638Sч.м";
Меди в Сиz0к.ш2 содержится:
2
· · Cu2О к.ш2- 1, 1259Си,
"· Cuметк.шzСи"-- Сик.ш2а.,
- (Cuметк.ш )· О ,OlS·,
симетк.ш2 = Сик.ш2 - Си" .
В конвертерный шлак переходит:
Niк.ш2 = Niб.м· 0,01 11Niк.ш2; NЮк.ш2 = 1,2726Niк.ш2;
Сок.ш2 = Соб.м·О,011lсок.шZ; Со0к.ш2 = 1,2715Сок.ш2;
Fe в FeOк.шz ....... Fe" = Feк.шz/(v + 1); Fе0к.ш2
2
Fe в Fез0/.ш .......Fе"' =
2
FезО/.ш "' =
=
1,2865Fe";
vFeк.шz/(v + 1);
1,382vFeк.m2/(v + 1);
58
Fек.ш2 = Fеб.м- Feч. r.t; Пк.ш2 "' Пб.м- Пч .м·
Количество образующейся меди и КО11Вертерного находим, решив
систему уравнений :
Р = Сuч. м + Fеч.м + Niч . м
S=
+ Sч.м + Оч.м + Пч.м;
Сuметк. шZ + CuzOк ш2 + NЮк.ш2 + Со0к.ш2 + Fе0к.ш2 +
+ F ез о4
дутье
и
газы
к.ш2
+
П
к.ш2·
второго периода
конвертирования
Серы в газах содержится::
Srz = Sб. м - Sч.м.
Уходит кислорода с черновой медью и. шлаком :
Oz' = Оч.м + 0,1259Сuк.шi а+ 0,2726Niк. ш2 + 0,2715Сок . ш2 +
+ 0,2764Fез0/.ш + 0,2226Fе0к.ш2·
2
Объемы
SOz и SОз в газах равны:
0
[SOz]гz = g = Sгz/{1,4330 + 1,4330с); [SОз]г2° = cg,
а их массы-
SOz
r2
= 2,8616g,
SОз
r2
= 3,5759cg.
Масса серы составляет:
r2
S02 = 1,4330g,
в SOзr2 = 1,4330cg.
в
Всего кислорода содержится:
в so{2 = 1,4286g,
в so/2 = 2,1429cg.
Практически массы кислорода в дутье требуется:
Оzд2 = Оzд.т/0,011"]
(здесь Оzд.т = 0 2' + Oz", Oz"
= (1,4286 + 2,142.9cg) ).
Объем кислорода в дуrье [Оz]д2° = О, 7Оzд.т.
0
Объем азота в дуrъе [Nz]д = [Оz]д . (100- у)/у.
Масса азота дуrъя: Nzд = 1,251 [Nz]д •
Масса дуrья mд = Oz + Nz .
о
о
о
Объем дугья Vд = [Оz]д + [Nz]д .
0
0
д
д
59
nример численного
расчета
Исходные данные к расчету процесса конвертировавиа: медиоrо
никельсодержащего mтейна по рассмотренной методике:
Составы компонентов в продуктах, %мае.:
mтейн- Сифлюс-
48,58; Ni- 4,68; Со- О, 1; Fe- 20,04; S- 24,27;
Fe- 3,4; Si02 -76,7; СаО- 2,3; Аl2Оз- 7,1.
Во флюсе железо содержится в виде Fе2Оз·1,5Н2О, Аl2Оз в виде
Аl2Оз
2Si0i2H20,
СаО- в виде СаСОз (карбоната).
Состав холодных материалов,%, следующий: Си-
26,6; Ni- 2,1;
0,01; Fe- 35 (в том числе железо в виде магнетита- 10,5); Si02- 10;
S - 10,1. В холодных материалах медь, никель и кобальт содержатся в
виде простых сульфидов, железо- в виде FeS и FезО4.
Со-
Примем следующие составы промежуточных продуктов:
Конвертерный uшак первого периода,%: Сик.шl
'=
2,91;
Sк.шl
= 1,05;
FезО/.шl = 24,06; Si02 = 21,2. В этом uшаке соотношение Nioк: Niк.ш"'
=n"'0,7.
Свернутый uшак (uшак второго nериода), %: Сuк.ш2 = 34,3. В этом
Г',,
3+
2+
uшаке соотношение СUок: '-'uобш"' а"' 0,45 и Fe : Fe = v "' 0,6.
Белый матт,
%: Fe == 1,98; S = 19,73; прочие- 1,45 (медь в белом
матте содержится в виде Cu2S и Симет, никель - в виде NiзS2. кобальт­
в виде CoS, железо -в виде FeS).
Черновая медь,%: Fe = 0,03; S = 0,04; О"' 0,6; прочие- 0,08 (медь
содержится в виде Cu2S, Cu20 и Сuмет. никель - в виде NiO, железо в виде FeS).
В конвертерном uшаке первого периода, получаемом из холодных
материалов, принимаем, %:Си=
1,5; S = 1,0;
Fез0 4 =
24,06; Si02 = 21,2.
Извлечение никеля и кобальта из штейна и холодных материалов
составляет, %: в белый матт УJN1б.м = 76,2; У] соб.м "' 22,5; в черновую медь -
YJNiчм = 3,5 (кобальт в черновой меди отсутствует); в uшак первого периок.шl = 23 , 8; YJco к.шl = 77 , 5; в шлак второго периода конвертирования YJNi
да
11Ni кш 2 = 96 , 2 .
Соотношение объемов SОз
дов конвертирования с=
1 S02
в газах первого и второго перио­
0,03.
Результаты расчетов составов исходных продуктов приведены в
табл.
2.14-2.16.
60
Т а блиц а
количественный
Соединения
Всего
Цветные металлы
Fe
Остальное
60,84
6,38
0,16
28,12
3,0
1,5
100
48,58
4,68
0,10
-
-
17,87
2,17
12,26
1,7
0,055
10,25
0,83
1,5
26,6
CuzS
NiзSz
CoS
FeS
FзО4
Прочие
Итого
-
-
-
-
53,36
20,04
Т аб л и ц а
Расчетный вещественный состав флюса,
Соединения
Всего
FezOз
1,5Hz0
AlzOз 2Hz0 2Si0z
СаСОз
Si0 2
Прочие
Итого
о
Fe, AlzOз, СаО
3,4
7,1
2,3
5,68
17,98
4,11
68,33
3,8
100
HzO
0,82
2,51
1,46
-
-
Остальное
8,37
1,81
68,33
3,8
82,41
-
-
-
12.8
1,46
-
3,33
Cu2 S
Ni 3 Sz
CoS
FeS
FeO
Fез04
SiOz
Прочие
Итого
Всего
кг
33,31
2,86
0,15
7,07
28,29
14,99
10,0
3,33
100
%
33,31
2,86
0,15
7,07
28,29
14,99
10,0
3,33
100
s
Fe
-
%
-
-
-
кг
о
%
кг
%
кг
-
0,76
0,05
2,58
-
-
-
-
26,6
2,1
0,1
26,6
2,1
0,1
-
-
-
-
-
-
-
-
6,3
4,14
6,3
4,14
-
-
6,71
-
-
4,49
21,99
10,85
-
-
-
-
-
-
-
-
10,1
10,1
37~3
Остальное
%
6,71
0,76
0,05
2,58
кг
4,49
21,99
10,85
37,33
2.16
% мае.
вещественный состав холодных материалов,
нения
2.15
% мае.
Т а блиц а
Соеди-
2.14
состав штейна
61
-
-
-
-
-
10,0 10,0
3,33 3,33
10,44 10,44 42,13 42,13
Ведем расчет раздельной переработки штейна и холодных мате­
риалов на
100 кг каждого из них.
Переработка штейна. В составленные уравнения подставляем
значения известных величин:
Х
= 48,58- 2,910,01У + 4,68' 0,01.76,2 + 0,1·0,01· 22,5 + 1,98· O,OlX +
+ 19,73' O,OlX + 1,45·0,0lX = 52,1682- 0,0291У + 0,2316Х,
х = 67,8926- 0,0377У;
У= 1,2523· 2,91· 0,01У + 1,2726· 0,7' 4,68 + 1,3641' 0,3·4,68 +
+ 1,2715· 0,01· 0,775 + 24,06' 0,01У + 1,2865· 20,04 +
+ 1,2865' 3,4· 0,01Z- 1,2865· 1,98· O,OlX- 1,2865· 0,7236· 24,06' 01 У+
+ 21,2· 0,01У + (2,3 + 7,1 + 3,8)' 0,01Z + 1,5- 0,0145Х,
У= 39,12595 + 0,2385Z- 0,0543Х;
z = 21,2У 176,7 = 0,276У.
Решая составленную систему уравнений сnособом подстановки,
находим значения неизвестных:
у=
39,1259 + 0,0658У- 3,6866 + 0,002У.
Отсюда
У=38,017;
х
= 67,8926- 0,0377' 38,017 = 66,4594; х = 66,455;
z = 0,276' 38,017 = 10,4927; z = 10,4927.
Полученные данные сводим в табл.
2.17-2.19.
Т абл и ц а
2.17
количественный состав флюса
· (на 100 кг штейна)
Соединения
Всего
А\ 2 0 3 ,
Fe,
о
СаО
кг
%
5,68
0,36
FezOз · 1,5Hz0
AlzOз· 2Нz0· 2Si0z 1,89 17,98 0,74
0,43 4,11 0,24
СаСОз
7,17 68,3
SiOz
0,4 3,8
Прочие
Итого
10,49 100 1,35
кг
0,6
-
%
3,4
7,1
0,16
%
1,5
2,3
-
-
-
-
-
-
-
12,8
62
кг
Остальное
HzO
0,16 0,15
кг
0,08
0,26
-
кг
%
0,82
2,51 0,88
0,19
-
0,34
3,33
%
8,37
1,81
7,17 68,3
0,4
3,8
8,64 82,3
Таблица
2.18
количественный состав белого матта
от nереработки штейна
Соедине-
Всего
ния
Cu2S
Cu
NiзSz
CoS
FeS
Прочие
Итого
кг
54,838
3,679
4,864
0,035
2,071
0,964
66,451
s
Cu
%
82,52
5,54
7,32
0,05
3,12
1,45
100
Остальное
кг
%
кг
%
43,795
3,679
65,90
5,54
-
-
-
-
-
-
-
-
47,474
71,44
11,043
1,298
0,012
0,755
13,108
16,62
1,95
0,02
1,14
19,73
%
кг
5,37
0,03
1,98
1,45
8,83
-
-
3,566
0,022
1,316
0,964
5,868
Т а блиц а
2.19
количественный состав конвертерного шлака
(из 100 кг штейна)
Соединения
1,385
0,456
0,992
0,099
16,036
9,147
0,241
0,745
7,98
Cu2S
Ni 3 S2
NiO
СоО
FeO
FезО4
СаО
А120з
Si02
Прочие
Итого
Fe
s
кг
кг
%
%
3,64
- 0,279
0,122
1,2
2,6
0,26
42,0 12,465 32,79
24,06 6,619 17,41
0,63
1,96
21,2
2,46
100 19,084 50,20 0,401
Всего
кг
0,936
38,017
о
%
0,73
0,32
-
-
-
кг
~
-
0,213
0,021
3,571
2,528
Остальное
%
-
0,56
0,06
9,36
6,65
-
кг
2,91
0,88
0,2
0,2
-
-
-
0,241
0,745
7,98
0,936
1,05 6,333 16,63 12,198
-
-
-
-
%
1,106
0,334
0,779
0,077
-
0,63
1,96
21,2
2,46
32,1
Переработка холодных .материалов. Подставив в выведенные
уравнения известные значения величин, получим:
U = 26,6- 1,5' 0,011 + 2,1· 0,01· 76,2 + 0,1· 0,01· 22,5 + 1,98" 0,01U +
+ 19,73" O,OlU + 1,45· 0,01U = 28,2225-0,0151 + 0,2316U,
= 36,7289- 0,01951;
u
J = 1,2523·1,5· O,OlJ + 1,2726· 2,1·0,7· 23,8· 0,01 +
+ 1,3641· о,3· 2,1· 23,8·0,01 + 1,2115· о,о1· о,о1· 77,5 + 24,06" o,olJ +
+ 1,2865· (37,33 + 3,4· O,OlV- 1,98· O,OlX- 0,7236 24,06· 0,011) +
+ 21,2 O,OlJ + 7,1·0,01V + 2,3·0,01V + 3,8·0,01V -1,45·0,01U + 3,33,
J = 69,2401 + 0,2335V- 0,0532U;
63
V=
(Si02)к.ш2 1 1 (Si02)ф- Si02x·100 1 (Si02)ф= 21,2· 1/76,7- 10'100 1 76,7 = 0,27641- 13,0378.
Решая систему уравнений методом подстановки, находим:
1 = 69,2401 + 0,2335(0,2761- 13,037)- 0,0532(36,7289- 0,01951),
0,93451 = 64,242, 1 = 68,7448;
u = 36,7289 -0,0195'68,7448 = 35,3884, u = 35,3884;
v = 0,276' 69,7448- 13,0378 = 5,9358, v = 6,9358.
ПолучеiШЬrе даiШЬrе сведем в табл.
2.20-2.22.
Табл ица
2.20
количественный состав флюса
(на 100 кг холодных
материалов)
кг
СаСОз
0,337
1,067
0,244
Si02
4,054
Прочие
0,226
5,936
Fе2Оз
Fe, АI2Оз,
Всего
Соединения
1,5Hz0
АI2Оз 2Н2О 2Si0z
Итого
о
СаО
О сталь-
Н2О
но е
кг
кг
кг
кг
%
%
%
%
0,202 3,4 0,089 1,5 0,049 0,8
17,98 0,421 7,1
- 0,149 2,5 0,497 8,4
0,107 1,8
4,11 0,137 2,3
- 68,3
- 4,054 68,3
%
5,68
3,8
100
-
-
-
-
-
-
0,226 3,8
0,769 12,8 0,089 1,5 0,198 3,3 4,889 82,3
Таблица
2.21
количественный состав белого матта
(из 100 кг холодных материалов)
Соедипения
Cu2S
Cu
N1зS2
CoS
FeS
Прочие
Итого
Всего
кг
29,69
s
Cu
%
84,07
кг
23,77
Остальное
%
67,17
5,984
%
16,91
-
кг
кг
%
-
-
1,86
2,183
5,09
6,17
1,8
5,09
-
-
-
0,583
1,65
1,6
4,52
0,035
1,100
0,513
35,39
0,1
3,11
1,45
100
-
-
-
0,0135
0,401
0,04
1,13
-
-
25,57
72,26
0,0225
0,7
0,513
2,835
0,06
1,98
1,45
8,01
64
-
-
6,982
19,73
-
-
Т абл иц а
2.22
количественный состав конвертерного шлака
(из 100 кг холодных материалов)
Сое-
Всего
s
Fe
динения
Cu2S
N1зS2
N10
СоО
FeO
Fe3 04
СаО
А120з
SiOz
Прочие
Итого
кг
%
кг
%
кг
1,291
0,26
1,9
0,205
0,3
0,055
0,445
0,45
0,099
0,14
31,981 46,52 24,859 36,2
16,54 24,06 11,968 17,4 0,144 0,21
0,443
0,64
14,574 21,2
3,043
4,43
68,745 100 36,827 53,7 0,315
Остальное
о
%
0,38
0,08
-
-
-
-
0,46
-
%
-
-
-
кг
0,095 0,14
0,021 0,03
7,127 10,37
4,572 6,65
11,81 17,19
~
кг
1,031
0,15
0,35
0,078
0,144
0,443
%
1,5
0,2
0,5
0,1
-
0,2
0,6
14,574 21,2
3,043 4,4
19,82 28,8
Приведем результаты расчетов дутья и газов первого периода nри
переработке
100 кг штейна и 100 кг холодных материалов.
Поступает серы со штейном:
Snpиx = Sшт =
24,265.
Поступает серы с холодными материалами:
S'npиx = Sx = 10,10.
Уходит серы с белым маттом и шлаком:
nри переработке штейна
Spacx =
13,112 + 0,4 = 13,512;
nри переработке холодных материалов
S'pacx =
6,982 + 0,315 = 7,297.
ПереходИТ серы в газы:
при переработке штейна
Sr= 24,265-13,512 = 10,753;
nри переработке холодных материалов
S'r= 10,1-7,297 =2,803.
65
Поступает кислорода со пrrейном, фтосом и холодными материалам и:
со штейном и фтосом
Оприх= Ошт+ Оф=
0,83 + 0,16 = 0,99;
с фтосом и холодными материалами
О'прих = Ох+ О'Ф = 10,44 + 0,094 = 10,534.
Уходит кислорода со шлаком:
при переработке штейна
О'=
6,33;
при переработке холодных материалов
О"'=
Объем и масса
SOz
11,81.
и SОз в газах:
при переработке штейна
[S0 2] == f= Sт/(1,4330 + 1,4330· с) =10,753/(1,4330 + 1,4330·0,03) = 7,285;
0
[SОз] ' = 7,285· 0,03 = 0,219; SOz = 2,8616· 7,285 = 20,847;
0
111s(so2)= 10,44;
кислорода в
ms(sOз) ==
SOz-10,4;
0,314;
SОз =
3,5759·0,219 = 0,783;
J<Ислорода в SОз-
0,469;
при переработке холодных материалов
[S0z] ' = f= S'/(1,4330 + 1,4330· с)= 2,803/(1,4330 + 1,4330· 0,03) = 1,897;
0
[S03] '= 0,03 1,897 = 0,057; S0'2 = 2,8616·1,897 = 5,43;
0
кислорода в
SO'z= 2,71; серы в S0'2 = 2,72; SO'
з==
3,5759 0,03 = 0,173;
кислорода в so 3' = 0,104; серы в sоз' = 0,069.
Требуется кислорода:
на окисление серы штейна
О"=
10,4 + 0,469 = 10,869;
наокислениесерыхолоднь~
oiv = 2,71 + 0,122 = 2,842.
Теоретически всего требуется кислорода:
на окисление штейна
о/· т= О' + О"- Оприх = 6,33 + 10,869- 0,99 = 16,209;
на окисление холодных материалов
Оzд.т,= О"'+ Oiv- Оприх = 11,81 + 2,842-10,534 = 4,118 .
66
Практически требуемая масса кислорода на окисление штейна и
холодных материалов составит:
О 2д= 16,204/0,01·96 = 16,88; о2 1 д=4,118/О,О1·96 = 4,29.
Это соответствует объему кислорода в дутье:
[0 2 ]д =
22,4· 16,88 : 32 = 11,82;
[Оz]д 1
= 22,4· 4,29 : 32 = 3,0.
Объем и масса азота в дутье (воздушное дутье) при продувке
штейна и холодных материалов составят:
[N2Jд= 11,82(100-21)/21 =44,47; [Nz]дl =3,0(100-21)/21 = 11,29;
Nzд = 1,25· 44,47 = 55,59; N 2д 1 = 11,29· 1,25 = 14,11.
Содержится компонентов в газах (масса и объем):
при переработке штейна
02 г = 16,88- 16,209 = 0,67; N 2г = 55,9; со2 г = о ,19; Н2О г = 0,34;
[02( =О, Т 0,67 = 0,469; [N2{ = 44,47; [СО2{ = 0,509· 0,19 = 0,097;
[Н2О{ = 1,244 0,34 = 0,42;
при переработке холодных материалов
О2
!г
[Oz]
О
=4,29-4,118=, 17;N2
lr
lr
=0,7·0,15=0,119; [Nz]
[Hz О]
!г
lr
=14,11;СО2
lr
=11,29;[СО 2 ]
=0,113;Hz0
lr
lr
=0,206;
.
=0,5090,113=0,105;
= 1,244· 0,206 = 0,256.
Результаты расчетов сведены в табл.
2.23, 2.24.
Т абли ца
состав
и
количество
100
(nри продувке
Соедипения
SОз
s~
Н2 0
со2
N2
02
Итого
газов
кг штейна)
s
Всего
мз
2.23
о
Остальное
%мае.
%об.
кr
%мае.
кг
%мае.
кг
%мае.
0,783 0,22
20,847 7,28
0,34 0,42
0,19 0,1
55,59 44,47
0,68 0,47
1,00
26,6
0,4
0,2
70,9
0,8
0,4
13,8
0,8
0,2
84,0
0,9
0,314
10,44
0,4
13,3
-
0,469
10,4
-
0,60
13,4
-
-
-
0,34
0,19
-
-
-
55,59
0,4
0,2
70,9
0,67
0,8
-
-
78,42 52,96
100
100
10,754
14,2
56,14
71,6
кr
-
67
13,7 11,539
Таблица
состав
(nри продувке
кг
мз
SOz
5,43
1,9
SОз
0,204
0,206
0,113
14,11
0,17
0,06
0,26
пения
COz
Nz
Oz
Итого
количество
s
%мае. %об.
26,8
),0
0,105
11,29
0,12
20,233 13,725
газов
кг холодных материалов)
Всего
Соеди-
Н2 0
и
100
1,0
0,6
2.24
13,8
0,4
1,9
о
%мае.
кг
2,72
кг
13,4 2,71
0,4 0,122
0,082
Остальное
%мае.
%мае.
кг
13,4
0,6
0,206
1,0
0,6
69,7
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
69,7
0,8
0,8
82,3
0,9
-
-
-
-
0,113
14,11
-
-
0,17
0,8
-
100
100
2,802
13,8 3,002
14,8
Тепловой бШlанс первого периода конвертирования
14,42 71,3
100 кг штейна.
1-ro пе­
Принимаем следующие температуры материалов и продуктов
риода, С:
0
tд=
50; tшт= 1150; !б.м= 1200; tк.шl = 1230; tr= 1250.
Теплофизические характеристики (знтальпии) продуктов для этих
температур принимаем по справочным даюrым, кДж/кг:
iшт =
970; iб.м = 900; iк.шl = 1600;
средние объемные нормальные теплоемкости газовых составляющих,
3 0
кДж!(нм С):
при 50 ос- C0:z = 1,309, CN2 = 1,293;
при
- Со2 = 1,506, CN2
2,276, Сюо= 1,787.
1250 ос
Ссо2 =
=
1,418; Cso2= 2,284, Сsоз = 2,85,
Значения теruют образования некоторых соединений, необходимые
для расчетов тепловых эффектов реакци:й, приведены в прил., табл.
средние объемные теплоемкости газовых составляющих- в табл.
Теплоштейна Qшт =
тепло дутья Qд =
2,
а
3.
970·1 00 = 97000;
(11 ,82' 1,309 + 44,447' 1,293)' 50 = 3646;
тепло конвертерного шлака Qк.ш =
тепло белого матта Qб.м = 9ОО·
38,017" 1600 = 60827;
66,455
=
59809;
(1,506'0,469 + 1,418'44,47 + 2,284'7,285 + 2,85·0,219 +
+ 2,276' 0,097)'1250 = 101810;
теruю газов Qг=
68
Рассчитаем тепло реакций конвертирования (в расчете приняты
тепловые эффекты реакий, определенные по закону Гесса):
Q1 =460830·0,01392(16,01 +0,450·0,51)= 104172;
Q2 = 1706900"0,00432(9,173- 3- 0,51"1,450) = 40065;
Q 3 = 34300· 0,00696" 16,04 = 3829;
Q4 = 31 ооо· о,оо626· o,s1 = 99;
Q5 = 217300· 0,00786· 3, 706 = 6330;
Qб
= 1110780" 0,992: 74,6 = 14751.
Q7 = -80900" 0,00626" 0,51 ""- 258;
Qg = -18000" 0,00981" 0,74 =-131;
Qg = -179300" 0,01783• 0,241 = -770; .
Q\0 == 98900" 0,01249 0,783
:==
967.
Находим тепло всех реакций:
Qреакц =
104172 + 40065 + 3829 + 99,0 + 6330 + 14751- (258 + 131 + 770) + 967 =169154.
Тепло на нагрев и испарение влаги
Q 8 = [2674 + 1,246" 1,787(1250- 100)]" 0,34 = 1780.
Потери тепла во внешнюю среду nринимаем равными <р =
8 % от
nрихода тепла.
Приход тепла
Qприх =
97000 + 3646 + 169154 = 269800;
Qпот=
269800· 0,08 = 21584.
Расход тепла
Qpacx = 59809 + 60827 + 101810 + 1780 + 21584 = 245810.
Избыток тепла
Qизб =
269800- 24581 О = 23990.
Тепловой бшzанс переработкu холодых .материшюв. Тепло дутья
Q д= (1,309" 3,0 + 1,293" 11,29} 50= 926.
1
Тепло холодных материалов:
Qx"' 0,9·100"" 90
69
(0,9-
0
nринятая удельная теrшоемкость холодных материалов, кДж/(кг·· С),
при температуре,
50
°С).
Теrшо белого матта
Q
б.м =
1
900" 35,39 = 31851.
Теrшо конвертерного шлака
Q 1 кш= 1600 68,75 = 110000.
Количество тепа на нагрев и испарение влаги
Qв =
[2674 + 1,246' 1,787(1250- 100)]·0,206 = 1078.
Теrшо газов
Q г= (1,5060,119 + 1,418·11,29 + 2,284·1,897 + 2,85·0,057}1250 = 25854.
1
Оnределяем теrшо реакций:
Ql' = 460800' 0,01392(32,003- 28,29 + 0,45' 0,307) = 24702;
Q2 = 1706900 0,00432·Fез04' обр = 7373,8(Fез04lк.шl- FезО4х-
-1,45Fе20зiф) = 7373,8(16,537 -14,99 -1,45·0,307) = 9144;
Qз'
= 34300" 0,00696· 32,003 = 7640;
Q4' = 0,445" 0,01396 1110780 = 6900;
Qs' =
989оо·
0,01249· 0,204 = 252.
Теrшо реакций:
Q'реакц =
6900 + 9144 + 24702 + 7640 + 252 = 48638.
Q'прих = Qд + Qx + Qреакц =
Qпот=
926 + 90 + 48638 = 49654;
0,01· 8·49654 = 3972.
Общий расход·тепла
Q'pacx= 31851 + 110000 + 25854 + 1078 + 3972 = 172755.
Недостаток теrша
Qдеф=
123101.
Так как в численном nримере дефицит тепла расчитан для условий
переработки
100
кг холодных материалов, то при переработке
m
кг хо­
лодных материалов общий баланс теrша в конвертере будет представлен
уравнением
Qизб = Qдеф· 0,01·mX,
отсюда
mx= Qизб 1001 Qдеф= 23990·100 /123101 = 19,48.
Принимаем mx= 19 кг.
70
Приведем оба расчета ( переработки
НЪIХ материалов) к переработке
холоднъiХ материалов-
Шф=
mд=
19
100
100 кг штейна и 100 кг холод­
кг штейна и расчетного количества
кг. Тогда получим
10,493 + 0,01" 5,924"19 = 11622;
(16,88 + 55,59) + (4,29 + 14,11)"0,01· 19 = 75,966;
ffiб. м
= 66,455 + 35,3886· 0,01 19 = 73,1788;
= 38,017 + 68,732 0,01 · 19 = 51,079;
mг= 78,42 + 20,233 0,01 · 19 = 82,2642.
mк. шl
Пересчитываем количественный состав продуктов
да конвертирования на
(табл.
100
кг штейна и
19
1-го перио­
кг холодных материалов
2.25-2.27) и составляем общий материальный и тепловой балансы
2.28, 2.29).
Т а б л и ц а 2.25
этого периода (табл.
Количественный состав белого матта
Соедипения
Cu2S
СUмет
NiзS 2
CoS
FeS
Прочие
Ито го
Всего
s
Cu
кг
%
кг
63 ,483
4,032
5,279
0,042
2,28
1,061
73 18
82,7
5,5
7,2
0,06
3,1
1,5
1,5
48,311
4,021
-
-
52 332
%
66,0
5,5
Остальное
кг
%
кг
%
12,183
16,65
-
-
-
-
-
1,409
0,015
0,831
1,93
0,03
1,13
71 5
14438
19 73
-
5,29
0,04
1,98
1,45
8 76
3,87
0,027
1,449
1,061
6407
-
Т а бл и ц а
2.26
Количественный состав конвертерного шлака
Соедипения
Cu2S
Ni 3 S2
NiO
СоО
FeO
FезО4
Са О
АI2 Оз
S102
Поочие
Итого
Всего
s
Fe
%
IСГ
IСГ
%
3,2
1,63
0,328
0,494 1,0
- 0,132
1,о
2,1
0,118 0,2
22,117 43,3 17,191 33,65
12,29 24,1 8,893
17,4
0,268
0,5
0,829
1,6
·10,749 21,0
1,514 3,0
51 08 100 26,084 51 05 о 493
кг
-
71
Остальное
о
%
0,64
0,26
IСГ
-
0,231
0,025
4,926
3,397
-
-
-
-
-
-
-
09
8 579
%
кг
-
1,302
0,367
0,846
0.093
%
2,6
0,7
0,46
1,7
0,05
0,2
9,64
6,65
0,268 0,5
0,829 1,6
- 10,749 21,0
l 514 30
16 8 15,963 31,3
Т а блиц а
Состав
и
количество
Nz
Oz
21 ,88
0,82
0,38
0,21
58,27
0,70
%
i0,95 13,3
0,33 0,4
-
Итого
82,26
100
55,568
11 ,28 13,7
SOz
SОз
HzO
COz
кг
100
кг
-
-
Остальное
о
мэ
%
%
26,6 7,645 13,8
1,0
0,23
0,4
0,5
0,469 0,8
0,3 0,117 0,2
70,8 46,615 83,9
0,8 0,492 0,9
нения
газов
s
Всего
Соеди-
-
2.27
кг
10,93
0,492
%
13,3
0,6
-
-
11 ,42
!3,9
кг
%
0,38
0,21
58,27
0,7
0,5
0,3
70,8
0,8
59,47
71,4
Т абл и ца
2.28
общий материальный баланс
первого
периода
конвертирования
Введено, кг
Компоненты
Cu
Ni
Со
Fe
s
о
SiOz
AlzOз
СаО
COz
HzO
Nz
Прочие
Итого
Штейн
48 ,58
4,68
0,1
20,04
24 ,27
0,83
-
1,5
100
Холодные
Флюс
Получено, кг
Дуrъе
материалы
5,05
0,4
0,02
7,09
1,91
1,98
1,90
-
-
0,63
19,0
Всего
Белый
матr
-
0.4
0,17
8,91
0,83
0,27
0,21
0,39
17,7
-
58,27
0,44
11,62
-
-
-
53 ,63 52,33
5,08
3,87
0,12
0,03
27,53 1,45
26,19 14,44
20,68
10,81
0,83
0.27
0,21
0,38
58,27
2,57
1,06
75,97 206,59 73,18
72
Конвертерный
Газы Всего
ш л ак
1,3
1,21
0,09
26,08
0,46
8,58
10,75
0,83
0,27
-
-
53 ,63
5,08
0,12
27,53
11 ,29 26,19
12,11 20,69
10,75
- 0,83
- 0,27
0,21 0,21
-
-
0,38 0,38
58,27 58,27
1,51
2,57
51 ,08 82,26 206,52
-
-
Табл и ц а
2. 29
тепловой баланс
первого
Статьи
конвертирования
Значение
кДж
прихода тепла
1.
периода
Тепло горячего
Статьи расхода тепла
%
34,6
Тепло белого матга
штейна и холодных
1.
2.
материалов
периода конвертирования
2.
3.
97017
Тепло дутья
3. Тепло газов
4. Теплоэндотермических
1,4
3822
179554 64,0
Тепло экзотерми-
Тепло шлака первого
ческих реакций
Значение
кДж
65860
81727
%
23,5
29,1
106722 38,1
3144
1' l
реакций и на испарение
воды
5.
Потери тепла во внеш-
22609
8,1
332
0,1
280393
100
нююсреду
6.
Неучтенные потери и
невязка баланса
Итого
Итого
100
280393
Количественный состав черновой меди и конвертерного шлака
2-го периода конвертирования. Обозначим массу: черновой меди- Р,
свернутого шлака-
S и составим
систему уравнений.
Масса черновой меди:
Р = Сuч.м + Fеч.м + Niч.м + Sч.м + Оч.м + Пч.м;
Сuч.м= СUб.м-Сuк.ш=
52,33- 34,3·o,OIS;
Niч.м = Niб.м· 0,01 Т!Niч.м = 3,87'0,01"3,5 = 0,135;
Fеч.м
Sч.м
= (Fе)ч.м· O,OIP = 0,03· O,OlP = 0,0003Р;
= (S)ч.м· O,OlP = 0,04· 0,01Р =
Оч.м = (О)ч.м·
0,0004Р;
O,OlP = 0,6' O,OIP = О,ООбР;
Пч.м = (П)ч_м· 0,01Р
= 0,08· O,OIP =
0,0008Р.
После подстановки
Р=
52,33- 0,343S + О,ОООЗР + 0,1354 + 0,0004Р + О,ООбР + 0,0008Р;
Р = 52,8619- 0,346S.
Масса свернутого шлака:
S = Сuметк.ш + Сu2Ок.ш2 + Ni0к.ш2 + Со0к.ш2 + Fе0к.ш2 +
2
+ Fезо/·ш2 + Пк.ш2 = (Сuкш2 -Сuк.ш2·а)О,О1S + 1,259Сuк.шiа +
+
1,2765Niб.м0,01(1-1) Niч.м)
+
+
1,2715Соб.м+
1,382vFeк.ш2/(v
+
1,2865Fек.ш2/(v
+ 1) + (Пб.м- Пч.м).
73
+ 1) +
После подстано.вки известных численных значений величин получим
S =О, 18865S + 0,1738S + 4,7526 + 0,0381 + 1,1659- 0,0002Р +
+ 0,7515- 0,00016Р + 1,06- 0,0008Р = 0,36245S + 7,7681- O,OOlP;
S-= 12,1843- 0,0019Р
Вначале вычисляем Р, а затем
р=
48,6782;
S:
s=
12,0918.
Количественные составы черновой меди и свернутого шлака при­
ведены в табл.
2.30
и
2.31.
Т аб ли ца
2.30
количественный состав черновой меди
Всего
Соединения
кг
Cu
Cu2 S
45,838
0,055
Cu2 0
NI
FeS
2,612
0,135
0,024
0,039
48,7
Прочие
Итого
s
Cu,Nt
%
93,51
0,11
кг
45,838
0,044
2,320
5 36
0,28
0,05
0,08
100
%
94,12
0,08
0,011
4,2
-
Остальное
%
кг
кг
-
%
-
-
0,02
-
-
-
0,292
0,6
0,135
0,3
-
-
-
-
-
-
0,009
0,02
-
-
-
48,337
99,25
0,019
0,04
0,015
0,039
0,346
0,03
0,08
0,71
Таблица
231
Количественный состав
С?ернутого
Всего
Соединения
Cu
Cu2 0
NIO
Со О
FeO
Fез04
Прочие
Итого
2,282
2,10
%
18,9
17,4
4,753
0,038
1,154
0,744
1,021
12,092
кг
никелевого
кг
%
-
-
2,282
1,866
%
18,9
15,4
38,8
0,3
9,5
6,2
-
-
8,4
100
-
-
-
4,148
34,3
1,435
-
-
74
Остальное
о
Fe
Cu
кг
шлака
-
-
-
-
0,897
0,538
7,4
4,4
%
кг
%
-
-
0,235
1,9
-
-
1,018
0,008
0,257
0,206
8,4
0,1
2,2
1,7
кт
-
3,735 30,9
0,03 0,2
-
-
1,021 8,4
11,9 1,724 14,3 4,786 39,6
Газы второго периода конвертирования. Содержиrся: серы в газах:
Sг2
= Sб м- Sк ш = 14,44-0,019 = 14,421.
Уходит кислорода с черновой медью и шлаком:
О"=
Объемы
S02
0,292 + 1,725
=
2,017.
и SОз в газах составляет:
[S02]r2 = Sr2/(1,433 + 1,433с) = 14,421/1,476 = 9,77;
[SОз]г2 =
[S02]r2 с= 9,77 0,03 = 0,293.
Их массы равны:
SOz
r2
=
2,8616 9,77 = 27,958;
SОз
r2
= 3,5759 0,293 = 1,048.
На окисление серы требуется кислорода
О"=
13,958 + 0,628 = 14,586. ·
Теоретически требуется кислорода
О" д т= 14,586 + 2,016 = 16,602.
Практически требуемая масса кислорода (при степени
вания:
использо­
96 %)
О" д= 16,602/0,01 96 = 17,292.
Объем кислорода в дутье (О)"д
= 22,417,292/32 = 12,104.
Объем азота в дутье (N)"д = 12,104 (100- 21)121 = 45,534.
Масса азота в дутье N"д
= 28 45,534/22,4 = 56,917.
Рассчитываем количество компонентов в газах:
r2
r2
r2
Oz =17,292-16,602=0,69,Nz =56,917;S02 =27,958;
r2
SОз = 1,048.
Их объемы составят:
[Oz]r2 = 0,69 22,4/32 = 0,484; (Nz)r2 = 45,534;
(S02)r2 = 9,77;
(SОз)г2
= 0,293.
Количество и состав газов приведены в табл.
2.32.
Материальный баланс второго периода конвертирования пред­
ставлен в табл.
2.33
Общий материальный баланс, полученный путем алгебраического
сложения материальных балансов первого и второго периодов, показан в
табл.
2.34.
75
Т а бл ица
Состав
и
количество
SOz
SОз
Oz
Nz
Итого
второго
%мае. %об.
MJ
кг
27,958
1,048
0,690
56,917
86,613
периода
s
Всего
Соединения
газов
9,77 32,3
0,293
1,2
0,484
0,8
45,534 65,7
56,081 100
кг
о
%мае.
17,4 14,0
0,5 0,42
0,9
81,2 100 1442
2.32
конвертирования
кг
Остальное
%мае.
кг
%мае.
13,958 16,1
0,628 0,7
0,690 0,8
56,917 65,7
15,276 17,6 56,917 65,7
16,2
0,5
16,7
Т абл и ц а
2.33
материальный баланс второго периода конвертирования
Компоненты
Си
NI
Со
Fe
s
Введено, кг
Белый
матт
П_])_очие
Итого
Дутье
Всего
-
52,33
3,87
0,03
1,45
14,44
17,29
56,92
1 06
147,39
52,33
3,87
0,03
1,45
14,44
-
-
-
17,29
56,92
1 Об
73,18
-
Oz
Nz
Получено, кг
74,21
Черновая
Конвертерный
медь
шлак
48,202
0,135
0,015
0,009
0,292
4,148
3,735
0,03
1,435
1,724
-
-
0,039
48,692
1 021
12,093
Газы
Всего
-
52,35
3,87
0,03
1,45
14,43
17,29
56,92
1,06
147 40
14,42
15,276
56,917
86,613
Т абл и ца
2.34
общий материальный баланс конвертирования
по нен ты
Си
Ni
Со
Fe
s
о
SIOz
ХолодШтейн
ныема-
48,58
4,68
0,1
20,04
24,27
0,83
-
5,05
0,4
0,02
7,09
1,92
1,98
1,90
-
-
-
COz
HzO
Nz
-
-
П_])_очие
15
100
Итого
Флюс
-
-
-
0,63
19,0
Ду-
Всего
тье
териа.Jiы
Са О
А1 2 0з
ПОJIУЧ~НО, кг
Введено, кг
Ком-
-
-
53,63
5,08
0,12
27,53
0,40
- - 26,19
0,17 35,0 37,98
8,91 10,81
0,83 0,83
0,27 0,27
0,21 0,21
0,39 0,39
- 115,2 115,2
2,57
044 11,62 150 280,82
-
-
76
Чер-
Шлак
Шлак
новая
1-го пе
2-ro пе
медь
риода
риода
Газы Всего
1,3
4,148
53,65
5,08
1,21 3,735
0,12
0,09
0,03
27,53
0,015 26,08 1,435
25,71 26,18
0,009 0,46
0,292 8,58 1,724 27,39 37,99
10,75
10,75
0,83
- 0,83
0,27
0,27
0,21 0,21
0,39 0,39
115,2 115,2
2,570
0,039 1,51 1,021
48,692 51,08 12,093 168,9 280,78
48,202
0,135
-
Тепловой баланс второго периода конвертирования. При расче­
те теплового баланса первого периода конвертирования потери тепла во
внешmою среду были приняты равными
8%
от прихода теnла, что дос­
таточно близко совпадает с данными практики. Для более строгого рас­
чета необходимо учитывать размеры конвертера, так как в основном эти
nотери связаны с излучением тепла через открытую горловину и поверх­
ностью кожуха конвертера.
При расчете теплового баланса второго nериода конвертирования
nринимаем следующие температуры материалов и продуктов, С: tд =
tб м=
1200;
tк.ш2
0
50;
продуктов
для
= 1220; tг = 1250; tч м= 1200.
Теплофизические
характеристики
(энтальпии)
этих температур принимаем по справочным данным, кДж/кг: iб м
i
к.ш2 =
кДж/(м
nри
3
1600;
iч.м =
520;
= 900;
средние нормальные объемные теплоемкости,
С), при 125 °С: Ссп = 1,506, CN2 = 1,418; Cspz = 2,284; Сsоз = 2,85;
50 °С- Со2 = 1,309; CN2 = 1,293.
Тепло дутья Qд= (1,309 12,1 + 1,293 45,534} 50= 3735.
0
Тепло белого маtта Qб.м =
73,18 900 = 65861.
12,09"1600 = 19344.
Тепло конвертерного шлака Qк.ш2 =
Тепло газов
Qr=(1,506·0,484 + 1,418 45,534 + 2,284·9,77 + 0,293·2,85) 1250 = 110547.
Тепло черновой меди Qч.м
= 48,692· 550 = 26780.
Рассчитываем тепло реакций второго периода конвертирования,
(нумерация реакций соответствует nринятой в тепловых расчетах перво­
го периода конвертирования).
Для реакции
(2.3)
Q 1 = q3· 0,01392Fе0к ш = 460830· 0,01392 ·1,154 = 7403.
Теплом реакции (2.11) пренебрегаем и далее находим тепло реакций
Q2 = q4· 0,00432 Fe 30 4к.ш = 17069оо· 0,00432· о, 744 = 5518;
Qз = qg· О,ОО786·Сuмет= 217300·0,00786 48,12 = 82188;
Q4 = q1o· 0,01396·NЮк.ш = 1110780· 0,01396·4,753
=
73702.
Находим тепло всех реакций:
Qреакц =
7403 + 5518 + 82188 + 73702 = 168811.
Приход тепла составит
Qприх =
168811 + 65862 + 3735 = 238408.
77
Оnределяем потери теiШа во внешюою среду.
Расчет выполняем для стандартного конвертера длиной
диаметром
стью
3,96
м, с размером горловины
400 т штейна в
1,9х2,0
9,15
м и
м и производительно­
суrки.
Балансовое время переработки
водительности 1\онвертера
100 кг
400 т штейна
штейна при суrочной произ­
'tбал == 2 4 О, 1 = 0,006 ч.
400
Балансовое время первого и второго периодов определяется из
соотношения количества воздуха, поданного в каждом из периодов:
'tJ
= 0•006 75,97 = 0,0030 ч;
150,2
't2 = 0,006
74,21 == 0,0029 ч.
150,2
Поверхность кожуха конвертера определяется как поверхность
цилиндра за вычетом площади горловины с учетом ребристости кожуха.
Коэффициент ребристостости к по практическим данным принимается
равным
1,3-1,5. Приняв к= 1,4, вычисляем велич.ину поверхности кожуха:
2
(21t D /4 + 1tDL- Fropл) =
2
= 1,4(2 3,14 3,96/4 + 3,14 3,96 9,15 -3,8) = 188 м .
Fст =к
Рис .
l . График для
оnределения потерь тепла через стенку
Удельную потерю тепла конвекцией и излучением определяем по
графику (рис.
1).
78
При температуре наружной поверхности кожуха
250 •с
qуд = 4900 ккал/(м ч) = 20502 кДж /(м ч);
1:2 = 20502. 188 0,0029 = 11178 кДж .
2
2
Qст = qуд · Fci
lftOO г--т--r-r--т---т---r--r--r--т---.
~
..,. fJOO
~
ftzoo
~
f100 t--т--т--г--т----.-~+--6'
,.;,
~ 1000 t--t--1f--1--l--l---!--hL!
~
~
SWt--+-+-,_~~-+~~~
~ooo~r-~~+-+-*-~~~~
~ 700 1--+-+-+--+----Ь<~..Ц-.4
~ 6001--+-r-+-~~~~~
~
~ 50/) 1--+-+--+-..,.q..A+h~~-;,.,
:>-
~
~
Рис.
2.
График для определе­
ния потерь тепла излучением
через откръrrые отверстия (на
кривых
приведенызначения
температуры в печи,
0
{fOO
J(}O r-+-~A7"'--::I-"~~~--d~
~ ZOOt--~~~~C4~F=~~--~~•r.ra·
~ (00
~
o.s
os
о
0.1 0.2 о~ 0.4
0.6 0,1 о, в
1,0
J<oJtptpuцueнm duatpptJelщpoбaнiJJi fP
С)
Приняв коэффициент диафраrмирования q> = 0,7, при темпераrуре
внутренней стенки конвертера 1350 "С по графику (рис. 2) определяем
потери тепла через открытую горловину:
qуд=
Qизл
2
2
230000 ккал!(м ·ч) = 962320кДж/ (м ч);
= qуд
Fизл
"t2 = 962320 3,8 0,0029
= l 0605 кДж.
Всего потери тепла во внешmою среду
Qпот = Qст + Qизл =
21783 кДж.
Всего расход тeiUia
=
Qpacx = Qч м+ Qк. w2 + Qr + Qпот =
26780 + 19344 + 110547 + 21783 = 178454 кДж.
Избыток тепла
Qrrpиx-
Qpacx = 23 8408 - 178454 = 599 54
79
кДж.
Тетювой
в табл.
в табл.
2.35,
2.36.
баланс
второго
периода
конвертирования
приведен
сводный тепловой баланс первого и второго периодов
Т а блиц а
-
2.35
тепловой баланс
второго
Статьи прихода
тепла
1.
2.
3.
Тепло белого матrа
Тепло дутья
Тепло экзотермиче-
ских реакций
периода
конвертирования
Значение
Значение
Статьи расхода
кДж
%
%
11,2
65860 27,6 1. Тепло черновой меди
6780
1,6 2. Тешю свернуrого шлака 19344 8,1
3735
110547 46,4
168811 70,8 3. Тепло газов
4. Потери тепла во внеш- 21783
9,1
тепла
кДж
нюю среду
5. Неучтеины е
потери и
Итого
238406 100
25,1
59954
238406
невязка
Итого
Т аблица
100
2.36
Сводный тепловой баланс конвертирования
Статьи прихода
тепла
1.
Тепло горячего
Значение
кДж
%
97017
21,4
штейна
2.
3.
Тепло дутья
Тепло экзотерми-
7557
1,7
348365 76,9
ческих реакций
Статьи расхода
тепла
1.
2.
Тепло черновой меди
Тепло конвертерного
Значение
кДж
%
26780
81727
5,9
18,0
19344
4,3
шлака первого периода
3.
Тепло свернутого
шлака
4.
5.
Тепло газов
Тепло эндотермиче-
217269 48,0
3144
0,7
ских реакций и на испарение влаги
6.
Потери тепла во
44392
9,8
60283
13,3
452939
100
внешнюю среду
7.
Неучтенные потери
и невязка баланса
Итого
452939
100
Итого
80
Значительный избыток тепла во втором периоде конвертирования
объясняется высокой теплотворностью реакций окисления сульфида ни-
келя
-
NiзS2. Во избежание перегрева конвертера на практике при кон­
вертировании никельсодержащих медных штейнов во втором периоде в
конвертер загружают холодные материалы
-
медный скрап, чушки чер­
новой меди. По данным В.В. Мечева, на медном заводе ОАО «Нориль­
ская горная компания» при конвертировании штейнов, содержащих до
3% никеля,
для поддержания температуры от 1220 до 1260 °С во втором
периоде в конвертер загружали в среднем до
25 %
холодных от веса пе­
рерабатываемого штefula. При более высоком содержании никеля в
штейне потребуется расходовать больше холодных материалов (медного
скрапа, черновой меди). Определить расход медного скрапа во втором
периоде конвертирования расчетным путем можно так же, как опреде­
лился расход холодных материалов в первом периоде.
Процессы конвертирования никелевых и медно-никелевых штей­
нов аналогичны процессам конвертирования медных штейнов первого
периода. Продувка этих штейнов завершается получением файнштейнов,
состоящих в основном из сульфидов никеля NiзS2 и сульфидов меди
Cu2S
и никеля NaзS2. В рассмотренном примере конвертирования медно­
никелевого штейна не приведен расчет теплового баланса процесса,
структура которого принципиально не отличается от рассчитанного теп­
лового баланса первого периода конвертирования медного никельсодержа­
щего штейна.
Методика определения состава пьmи, использованная в первом при­
мере, применяма для расчета конвертирования штейнов любого состава.
Г л а в
а
3
ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ
РАФИНИРОВАНИЕ
МЕДИ
И
НИКЕЛЯ
Электролитическое рафинирование является завершающей стади­
ей технологии производства цветных металлов. В результате электроли­
тического рафинирования обеспечивается не только очистка металлов от
примесей, оказывающих вредное влияние на их свойства, но и извлече­
ние благородных и некоторых редких металлов.
81
При расчете процесса электролитического рафинирования состав­
ляют материальный, энергетичесi<ИЙ и тепловой балансы, определяют
объем и скорость циркуляции электролита, а также его долю, вьmодимую
на регенерацию (при рафинировании меди) или на очистку от примесей
(при рафинировании никеля). При проектировании цеха электролическо­
го рафинирования рассчитывают также основные размеры электролиз­
ных ванн.
3.1.
ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ
РАФИНИРОВАНИЕ МЕДИ
Металлическая
медь
после
медь) содержит ряд примесей
огневого рафинирования
(Fe, Sb, Ni, Fe, Se
(анодная
и др.), а также
благо­
родные металлы. Многие примеси ухуДJIIают механические свойства ме­
ди и ее электропроводность.
Электролитическое рафиннрованне обеспечивает получение меди
высокой чистоты
(> 99,9 %),
обладающей повышенной электропровод­
ностью и пластичностью, при этом благородные металлы, а также редкие
элементы, такие, как селен и теллур, переходят в шлам.
описание процесса
электролитического рафинирования меди
Процесс электролитического рафинирования заключается в рас­
творении анода под действием электрического тока и осждении меди в
виде чистого металла на катоде.
Таким образом, в основе электролитического рафинирования меди
лежит следующая электрохимическая система:
cu· 1 CuS04, H2S04, Н2О, примеси, добавки 1 Cu+ с примесями.
Под действием электрического тока на аноде протекают реакции
электрохимического растворения меди в основном с образованием ионов
со степенью окисления
+2:
2+
Cu-2e~Cu
.
На катоде медь восстанавливается по реакции
ci++2e ~ Cu.
В связи с тем, что электрорафинированне меди ведут в сернокис­
лых растворах, возможно химическое растворение меди с анода:
Cu + H2S04 + 0,502 ~ CuS04 + Н2О
82
В результате протекания реакций происходит обогащение элек­
тролита ионами меди и обеднение серной кислотой.
Вместе с медью с анода nод действием тока в электролит перехо­
дят все элементы, более отрицательные, чем медь
(Zn, Fe, Ni,
Со и др.),
которые не восстанавливаются на катоде, а накаnливаются в электроли­
те. Металльi, имеющие более положительный потенnиал (золото, сереб­
ро, металлы платиновой груnпы), не растворяются в электролите и пере­
ходят в шлам. В шламе концентрируются также селеняды и теллуряды
меди. Металльi, имеющие близкий к меди потенnиал (мышьяк, сурьма и
висмут), могут переходить в электролит и при определенных условиях
разряжаться вместе с медью
на катоде, загрязняя ее, существенно сни­
жают ее электропроводность. Поэтому эти примеси считаются наиболее
вредными, их содержание в электрошпе не должно превыmать, г/л:
Sb- 5,0, Bi -1,5. Допустимое
содержание никеля в электроmrrе
As- 9,0,
20--25 г/л.
Таким образом, состав электролита в процессе рафинирования из­
меняется: в нем увеличивается со временем содержание примесей
ме­
таллов, меди, но снижается содержание серной кислоты В результате из­
меняются и свойства электролита: увеличивается его вязкость, снижается
электропроводность. Для восстановления состава и свойств электролита
проводят его регенерацию.
Применяется два способа регенерации электролита. Первый со­
стоит в проведении
электролиза меди из электролита в ваннах с нерас­
творимыми анодами. При этом из раствора на катоде восстанавливается
часть меди, а на аноде протекает электролиз воды с выделением кисло­
рода и регенерируется кислота. Для определения количества ванн реге­
нерации рассчитывается количество меди, переходящее в раствор в ре­
зультате коррозии анодов (обычно
2-3
%от веса анодов). С учетом ко­
личества меди, вьmодимой в купоросный цех, при принятой призводи­
тельности ванн определяется их количество. По другому способу регене­
рация осуществляется путем периодического вывода части
электролита
из общей циркуляции на производство сульфатов меди и никеля. Содер­
жание примесей в выводимом из циркуляции электролите должно быть
равным их количеству, попадающему в электролит с анодов за опреде­
ленный
nромежуток времени. Обычно объем выводимого электролита
рассчитьmется по основной, быстрее всех накапливающейся
в нем при­
меси. Вместо выведенного из циркуляции объема электролита вводят не­
обходимое количество раствора серной кисТiоты.
Для
определения удельного
расхода электроэнергии
предвари­
тельно проводится расчет падения напряжения на ванне. Для этого на
основании данных о составе электролита по методу Сковранекого опре-
83
деляется его удельное сопротивление и сопротивление всего слоя элек­
тролита в ванне при рассчитанном межэлектродном расстоянии. Кроме
того, находится сопротивление шлама, контактов и катодных штанг. Для
расчета расхода электроэнергии пр иннмается на основании практических
данных выход по току.
Расчет количества катодов в ванне и ее размеров проводится с
учетом принятой плотности тока, токовой нагрузки ванны и размеров ка­
тодного полотна. Все необходимые для расчета данные берутся из прак­
тики работы заводов. Количество анодов в ванне устанавливается на
единицу меньше, чем катодов.
Тепловой баланс ванны составляется для определения количества
тепла,
необходимого для подогрева электролита до оптимальной темпе­
ратуры 60-65 °С. Подогрев электролита бывает необходим при проведении рафинирования на умеренных плотностях тока
250-350
А/м
2
.В
этих
услових расход тепла ванной превышает прююд. При проведении элек­
тролиза при указанной температуре улучшаются его показатели: снижа­
ется электрическое сопротивление раствора, повышается растворимость
солей металлов, возрастает коэффициент диффузии меди, а следователь­
но, улучшаются условия для выравнивания концентрации ионов метал­
лов в электролите.
Приход тепла в ванне зависит от греющего сопротивления элек­
тролита, шламаи ЭДС поляризации. Расход тепла слагается из тепла, за­
трачиваемого на испарение воды и потери через стены и зеркалом элек­
тролита. Рассчитанный недостаток тепла передается электролиту в змее­
виковом теплообменнике теплом перегретого пара. Расчет теплообмен­
ника ведется по общепринятой методике.
Расчет процесса электролитического рафинирования меди произ­
веден на проектную производительность цеха 200 тыс. т катодной меди в год.
материальный баланс
На электролитическое рафинирование поступают аноды следую­
%: Cu- 99,3; Ni- 0,5; Fe- 0,002; 0:2- 0,09; Se- 0,03; As- 0,001;
0,003.
Выход анодного скрапа- 20 %.
щего состава,
Bi- 0,003;
Те-
Принимаем следующеее распределение меди и примесей (за выче­
том скрапа) между раствором, шламом и катодным осадком:
Си
В раствор
Вшлам
В катоды
1,8
0,2
98
Ni
92
1
7
Fe
70
20
1о
84
02
90
1о
Se
1
98
1
As
73,5
25
1,5
Bi
52
7
41
Те
1
98
1
С учетом принятого распределения рассчитываем материальный
баланс. Расчет ведем на
В
1000
1000 кг анодов.
993
кг анодов содержится
кг меди. Перешло меди в скрап:
993 0,2 = 198,6
кг.
Всего в раствор, на катоды и в шлам перешло:
993 - 198,6 = 794,4
кг меди.
С учетом принятого распределения перешло меди:
в шлам
в раствор
на катод
-794,4 0,002 = 1,589 кг;
-794,4 0,018 = 14,3 кг;
-794,4-1,589-14,3 =778,511
кг.
Аналогично рассчитываем распределение примесей. Результаты
расчета сводим в табл.
3 .1.
Таблица
3.1
материальный баланс электрорафинирования меди
Количество 'v!еди и примсссй
Эле-
Посту-
мент
пило
Си
NI
Fe
02
Se
As
Bi
Те
Про-
кг
%
993 99,3
5 0,5
0,02 0,002
0,9 0,09
0,3 0,03
0,01 0,001
0,03 0,003
0,03 0,003
0,71 0,071
Перешло
в скрал и
остатки
вшлам
в раствор
кг
кг
кг
%
%
%
14,3
1,43
198,6 19,86 1,589 0,1589
0,1 1 3,68
0,04
0,368
0,1
1
0,004 0,0004 0,0032 0,00032 0,0112 0,00112
0,18 0,018 0,648 0,0648
0,06 0,006 0,2352 0,02352 0,0024 0,00024
0,002 0,0002 0,002 0,0002 0,00588 0,000588
0,006 0,0006 р,ОО168 16,8 10·5 0,01248 0,001248
0,006 0,006 0,0006 0,02352 23,5 10-4 0,00024
0,028
0,142 0,0142 0,198 0,0198
0,28
в катоды
кг
778,51
0,28
0,0016
0,072
0,0024
0,00012
0,00984
2,4104
0,09
%
77,851
0,028
0,00016
0,0072
0,00024
12 1о· 6
9 810"4
2,410" 5
'
0,009
чие
Итого
1000 100
200
20
2,7406 0,27406 18,2922 1,82922 778,967 77,8967
На
1000 кг катодной меди необходимо затратить 1:77,8967 = 1,284 т
1,284 100/(100- 20) = 1,605 т анодов.
При производительности цеха 200 тыс. т в год катодной меди су­
точная производительность составит 200000: 365 = 548 т.
анодов, а с учетом анодного скрапа-
Расчет основного оборудования
Основное оборудование цеха- электролизные ванны. При расчете
ванн определяют их размеры, производительность и количество.
85
Расчет количества катодов и размеров злектролизной ванны.
2
Плотность тока принимаем равной 290 А/м . При силе тока 16200 А
2
16200:290 =56 м .
длина ак = 0,86, ши­
площадь катодной поверхности одной ванны составит F =
Размеры катодного полотна, м, следующие:
рина Ьк
= 0,96.
Так как число катодов на один больше числа анодов, а
крайние катоды работают только одной стороной, общая площадь като­
дов в ванне будет равна
F = 2ab(n- 1).
= F/2ab + 1 = 56!2· 0,86· 0,96 + 1
Отсюда число катодов nк
Число анодов
=
35.
na = 34.
Ширина анода Ьа =
830 мм.
15 мм, расстоянии ме­
жду одноименными электродами по центру 100 мм и зазорах от внутрен­
ней поверхности ванны до поверхности крайних катодов, равных 200 мм,
925
40
При толщине анода
мм, длина аа =
мм, толщине катода
длинаваннысоставит
L=
100(nк-
1) + 200 + 200 = 3800 мм.
Ширину ванны определяем по ширине катода и ширине зазоров
между катодом и внутренней поверхностью ванны, равных
(это расстояние обычно принимается от
в=
50 до 75
50·2
=
960 + 100 = 1060 мм.
Глубина ванны при расстояниях от дна до полотна катода
и от поверхности электролита до борта ванны
лотна катода
100 мм
мм):
55
300
мм
мм с учетом длины по­
(860 мм) будет равна
н= 860 + 300 +55= 1215 мм.
Объем ванны
3
V = LBH = 5,22 м .
Ванна заполняется электролитом и электродами примерно на
90 %
объема. Следовательно, объем ванны, заполненный электродами и элек-
тролитом, равен V' = 5,22· 0,9 = 4, 7 м 3 .
Объем электролита в ванне
Vэл
=
V' - Vа - Vк
(здесь
Vа и Vк -
объемы, заполненные анодами и катодами),
vэл = 4,7- 35· о,8б· о,9б· о,о15- 34· о,925· о,83· о,о4 = 3,22 м 3 .
Расчет количества ван11. Количе~тво ванн, необходимых для
производства
200 тыс.
т катодной меди в год, находим по уравнению
Р=
где Р
-
Np·I" 365. 24М 1,186· А,
производительность проектируемого цеха, тыс. т в год;
ло ванн;
365-
число календарных суток;
86
24-
время, ч;
Np - чис­
1,186- электро-
химический эквивалент меди, г/(А-ч); А
А
= 0,96);
М
I-
сила тока, А;
-
-
выход по току (принимаем
машишюе время работы ванн (принимаем М =
0,92);
6
Np = 20ОООО·1О /(162ОО· 24· 0,92· 0,96·1,186 365) = 1345.
В цехе устанавливаем
Расчет
42
напряжения
серии, каждая- из
на
32 ванн.
ванне
Рассчитаем сопротивление электролита следующего состава, г/л:
Cu- 50; H2S04- 110; Ni- 25; Fe- 1; As- 5.
Остальные примеси из-за их
незначительного содержания не учитываем.
Расчет ведем по методу Сковронского. У дельное сопротивление
электролита рассчитываем по формуле
1,364 + 0,00942· Ccu + 0,00942 CN;" AculANi +
+ 0,00942· CF; AculAFe + 0,00942· С Acu/Aдs,
р = к·
где к- коэффициент, получающийся в результате деления удельного со­
противления раствора H2S04 заданной концентрации на удельное сопро­
тивление раствора серной кислоты концентрации
150
г/л; к =
1,287;
с- концентрация металлов, г/л; А- атомные веса металлов,
= 1,287• 1,364 + 0,00942(50 + 25"63,55/58,71 +
+ 1· 63,55/55,85 + 5·63,55/74,92) = 2,532 Ом·см.
р
При
60 °С
р
= 2,532- 0,0065(t- 55)= 2,239
Ом·см.
При выходе анодных остатков
40
20 % и стартовой толщине анодов
40· 0,2 = 8 мм.
основы 1 мм максимальное расстояние
мм толщина анодных остатков составит
При толщине катодной
между электродами будет равно
(100- 8 -1): 2 = 46,5
мм=
4,65
см.
Площадь среднего сечения электролита между анодом и катодом,
по которому протекает электрический ток, равна
(ak bk + аа· Ьа)/ 2 = (0,86· 0,96 + 0,83· 0,925): 2 = 0,7967
В ванне
2
.
35 катодов, следовательно, число межэлектрод­
ньrх промежуrков равно 68. Тогда общее сечение электролита, по которо2
му протекает электрический ток, составляет 0,7967" 68 = 54,1756 м .
При межэлектродном расстоянии l = 46,5 мм сопротивление элек­
34
анода и
м
тролита
87
4
Rэл = p·//s = 2,239· 4,65/(54,1756· 10 ) = 1,922'10" Ом.
5
Сопротивление шлама составляет в среднем
10---15 % от общего со­
15 %, тогда сопротивлеие
противления шлама и электролита. Принимаем
Rшл = Rэл· 15/85 = 1,922· 1о·5 · 15/85 = 0,339· 1о· 5 Ом.
При силе тока на ванне, равном
тодную штангу протекает
16200 А,
16200/35 == 463 А.
через каждый катод и ка­
Принимаем допустимую токовую нагрузку на
2
1 мм поперечного
2
сечения штанги равной 2 А/мм . Тогда поперечное сечение штанги будет
равно
463: 2 == 232
мм
2
.
Длина штанги-
1200 мм. Сопротивление штанги при t
может быть определено по соотношеншо
15
=
15
15 ос
R шт = р · 1/s, где р
удельное соnротивление меди при t = 15 оС; р
15
15
-
= 0,0175 Ом·мм /м. Под­
2
ставля численные значения, получим
R шт
15
=
0,0175· 1,2/232 = 0,91·10.4 Ом.
Температуру штанги, находящейся над горячим электролитом под
токовой нагрузкой, принимаем равной
45 °С. Тогда сопротивление штан­
ги определяем по формуле
45
R
=
здесь
а=
а
-
0,004
шт=
R
15
wт[1
+a(t-15)]
=
0,91'10.4[1 + 0,004(45 -15)] = 1,02·ш Ом,
4
температурный коэффициент удельного сопротивления меди,
Ом/град.
Сопротивление 35 штанг Rwт= 1,02· 10.4: 35 = 0,29·10-5 Ом.
Принимаем сопротивление контакта анод-катодная IIПанга рав­
ным 7,56·10"5 Ом, тогда сопротивлеюJе контактных групп всей ванны со­
ставит 7,56· 1о· 5 · 35 = 0,22·1 о· 5 Ом.
Сумма анодной и катодной поляризаций принимается равной 0,04 В.
Тогда сопротивление ЭДС поляризации будет равно 0,04:16200 = 0,25·1 о·5 Ом.
Таким образом, общее сопротивление средней ванны в блоке
складывается из следующих значений сопротивлений, Ом:
электролита -1 ,922· 1о· 5 ;
шлама- 0,339·1о- 5 ;
катодных штанг- 0,29·1 о·5 ;
контактов - 0,22· 1о- 5 ;
ЭДС поляризации- 0,25·1 о· 5
и в сумме составит 3,021'10-5.
88
Краевые ванны имеют большее сопротивление (на величину со­
противления шины). Поперечное сечение шины принимаем равным
2
22400 мм , длина шины - 4140 мм. Тогда, подставляя численные значеНИЯ, ПОдучИМ
45
R ш=0,0175[l+a(t-15)]//s=
= 0,0175(1 + 0,004· 30)4,14:22400 = 0,36·10-5 Ом.
Следоваrельно, сопротивление краевой ванны составит
3,021·10- + О,36·1о- 5 = 3,381·Io5 ом.
5
В соответствии со значениями сопротивления отдельных злемен­
тов ванны и силы тока составляем ее электрический баланс (та б л.
3 .2.)
Таблиц а
3.2
электрический баланс ванны
Падение напряжения
Элементы сопротивления ванны
Эш:ктролит
в
%
0,311
0,055
0,046
f------Q,036
0,041
0,.:189
Шлам
Катодные штанги
Контакты
ЭДС поляризации
Итого
отобщего
63,6
11,2
9,4
7,4
8,4
100
Расход электроэнергии на тонну катодной меди составит:
W = 0,533" 10 /(1,186·0,96) = 436 кВт· ч.
3
Расчет
количества
катодов
При размерах анода, равных 925х830х40 мм, его масса составит
0,925· 0,830· 0,04· 8,5 = 0,261 т (8,5 т/м - плотность меди).
3
По материальному балансу на катоды перейдет из анодов
77,8511%
медиили
261· 0,7785 = 203,5
Тогда при производстве
200000
кг.
т катодной меди в год необходимо
переработать анодов:
200000:0,2035 == 98280
шт.
При плотности тока, равной 290 А/м и выходе по току 96 %, на
2
катоде в сутки отложится меди:
1,186· 0,96· 24· 290· 2· 0,86. 0,96 = 13085
89
г=
13,086 кг.
Продолжительность растворения анода составляет
203,5:13,086 =16
сут.
При соотношении срока растворения анода к сроку наращивания
катода
3: 1 количество
произведенных катодов в год составит
шт.
982800 3 = 2948400
(или 2948400:(365 24) =
337 катодов в час) при среднеймассе 203,5:3 ~ 68 кг.
337 24 = 8088 шт.
Maтpwrnыe серии ванн должны в суrки выдавать
Dснов, и примерно
1О %
от этого количества основ затрачивается на из­
готовление ушков и поь.1Jытие брака.
Количество матричных ванн в цехе определяется по формуле
т
Х=
где
м
1,1Np ·nk ·Tk
м
2nk
т
т
м'
·Tk +1,lnk ·тk
т
общее количество ванн в цехе; Пk , Пk
Np v
v
товарнои и матричнои ваннах соответственно:
м
- количество катодов в
т
Пk =
35 ,
Пk
м=
34 ; Tkт, Tkм -
сроки наращивания катода и основы в товарной и матричной ваннах:
tkт = 5,3 сут, 'tkм = 1 сут.
Подставляя численные значения, получим
х
=
1,1 1345·5,3
= 130
2· 34·5,3+ 1,1·35. 34
Так как серия состоит из
лено
4
32
ванн, то в цехе должно быть установ­
серии.
2
Приняв плотность тока на матричном переделе равной 270 А/м ,
размеры катодного полотна
0,86 0,96
м, выход по току
96 %,
рассчитаем
массу и толщину катодной основы.
Масса основы равна
0,86 · 0,96·1, 186· 0,96· 270· 24 =
кг.
6 09
1000
'
до
Масса основьr с учетом ушков должна быть увеличена на 6 %, т.е.
6,5 кг. Тогда толщина основы составит 6500:(86 96· 8,5) = 0,093 см"' 1 мм.
определение ведущей примеси
и объема электролита,
выводимого в купоросный цех
По таблице материального баланса видно, что в наибольшем ко­
личестве в электролит будут переходить никель, железо и мышьяк. Ве­
дущей примесью является тот металл, содержание которого раньше дру­
гих достигнет предельно доnустимой КО.ЕЩентрации в электролите.
90
В катоды переходит
меди и
77,85 %
ежесуточно во всех ваннах растворяется меди:
0,0456% примесей. Тогда
548:0,7785 = 703,6 т.
Следовательно, в сутки при растворении анодной меди в раствор
перейдет следующее количество примесей:
никеля
-0,005 703600 0,92 = 3236,1 кг;
-0,00002 703600 0,7 = 9,849;
мышьяка -0,00001 703600 0,735 = 5,1701 кг.
Общий объем электролита в ванне 3,22 м 3 . Полный объем элек­
железа
тролита в цехе рассчитывают по формуле
Vц=
где
1,2 -
коэффициент запаса;
1,2
Уэл·Nр,
V эл-объем
электролита в ванне;
Np -
ко­
личество ванн в цехе. Подставив численные значения, получим
Vц=
1,2 3,22 1345 = 5197,1
м
3
.
Предельное содержание примесей в электролите, г/л, примем рав­
ным: никеля
- 25,
железа-
l,
мышьяка-
5.
Электролит обогатится до предельного содержания за следующее
время: по никеmо за
= 528
(5197· 25)/3236 = 40 cyr; по железу
(5197· 5)/5, 17 = 502 сут.
за
(5197· 1)/9,849
=
сут; по мышьяку за
Следовательно, ведущей примесью является никель, содержание
которого в электролите достигает предельного значения за
40
сут. Для
поддержания концентрации в электролите никеля и других примесей на
допустимом уровне следует ежесуточно выводить из циркуляции и на­
правлять в купоросный цех определенное количество электролита. Най­
дем его объем.
Из анодов переходит в электролит никеля
3236
кг/ сут. Следова­
тельно, ежесуточно в купоросный цех необходимо выводить электролита:
3236000:25 = 129440 л (129
м\
В купоросном цехе электролит перерабатывается с получением
катодной меди, медного и никелевого купороса.
определение числа
ванн
регенерации
При электролитическом рафинировании медь в раствор электро­
лита переходит как электрохимическим путем, так и в результате хими­
ческого взаимодействия по реакции
Си
+ О2 + H2S04 = CuS04 + Н2О
Вследствие коррозии анодов в электролит переходит дополни­
тельно
2-3% меди.
91
Принимаем, что химическим путем растворяется
2,1% меди ано­
дов. Чтобы концентрация меди в электролите оставалась на заданном
уровне, необходимо избыточное количество меди выводить из электро­
лита, находящегося в циркуляции. Корректировка содержания меди в
электролите достигается путем вывода части электролита в купоросный
цех, а также электролизом в ваннах с нерастворимыми анодами. С этой
целью в цехе устанавливается определенное число ванн регенерации.
При производительности цеха
химически растворяется
703,6
548
т/сут катодной меди электро­
т/сут анодной меди. При этом за счет кор­
розии в раствор перейдет
703,6 0,021 = 14,8 т
меди.
С электролитом в купоросный цех выводиrся меди
50·129 = 6450 кг/суr.
Таким образом, в ваннах регенерации из электролита необходимо
удалять меди
14,8- 6,45 = 8,35
т/сут.
При производительности ванны регенерации, равной производи­
тельности товарной ванны
(548:1345 = 0,407 т/сут меди),
8,35:0,407:;;:; 21 шт.
количество
ванн регенерации должно равняться
тепловой баланс ванны
Тепловой баллапе ванны составляется длля нахождения статей
прихода и расхода тепла. При осуществлении процесса рафинирования
2
на умеренных плотностях тока (250--300 АJм ) расход тепла превышает
приход, что делает необходимым подогрев электролита для поддержания
заданной температуры в ванне.
Приход тепла. Учитываем только тепло, которое непосредствен­
но идет на нагревание электролита и электродов.
Греющее сопротивление ванны слагается из сопротивления элек­
тролита, шлама
и ЭДС поляризации. Приход тепла за
ч может быть
l
определен по формуле
Qприх =
где Rrp= Rэл
0,239·1 2 ·Rrp ·3600
IOOO
4,184
+ Rшл + Rэдс. здесь Rэл- сопротивление электролита;
сопротивление шлама; Rэдс
-
ставляя численные значения, получим
5
Rшл -
сопротивление ЭДС поляризации. Под­
5
5
Rrp = 1,922· 10 + 0,339"10 + 0,25· 10-
=
5
2,511· 10
Ом;
Qприх 0,239·16200:~~~1 J.I0- 3600 4 , 184 = 23723 кДж/ч.
5
92
Расход тепла ванной слаrаетси из тепла, затрачиваемого на испа­
рение воды из электролита, на
потери, свизаmrые с лучеиспусканием и
конвекцией, теплопроводностью стенок и дна ваmrы.
Потери тепла с испаряющейся водой. Площадь дна ваmrы ерав­
на 4,14·1,06 = 4,39 м2 . Часть этой площади составляет поверхность элек­
тролита, друrаи часть занята анодами и катодами.
Вычислим площадь зеркала, занимаемую 35 катодами шириной
2
960 мм и толщиной 1 мм (35· 0,96· 0,001 = 0,034 м ), 34 анодами шири­
ной 925 мм и толщиной 40 мм (34· 0,925 · 0,04 = 1,26 м\
Следовательно, свободнаи поверхность (зеркало) электролита со-
2
ставит
2
4,39- (0,034 + 1,26) = 3,096 м , с округлением- 3,1 м .
Количество испаряющейси воды с 1 м 2 зеркала вamr за 1 ч в зави­
симости от температуры электролита приведено в табл. 3.3. При темпе­
рюуре, равной 60 °С, с каждого 1 м 2 зеркала электролита испаряется во­
ды 4,18 кг/ч, а со всей поверхности ваmrы- 4,18· 3,1 = 12,958 кг/ч.
Таблица
3.3
зависимость количества испаряющейся воды
от
температуры
0
Температура, С
35 47 48
30
Количество испаряющейся воды
с 1 ~ зеркала ванны за 1 ч, кг
51
54 56
60
67 70
0,4 0,65 1,4 1,8 1,95 2,25 2,7 4,18 5,95 7,5
Приведем значения теплоты параобразования воды при различных
температурах электролита:
Температура, С
0
55
56
57
58
59
60
61
62
63
64
65
Теплота парообра- 2369 2366 2364 2361 2359 2356 2354 2351 2349 2346 2344
зования, кДж/кг
Теплота парообразованеия воды при температуре 60 °С составляет
2356
кДж/кг. Каждая ванна за счет испарения воды за
1
ч теряет сле­
дующее количество тепла:
Qисп
= 2356' 12,958 = 30529 кДж.
Потери тепла зеркшzом электролита. Тепло теряется лучеис­
пусканием и конвекцией. Определим величину этих потерь, используя
уравнение Фурье:
Qизл = kF(tJ - t2),
93
где k - кооффициент теiШоотдачи, определяемый по уравнению Стефа­
на-Больцмана:
k=еtлуч+Сtконв =4,184[С(~)' -(&) +2,2~]·
4
'
тi -т2
здесь с
-
коэффициент, равный
3,2
для зеркала электролита; Т 1 и Т 2- со­
ответственно, температуры электролита и окружающего воздуха, К.
Примем температуру воздуха в цехе
t2 равной 20 °С.
Тогда
2931100
).
k= 4184·(3
2(3331100333--293
) -(
) +2 2t/60-20) =39 64кДж/( 2 . .
'
'
м ч град '
'
'
4
Qизл=
4
39,64· 3,1·4о = 4915
кДж/ч.
Потери тепла железобетонной поверхностью ванны. Величи­
на этих потер1. также определяется по уравнению Фурье:
QcТ=kF(t1-t2).
Температуру наружных стенок ванны принимаем равной 35 °С,
температуру воздуха в цехе - 20 °С, коэффициент С для железобетона -
4,0. Тогда коэффициент теплоотдачи k' = 34,85 кДж/(м ·ч·град).
2
Зная габариты ванны, определим величину внешней поверхности
торцевых и боковых стен и дна ванны.
Величина поверхности торцевых стен
Sт = 2(1060.1215)!106 = 2,58 м2 .
Величина nоверхности боковых стен
2
S5= 2(4140.1215)/10 = 10,06 м .
6
Величина поверхности дна
Sд= 4140"1060/106 = 4,39 м 2 .
Потери тепла торцевыми стенами:
Qт =
34,85· 2,58(35- 20) = 1349 кДж/ч;
боковыми стенами:
Q5 = 34,85· 1О,о6· 15 = 5259 кДж!ч;
дном:
Q1 = 34,85· 4,39· 15 = 2295
94
кДж/ч.
Потери тeiUia дном и стенами ваmrы
1349 + 5259 + 2295 = 8902 кДж/ч;
Qиcn + Qизл + Qст = 30529 + 4915 + 8902 = 44346
Qст =
Qpacx =
кДж!ч.
Недостаток теrша, который должен быть компенсирован подогре­
вом электролита паром в теШiообмеmшке, определяют разностью
Qpacx- Qприх = 44346 - 23 723 = 20623 кДж/ч,
а для всех ванн он равен
20623· 1345::.; 27,74· 106 кДж/ч.
При нахождении расхода пара на подогрев электролита необходи­
мо учесть потери тeiUia в трубопроводах при циркуляции электролита.
Дпя этого сначала рассчитаем количество электролиrа, протекающего по всем
трубопроводам цеха за
1ч
при скорости циркуляции
20 л/ мин. При объеме
, и припятой скорости циркуляции полная смена электролита в ванне произойдеr за (3,22· 1000):(20· 60) = 2,7 ч.
Суммарный объем электролита в ваннах равен 3,22· 1345 = 4331 м3 .
3
Тогда за 1 ч по трубопроводам цеха должно протекать 4334:2,7 = 1604 м
электролита в ванне, равном
3,22
м
3
электолита.
Принимаем, что снижение температуры электролита в трубопро­
водах на участке от ваmrы до подогревателя и обратно равно
l С. Плот­
0
ность электролита принимаем равной 1,27 r/см , а удельную теШJоем­
3
кость-
3,43
Дж/(r• С).
0
Тогда потеря тeiUia за
1ч
в трубопроводах цеха равна
1604·1,27· 3,43· 2 = 14'10 кДж/ч.
6
Таким образом, общее количество теrша, которое необходимо пе­
редать электролиту в теШiообмеmшке, составит
27,74'10 + 14'10 =42'10 кДж!ч.
6
6
6
Расчет теплообменника
Принимаем, что для подогрева электролита применяются змееви­
ковые теrшообменники, одновременно являющиеся напорными баками в
системе циркуляции раствора.
Змеевик теrшооменника спиральный, сделан из свинца. ТеШJоно-
ситель- водяной пар с давлением 2,6 кr/см 2 , температурой 128 °С, ШIОТ­
ностью 1,4.103 r/см3 , теiШосодержанием 2719 кДж/кг. При температуре
95
конденсата, вытекающего из теплообменника, 90 °С 1 кг пара отдает
электролиту тепла:
2719 -1" 90" 4,184 = 2342
кДж.
Рассчитаем необходимое количество пара для подогрева всего
электролита в цехе в течение часа:
42.10 /2342 = 17933 кг/ч "" 17,9 т/ч.
6
В суrки расход пара составит
ди-430:548 =
0,785
17,9"24 = 430 т,
а на
1 т катодной ме­
т.
Количество теiШа, которое передается от пара к электролиту в те­
плообменнике на участке конденсации пара за
1 ч,
Q1 = 17933(2342- (1·1·100"4,184)] = 34,5.10 6 кДж!ч.
Поверхность змеевика на участке конденсации пара определяют
по формуле
F 1 =QJ/l<J(ti -tz),
где
t1 - tz - средняя разность температур конденсата и электролита; k1 -
коэффициент теплопередачи на участке охлаждения конденсата. Прини­
маем
t1
=
100 °С, tz =59 ос.
Коэффициент теплопередачи рассчитываем по формуле
kt = 1/(1/at + 1/az + 8ГА),
здесь щ
-
коэффициент теiШопередачи от пара к стенке змеевика, рав­
ный 4,184· 104 кДж/(м2 ·ч· град); az - коэффициент теплопередачи от
3
стенки змеевика к электролиту, равный
щина стенки змеевика, равная
свинца, равный
4
мм;
2
4,184· 10 кДж!(м ·ч· град); о- толЛ - коэффициент теплопроводности
125,5.
При найденном значении коэффициента теплопередачи
k1 = 3404 кДж/(м ·ч· град)
2
величина поверхности змеевика
6
F1 = 34,5.10 /(3404(100- 59)]"" 247
м2 .
Площадь поверхности змеевика на участке охлаждения конденсата
до
90 ос определяют по формуле
Fz = Qz/(kz"(tJ - tz)J.
Количество теiШа, теряемое конденсатом на этом участке,
Qz = 42· 10 - 34,5· 10 = 7,5· 10 кДж.
6
6
96
6
Коэффициент теШiопередачи
kz = l(lla1 + 1/az + 8/Л.),
где <XJ
= 8,368' 10
3
2
кДж/(м ·ч· град). Остальньrе величины в этом выраже-
нии имеют те же значения, что и при определении
kJ.
Тогда после под­
сталовки найдем kz = 2574 кДж!(м ·ч· град).
2
Определим среднюю величину разности температур:
tJ- t2 =
[(100- 59)+ (90- 59)]= 34
°С.
После подсталовки численных значений, получим
м2 .
6
F2 = 7,5· 10 /(2574· 34) = 85,7
Тогда Шiошадь общей поверхности змеевика составит
F1 + Fz = 247 + 85,7 = 332,7 м .
2
В цехе
42
серии разделены на
7
циркуляций (по
циркуляции). Следовательно, в цехе должно быть
7
6
серий в каждой
теШiообменников.
Il'Iощадь поверхности змеевика в каждом теплообменнике будет равна
332,7:7 ""'47,5 м . Пар массой 1 кг занимает объем 1/J,415 = 0,706 м3 . Тогда
объем пара, пос'l)'Пающего в подогреватель в 1 с, составит
2
3
2562· 0,706/3600 = 0,502 м .
300
При скорости пира на входе в змеевик теШiообменника, равной
2
f= 0,0,502:300 = 0,017 м .
м/с, Шiощадь поперечного сечения змеевика
При круглом сечении змеевика
ero внутренний диаметр
dвн= ...f(0,017'4)/3,14 = 0,147 М= 14,7 см.
Определим наружный диаметр змеевика при толщине стенки 4 мм:
dнар
= 147 + 2· 4 = 155
мм.
Длина змеевика
L = F/(1t
dнар)
= 47,5/(3,14' О, 155) = 97,6
Примем диаметр витков змеевика равным
2 м,
м.
тогда число витков
n = 97,6/(3,14' 2)""' 16.
Расстояние между наружными стенками соседних витков примем
равным
40
мм, тогда высота змеевика
н=
16' 150 + 15' 40 = 3080
97
мм.
3.2.
ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ
РАФИНИРОВАНИЕ НИКЕЛЯ
В проект цеха электрошпического рафинирофания никеля входит
определение числа и размеров электродов в ванне, количества и разме­
ров товарных и матричных ванн, расчет количества анодного шлама, вы­
бор параметров рафинирования (плотности тока, состава, температуры и
скорости циркуляции электролита), расчет электрического и теплового
баланса ванн, а также расчеты очистки электролита от примесей и мате­
риального баланса по никелю, кобальту и железу.
В расчете припята производительность цеха электролитического
рафинирования никеля, составляющая
описание
50000 т/г.
процесса электролитического
рафинирования никеля
При электролитическом рафинировании никеля применяют как
сульфидные, так и металлические аноды. На отечественных заводах
осуществляют рафинирование металлических анодов.
Особенностью технологической схемы электролитического рафи­
нирования никеля является замкнутая циркуляция растворов, что не по­
зволяет вводить в электролит компоненты, не характерные для его соста­
ва и поэтому загрязняющие раствор.
Для предотвращения возможного загрязнения катодного никеля
присутствующими в анодном никеле и электролите примесями металлов
необходимо осуществлять глубокую очистку электролита от примесей,
применять оптимальные составы электролита и электрический режим
процесса, разделять анодное и катодное пространство фильтрующей
диафрагмой, изготовленной из химически стойких и механически проч­
ных материалов, обеспечивать оптимальную циркуляцию электролита.
Неизбежное выведеmfе из циркуляции вместе с раствором никеля
в процессе очистки электролита от примесей делает необходимым по­
стоянное пополнение электролита солями никеля.
Технология
электролитического
рафинирования
никеля
всегда
включает следующие переделы: собственно электролиза; очистки элек­
тролита от примесей; приготовление никельсодержащего раствора для
пополнения системы ЮfКелем.
В главе достаточно подробно освещены особенности технологии
очистки электролита от примесей и приготовление никельсодержащего
раствора путем растворения ЮfКелевого концентрата в автоклавах.
98
Ниже рассмотрены процессы, протекающие на анодах и катодах,
т.е. собственно процессы электролиза.
Аноды, отливаемые из чернового никеля, представляют собой пла­
стшiы пшриной от
61 О до 860 мм, длшюй 850-970 мм и толщиной 60-90 мм.
250 до 310 кг. В зависимости от массы
Масса анодов колеблется от
анодов и плотности тока, продолжительность их растворения изменяется
ОТ
17 ДО 30
сут.
Стандартный электродный потенциал никеля равен
-0,25
В. Из-за
пассивации потенциал никелевого анода в промытленных электролитах
возрастает до
(0,4-0,5)
В. Поэтому платиновые металлы, золото и сереб­
ро, потенциалы которых не ниже, чем
0,8
В, с анодов целиком переходят
в шлам. Потенциалы меди, особенно железа и кобальта, присутствующих
в виде твердого раствора с никелем, значительно ниже потенциала нике­
левого анода. Поэтому в процессе анодного растворения эти металлы
также растворяются вместе с никелем. Таким образом, на металлическом
никелевом аноде протекает следующая обобщенная электрохимическая
реакция:
Ме-2е=Ме 2 +
(здесь Ме-
Ni, Cu, Fe
и Со).
Сульфид меди, присутствующий в анодном никеле и имеющий
более высокий потенциал растворения, чем потенциал никелевого анода,
переходит в шлам.
Из-за поляризации никелевого катода потенциал разряда никеля
сдвигается в отрицательную сторону до значений
(0,5-0,6)
В.
Из-за более высокого потенциала никелевого катода становится
возможным разряд не только меди, но и более отрицательных металлов,
в частности, железа и кобальта по реакции
Ме 2 ~ +2е =Ме
Для предотвращения загрязнения катодного никеля металлами­
примесями необходима глубокая очистка электролита. Для этого катод­
ное пространство отделяют от анодного диафрагмой, а обогащенный
примесями электролит (анолит), вытекающий из анодного пространст­
ва, направляется на очистку. Очищенный же электролит (католит) по­
дается в катодное пространство, откуда он через диафрагму перетекает
в анодное.
Диафрагма представляет собой каркас, изготовленный из поли­
мерного материала и обтянутый механически прочной, химически стой­
кой и имеющей низкое омическое сопротивление тканью.
99
Для предотвращения проникновения анелита из анодного про­
странства в катодное через nоры диафрагмы необходимо иметь разность
уровней электролитов в пределах от
5 до 1О
см.
Для создания условий, обесnечивающих преимущественный раз­
ряд ионов никеля на ](атоде, и для предотвращения разряда ионов водо­
рода необходимо поддерживать рН электролита в узких пределах от
до
4, 7.
2,1
Устойчивая концеmрация ионов водорода в растворе достигается
введением в электролит буферной добавки- борной кислоты.
Интенсивное ведение процеса электролиза может быть осуществ­
лено nутем повышения плотности тока. Однако при выборе плотности
тока необходимо учитывать как технологические, так и экономические
показатели. Допустимая плотность тока, при которой возможно получе­
ние
качественного
катодного
осадка,
зависит от содержания
электролите. Так, при содеfжании никеля
плотности тока
270
А/м
2
,
220-225
А/м
,
при
70
60
г/л допустимая плотность тока будет
а на комбинате «Южуралникель» при плотности тока
применяли электролит, содержащий
никеля в
г/л можно работать при
400
А/м
2
100 г m1келя на литр.
При выборе оmимальной плотности тока необходимо также учи­
тывать проблему теrшового баланса ванны, так как с увеличением rшот­
ности тока возрастает температура электролита, что в ряде случаев дела­
ет необходимым его охлаждение.
На электролитическое рафинu:роватrnие nоступают аноды из чер­
нового никеля следуютего состава,%:
S- 0,55;
С-
0,04; Si02- 0,03;
Ni- 89; Cu- 4,5;
Со-
2,5; Fe- 3;
благородные металлы-
0,03.
Никелевый
порошок, используемый для очистi<И никелевого электролита от меди
имеет следующий состав%:
Ni- 85,2; Cu- 4,4;
Со-
2,1; Fe- 2,2.
Нике­
левый концеmрат, растворяемый в автоклавах серной кислотой для по­
лучения раствора, расходуемого для восполнения дефицита никеля в
электролите, содержит,
%: Ni- 68; Cu- 3;
Со-
2; Fe- 2.
В расчетах nринято: число рабочих дней в году равным
mшrnoe время ванны '"С =
равен
98 %);
23,5
365;
мa­
ч (коэффициент машинного времени ванны
катодный выход по току никеля
келя из анодов в катодный никель
11 = 95,5 %;
извлечение ни­
- 96 %.
определение состава
и
количества
анодного
шлама
В процессе анодного растворения никеля переходят в IПЛам благо­
родные металлы, нерастворяющиеся под действием тока соединения
(сульфиды металлов) и некоторые примеси, загрязняющие miКель nри
100
восстановительной плавке оксида никеля (углерод, кремнезем), а таюке
осыпь с анода (табл.
3.4):
Ni
Cu
Со
Fe
s
с
Si02
Благородные металлы
Итого
89·0,007 = 0,623 ;
4,5·0,13 = 0,585;
2,5·0,006 = 0,015;
3·0,006 = 0,018;
0,55·0,95 = 0,5225;
0,04-1 = 0,04;
0,03 ·1 = 0,03;
0,03 ·1 = 0,03;
1,863 "'1 ,86.
ТаблицаЗА
Основные
составляющие шлама
БлагоКомnонеiПы
Ni
Fe
Cu
Со
s
с
Si02
родные
металлы
Степе нь перехода в
шлам,
0,6-0,8 10-15 0,5-0,7 0,5-0,7 92-98 100 100
% (от раство-
100
рившейся части анодаl
Зная общую массушламаи массу его отдельных компонентов на­
ходим состав шлама,
С-
%: Ni- 33,4; Cu- 31,4; Со- 0,8; Fe- 0,97; S- 28,1;
1,4; Si02 - 1,61 ; благородные металлы - 1,61.
определение
на
тонну
количества
анодного
никеля
катодов
Приняв содержание никеля в анодном
89 % и извлечение никеля
96 %, находим коJIИЧество анодного никеля, не­
получения 1 т катодного: 1/(0,89· 0,96) = 1,17 т.
из анодного в катодный
обходимого для
На основании практических данных принимаем выход анодного
скрапа равным
20 %.
Тогда количество анодов, требуемое на
ного никеля, будет составлять
l
т катод­
1/(0,89· 0.96· 0,8) = 1,46 т.
Суrочная производительность цеха по катодному никелю
m = 50000:365 = 137 т.
Расчет основного оборудования
Основное оборудование цеха электролитического рафинирования
никеля
-
электролизные ванны. Для расчета их размеров и необходимого
количества определяют размеры и количество электродов в ваннах и
продолжительность наращивания катодов.
101
Определение суммарной повер:хностц катодов и числа ванн в цехе.
2
Принимаем катодную плотность тока D = 300 А/м , среднюю продолжи-
тельность работы вamr в сутки
23,5
ч.
Суммарную поверхность катодов расчитьmаем по формуле
F
=
2
m·l0 /Dqllt = 137"10 /300· 1,095· 0,955· 23,5 = 1,86· 10 м .
6
6
4
На основании практических данных выбираем силу тока на ванне:
1 = 20000 А. Тогда поверхность катодов в одной ванне f= I/D = 66,7 м •
Зная суммарную поверхность катодов в цехе - F и в одной ванне f, определяем число постоянно работающих ванн в цехе:
2
4
Np=F/f= 1,86"10
/66,7=279ванн.
Принимаем резерв ванн на капитальный и текущий реманты и на
технологические просто и равным
общее число ванн в цехе Nобщ =
1О % от числа работающих вamr. Тогда
1,1Np = 1,1· 279 = 307. Все ванны в цехе
разбиты на три самостоятельные электрические цепи. д;шr удобства рас~
четов размещения ванн округляем общее число ванн до
312.
Определение размеров и количества электродов в ванне. При-
нимаем следующие размеры рабочей части катода: ширина Вк
высота hк =
930
= 830
мм,
мм. Тогда площадь рабочей части катода
fк = Вк· hк
= 0,83 · 0,930 =
2
О, 772 М ;
число катодов в ванне
Пк = ti'2fк =
66,7 /(2" О, 772) == 43
UIT.
Принимаем начальную толщину катода равной толщiше катодной
основы Бк
== 0,4 мм. Количество анодов в ванне na на единицу больше
числа катодов:
na = 44
шт. На основе практических данных принимаем
следующие размерь1 рабочей части анода: ва =
Площадь рабочей части анода fa =
780 мм; ha = 880
2
0,78· 0,88 = 0,686 м .
мм.
Определим толщину анода Ба. В течение суток в одной ванне на
катодах осаждается р =
6
m/Np == 137·10 /279 = 484
кг никеля. Это количе-
ство металла осаждается. на двух рабочих сторонах катодов. Тогда на од­
ной стороне катода в течение суток осаждается pl2nк =
никеля, а на двух сторонах катодов
11,2 кг
одной тонны катодного никеля требуется растворJПЪ
кг
1,17 т анодов, то в
11,2 · 1,17 = 13 кг одного анода.
Срок срабатывания анодов 24 сут. За это время вес растворивщей­
части анода составит 13· 24 = 312 кг. С учетом анодного скрапа полная
сутки должно растворяться
ся
484/(2· 43) = 5,6
никеля. Так как для. получения
102
масса анода Ра
= 312/0,8 = 390 кг. Масса лриливов анода, находящихся
3 % от общей его массы. Тогда масса анода,
логруженпая в электролит, равна 390 0,97 ~ 378 кг.
3
Плотность чернового никеля 8,8 г/см . Тогда объем анода, поз
3
груженного в электролит, равен 378· 10 /8,8 = 42955 см . Толщина анода
Ба= 42955/6860 = 6,3 см.
вне электролита, составляет
Все катоды в ванне помещены в диафрагмы из полихлорвинило­
вой ткани, размер диафрагмы
1050xl 040х50
мм.
Определение продолжительности наращивания катодов. Од­
новременно с увеличением массы осажденного
металла увеличивается
количество и размер дендритов на поверхности катодного осадка. В свя­
зи с этим приходится ограничивать срок наращивания катодов. Продол­
жительность
наращивания
катодов
снижается
также
с
повышеннием
тютиости тока. На основаннии данных практики nринимаем nри вы­
2
бранной плотности тока 300 А/м nродолжительность наращивания ка­
тодов 'tк
= 3 сут.
За указанное время на поверхности катода с двух сторон будет
осаждено никеля:
р = 2fкDqТJ't
11000 = 2· 0,772· 3оо·
1,095·
0,955· з· 24/looo = 36,3
Первоначальная масса катодной основы толщиной
0,4
кг.
мм сос­
тавляет
fк Боен р
(р =
/1000 = 7720" 0,04· 8,9 = 2,75
г/см -плотность катодного никеля). Тогда масса готового като-
8,9
да составит
катода
кг
3
36,3 + 2,75 = 39,05 или,
<>к= Рк ·1000 /(fкР) = 0,58 см.
округленно,
кг. Толщина готового
39
Определение раз.неров электролизной ванны. Внутренняя длина
ванны
L
равна сумме толщип анодов и катодов, суммарной толщине ме­
жэлектродных промежутков
1и
двух расстояний
k1
и
k2
от краевых ано­
дов до торцевых стенок ванны.
Из практики работы заводов известно, что начальная величина
межэлектродного расстояния
а
k2 = 80 мм.
=
Принимаем
50--QO
мм. Принимаем
l =55
мм,
k1 = 160
Тогда
L =nаБа+ nкБк + nкl + k1 + k2 =
44· 64 + 43· 0,4 + 2· 43· 55+ 160 + 80 = 7803,3
L
=
7800
мм.
103
мм.
мм,
Внутренняя ширина ванны равна сумме ширины анода и удвоен­
ного расстояния Ь между nродольной кромкой анода и боковой стенкой
ванны, обычно равного
В=
150-170 мм
(nринимаем равным
160 мм).
Тогда
da + 2Ь = 7800 + 2"160 = 1100 мм.
Внутренняя высота ваю1ы Н равняется сумме высоты анода, рас­
стояния а от верхней кромки анода до верхнего среза ванны и расстояния Ь'
от нижнй кромки анода до дна ванны. Промежуток а nриЮIМаем равным
120 мм,
расстояние Ь'равным
Н=
ha +а+ Ь'
300 мм.
=
Тогда внутреЮIЯя высота ваню.r
880 + 120 + 300 = 1300 мм.
Внешние размеры ванны находятся путем сложения соответст­
вующего внутреннего размера с толщиной стенок или дна вант.r. При­
ЮIМаем толщину торцевых и боковых стенок равной
150
мм. Тогда внешняя длина ванны
В'=
1300 мм, внешняя высота Н'= 1450 мм.
L' = 8000
100
мм, дна ваю1ы
-
мм, внешняя ширина
Внутренний объем
V = LBH = 7,8· 1,1· 1,3 = 11,1 м .
3
Ваюш заполняется электродами и электролитом nримерно на
90 %
от своего внутреннего объема. Следовательно, объем ванны, заполнен­
ный электролитом и электродами, составит
V' = 0,9V = 0,9.11,1
выбор состава,
и
скорости
=
9,99 м ~ 10 м .
3
3
температуры
циркуляции
Выбор состава, температуры
электролита
и скорости циркуляции электролита
производится на основе практических дант.rх.
На большинстве заводов рафинирование никеля ведут из сульфа­
тохлоридных растворов.
Основными компонентами электролита являются
Концентрация ионов Ni
2
+
NiS04
и
NaCI.
и СГ оказывает существенное влияние на ре­
зультаты электролиза. С ростом концентрации ионов ЮIКеля повышается
катодный выход по току никеля, уменьшается дендритообразование,
снижается
содержание
примесей
в
катодном
металле.
Ионы
хлора
уменьшают анодную пассивацию, поляризацию никелевых катодов, что
приводит к увеличеЮIЮ катодного выхода по току никеля. Добавка
NaCI
в электролит существенно nовышает его электропроводность.
Однако при вьJсоких концентрациях иона хлора и низких значени­
ях рН раствора
за счет обменю.rх реакций между хлоридом натрня и
серной кислотой в растворе образуется соляная кислота, обладающая
104
выеокон летучестью, что резко ухудшает санитарно-гигиеническое со­
стояние атмосферы цеха.
На основании вышеприведенных значений и опыта работы заво­
дов выбираем следующий состав электролита (католита), г/л: Ni2+ - 90;
СГ-
55 или в пересчете на сульфат никеля и хлорид натрия, г/л: NiS04- 237,
NaCI - 91. Принимаем рН = 2,0. Допустимое содержание примесей в
элетролите, мг/л: Fe- 2; Си- 2; Со- 15. В анолите содержится приме­
сей: Fe- 0,2--0,5; Си- 0,5--0,8; Со- 0,15--0,3.
На основании практических данных принимаем температуру элек­
тролита равной 70 °С. Учитывая, что оmимальная скорость циркуляции
электролита по данным заводской практики
60-75 мл/(А ч), в настоящем
75 мл/(А ч). Тогда скорость циркуляции на
75·If1000 = 7520000/1000 ""1 500 л/ч, на одной катод­
примере задаемся значением
одной ванне
V8
ной ячейке Vя =
=
V 8 /nk1500/43 ""35 л/ч, а скорость циркуляции электроли­
та в цехе, рассчитанная на работающие ванны, составит
=
1500· 279
=
Vц
=
V 8 Np =
л/ч. Для обеспечения найденной скорости циркуля­
418500
ции разница уровней электролита в катодных ячейках и анодном про­
странстве должна быть заметной. При использовании в качестве диа­
фрагм
полихлорвиниловой ткани разность
обычно составляет
50-70
уровней дh электролита
мм.
Рассчитаем концентрацию ионов никеля в катодном пространстве:
CNi(д) = CNi(kГ
Iq11N в= 90- 20000· 1,095· 0,955/1500 "" 76 г/л.
При припятых условиях получаемый катодный никель должен со­
ответствовать марке Н1У и иметь следующий состав,%:
в том числе Со<
0,1,
основные примеси:
Ni +Со> 99,93,
Fe- 0,01; Cu- 0,015; С- 0,01.
При очистке анолита от железа получают железный кек, имеющий
обычно следующий состав,%:
Fe- 10,5; Ni- 6,6; Си- 1,4; Со- 0,07; С- 0,01.
В процессе очистки от кобальта получают кобальтовый концен­
трат состава,%: Со-
36; Ni- 3,9; Fe- 6,8;
Си-
0,07.
определение числа матричных ванн
Количество
матричных ванн в цехе, как и при расчетах электро­
литического рафинирования меди, определяем по формуле
т
Х=
м
1,1NP ·nk ·tk
м
т
т
м
2nk ·'tk +1,1nk ·tk
После подстановки получим
105
1,1.279"43"0,5/(2"42"3 +
Х=
1,1"43·0,5)=24вairnы.
Принимаем число катодов в матричных ваннах Dk
ращивания катодной основы составляет
0,5
Плотность тока в матричных ваннах в расчете-
ный выход по току
95 %.
срок на­
= 42,
сут.
300
АJм
2
,
катод-
Матричные ванны обычно обеспечиваются са­
мостоятельной циркуляцией электролита, содержащего меньшее количе­
ство примесей по сравнению с электролитом товарных ванн.
Расчитаем массу и толщину катодной основы:
Росн =
fkDqllt/1000 = 0,772· 3ОО· 1,095· 0,95· 12/1000 = 2,88
С учетом утков массу основы увеличиваем на
(nринимаем
3
кг.
5 %: 2,88·1,05 = 3,02 кг
кг).
Толщина основы
Боен= Росн 1fkPNi = 2,88/7720· 8,9 = 0,042 см.
Катодньiе основы в матричных ваннах получают на титановых
матрицах, выполняющих роль катодов. После наращивания осадка необ­
ходимой толщины производится сдирка основы с титановой матрицы.
Аноды матричных ванн по размерам и составу аналогичны анодам
товарных ванн.
электрический баланс ванны
Напряжение на ваiПiе электролитического рафинирования никеля
определяется по уравнению
Uв = Aq>a-Aq>к+ Dp/ + АUд
где Асра и Асрк
-
+ АUконт,
соответственно, анодная и катодная поляризации;
Dpl -
падение напряжения в электролите; АUд и АUконт- соответственно, па­
дение напряжения в диафрагме, контактах и шинах.
Напряжение на ванне повышается с ростом плотности тока, уве­
личением межэлектродного расстояния и падает с повышением темпера­
туры. На основании заводской практики можно принять напряжение на
ванне равным
2
2,85 В, что соответствует плотности тока 300 АJм и тем-
пературе 70 °С.
Величина анодной поляризации
Aq>a
(включающая также в себя
падение напряжения в слое анодного шлама) обычно составляет
1О % от
20 %;
напряжения на ванне; значение катодной поляризации составляет
падение напряжения в электролите
Dp/- 35 %; падение напряжения в
106
диафрагме
.6.Uд - 25 %; падение напряжения в контактах и шинах
10 %. На основе этих данных рассчитан баланс напряжения на
(табл. 3.5).
11Uконтванне
Т а блица
Баланс
напряжения
на
3.5
ванне
Напряжение
Составляющие элеJо;трического баланса
в
Анодная поляризация и падение напряжения в IIIлaмe
Катодная поляризация
Падение напряжения в электролите
Падение напряжения в диафрагме
Падение напряжения в контактах и шинах
Напряжение на ванне
%
10
20
35
25
10
100
0,285
0,570
0,998
0,712
0,285
2,85
энергетический расчет цеха электролиза
В цехе электролиза всего установлено
работают
280.
Из работающих ванн
256
308
ванн, из них постоянно
являются товарными,
мат­
24 -
ричными. Принимаем среднее наnряжение на матричной ванне равным
2,85
В.
Все матричные ванны включены последовательно в одну электри­
ческую цеnь. Товарные ванны соединены в две самостоятельные элек­
трические цепи, в каждую из которых nоследовательно входят
128
ванн.
т
Напряжение такой цепи Uц
""2,85· 128 ""365 В. Напряжение цепи матричных ванн Uuм = 2,85· 24 == 68,4 "" 70 В. При одинаковой силе тока в
товарных и матричной ваннах, равной 20000 А, общая мощность элек­
тролиза
для всего цеха равна
20000· 365· 2/1000 + 20000· 7011000 = 16000 кВт.
д;шr одной цепи товарных ванн выбираем выпрямитель марки
ВАКД
25000/450,
рассчитанный на максимальную силу тока
максимальное напряжение
450
25000
А и
В. Для цепи матричных ванн устанавли­
ваем выпрямитель той же марки.
При рассчитанной общей мощности электролиза, равной
16000 кВт,
16000· 24 = 384000 кВт·ч, а
будет равен 3840001137 = 2800 кВт·ч на
суточный расход электроэнергии составит
удельный расход электроэнергии
1 т катодного
никеля.
107
тепловой баланс
Определяем отдельные статьи прихода и расхода тепла.
Приход тепла. Учитываем только то джоулево тeiUio, которое
идет на нагрев электролита и электродов. Греющее сопротивление ванны
слагается из сопротивлений электролита, диафрагмы, анодного шлама и
ЭДС анодной и катодной поляризации. Приход теШiа за
1ч
определяем
по формуле
Qпр""
I· i1Urp·3600/1000,
где
i1Urp = 11Uэл + 11Uд + 11Uшл + liq>a + liq>к =
= 0,998 + 0,712 + 0,285 + 0,570 = 2,565 в
(здесь 11Uшл + liq>a =
0,285
В).
После подстановки соответствующих величин в расчетную формулу
Qпр =
20000· 2,565· 3600/1000 == 184680 кДж/ч.
Расход тепла. Электролизная ванна расходует тепло на испаре­
ние воды из электролита, а также теряет теШiо лучеиспусканием и кон­
векцией зеркалом электролита, стенами и дном ванны.
Для определения количества тепла, теряемого с испаряющейся во­
дой, найдем вначале свободную поверхность электролита в ванне. Внут-
ренняя площадь ванны равна 7800·11 00/10 6 = 8,58 м 2 . Часть этой Шiоща­
ди составляет поверхность электролита, а часть занята анодами, катода­
ми и диафрагма.м:и.
В ванне находятся
44
анода шириной
780
мм и толщиной
64
мм.
Из электролита наружу выступают только два прилива с заправленными
в них анодными серьгами. Принимаем ширину каждого прилива на
уровне электролита равной
200
мм. Тогда Шiощадъ, занимаемая в ванне
6
2
44 · 2 ·200 · 64/10 "" 1,126 м . Катодов в
ванне 43, каждый шириной 830 мм и толщиной 0,4 мм. От каждого като­
да в электролит выступают две серьги. Принимдем ширину серьги 100 мм,
а ее толщину - 0,8 мм. Тогда площадь, занимаемая в ванне всеми серьб
2
гами катодов, равна 43· 100· 0,8/10 = 0,00688 м .
Все катоды помещены в диафрагмы шириной 1040 мм и толщиной
50 мм каждая. Следовательно, для одной диафрагмы общая длина по пе­
всеми пряливами анодов, равна
риферии диафрагмеиной ткани, выступающей наружу из электролита,
составляет
0,5
2(1040 + 50)
=
2180
мм. Принимаем толщину ткани равной
мм. Отсюда п.;rющадь, занимаемая в ванне диафрагмеиной тканью,
108
равна 43· 2180· 0,5/10 6 = 0,0468 м 2 . Суммарная площадь, занимаемая элек­
тродами и диафрагмами, составляет
1,126 + 0,00688 + 0,0468 = 1,17968 м ~ 1,18 м ,
2
2
а свободная поверхность электролита- 8,58- 1,18 = 7,40 м2 .
Приняв, что зависимость количества испаряющейся воды от тем­
пературы для никелевого электролита такая же, как и для раствора элек­
тролита электролитического рафинирования меди, используя данные
табл.
3.3,
находим, что при t
электролита за
1
тролита ванны за
= 70 °С с одного квадратного метра зеркала
7,5 кг воды, а со всей поверхности элек­
7,5· 7,4 = 55,5 кг воды. При этом каждая ванна на
ч испаряется
1 ч-
испарение воды теряет тепла:
Qисп =
(618 -70)4,18· 55,5
=
127130
кДж/ч.
При расчете потерь тепла зеркалом электролита за счет лучеис­
пускания и конвекции воспользуемся, приведеиными на с.
ми Фурье
(Т 1
48
уравнения­
и Стефана-Болъцмана. Приняв температуру в цехе Т2
= 273 + 70 = 343
= 293
К
К), рассчитываем коэффициент теплоотдачи,
кДж/(м 2 · ч· град):
k = 4,184[3,2 (З4З/II~:i::З!IOO/
+2,2-~70-20 J=41, 71.
Потери тепла зеркалом электролита
Qизл
= 41,7· 7,4· 50= 15424 кДж/ч.
Для расчета потерь тепла железобетонной поверхностью ванны
также используем ранее приведеиные уравнения. В расчете принимаем
С=
4,0,
Т1
= 308
К, Т2 =
ента теплоотдачи: К'
=
293 К. Получим следующее значение коэффици­
2
34,85 кДж/(м · ч· град). Рассчитываем внешнюю
поверхность боковых и торцевых стен, а также дна ванны. Длина ванны
1
L = 8000 мм,
ширина В
1
мм, высота Н
1
= 1450 мм. Тогда поверхб
2
2(1300· 1450/10) = 3,77 м ; поб
2
двух боковых стенок- Sб = 2(80Оо· 1450)/10 = 23,2 м ; поб
2
дна- Sд = 8ООо· 1300/10 = 10,4 м . Потери тепла торцевыми
= 1300
ность двух торцевых стенок равна Sт =
верхиость
верхиость
стенками:
Qт=
34,85· 3,77(35- 20) =
1971кДж!ч;
боковыми стенками:
Q5= 34,853· 23,2(35- 20) = 12128 кДж/ч;
109
дном ванны:
Qд =
34,85· 10,4(35- 20) = 5437 кДж/ч.
Суммарные потери тепла
Q8 =
Qт+
Q5+ Qд= 1971 + 12128 + 5437 = 19536 кДж/ч.
Общий расход тепла ванной
=
Qpacx = Qисп + Qизл + Qв =
127130 + 15424 + 19536 ~ 162090кДж/ч.
Избыток тепла
Qизб = Qпр
- Qpacx = 184680 - 162090 = 22590
кДж/ч.
Избыток тепла расходуется на нагрев католита, подаваемого в
диафрагмы, так как температура электролита (анолита), отводимого из
ванн при транспортировке и в процессе очистки от примесей снижается.
Найдем температуру католита с учетом установившегося теплового ба­
ланса. Тепло, затрачиваемое на нагревание католита,
Qизб = Vв Рк Ск (tв- tк),
где
v8
скорость циркуляции электролита в ванне, л/ч; Рк- плотность
-
католита, г/см
3
;
Ск- теплоемкость католита, кДж!( г· град); t 8 и tк- темпе-
ратура, соответственно, электролита в ванне и католита в напорной ем­
кости. Принимаем плотность электролита равной
кость-
4
1,2
г/ см
з
,
а теплоем-
кДж/(г·град). Тогда расчетная температура католита
tк = tв- Qизб /vв Рк Ск = 70- 22590/(1500· 1,2· 4) = 67 °С.
Фактически электролит в процессе очистки от примесей охлажда­
ется несколько ниже расчетной температуры, поэтому на практике осу­
ществляют подогрев раствора.
очистка электролита от меди
Электролит, непрерьmно выводимый из электролизной. ванны, на­
правляется на очистку от железа, меди и кобальта. При очистке от меди
применяется метод цементации никелевым порошком:
ci++ Ni =Си+ Ni2+
Рассчитаем необходимое количество порошка для очистi<И аноли­
та от меди в расчете на
1 т катодного никеля. Выше бьшо показано, что
1 т катоднрго никеля требуется 1,17 т анодов, при этом
образуется 1,9% или 1170·1,9/100 = 22,2 кг пшама. Следовательно, в
раствор с анода перейдет 1170 - 22,2 = 1147,8 кг ("" 1148 кг) чернового
металла, в котором содержится 4,5% меди или 1148· 0,045 = 51,7 кг. При
для получения
110
содержании в катодном никеле
0,015 %меди, в 1 т меташш будет при­
1000· 0,015/100 = 0,15 кг меди. Таким образом, из анолита
необходимо удалить цементацией 51,7- 0,15 = 51,55 кг меди. Для этого
теоретически требуется затратить никеля 51,55· 58,71/63,57 = 53,2 кг.
сутствовать
В никелевом порошке содержатся железо и кобальт, которые так­
же должны вытеснять из раствора медь по реакции, аналогичной реакции
цементации меди никелем. Позтому можно принять, что эффективная
концентрация никеля в порошке CNiJф равна сумме содержаний никеля,
железа и кобальта, так как их атомные массы близки между собой:
СNiэф = CNi + CFe + Ссо = 85,2 + 2,1 + 2,2
= 89,5 %.
удаления меди из анолита теоретически потребуется
Следовательно, для
47,6/0,895 = 53,2
кг
никелевого порошка. При двухкратном избытке, что соответствует дан­
ным практики, потребное количество порошка составит
53,2·2 = 106,4
кг.
Рассчитаем состав полученной при цементации меди. В цемент­
ную медь будет переходить медь, вытесненная из раствора, а также медь,
содержащаяся в порошке. Никель, кобальт и железо, находящиеся в из­
быточном количестве порошка, полностью переходят в цементный оса­
док. В расчете на
1т
катодного никеля количество каждого металла, пе­
реходящеrо в цементную медь, составит:
меди
51,55 + 106,4' 4,4/100 = 56,2
кг;
никеля (с учетом того, что при цементации половина его расходу­
ется, а половина переходит в цементный осадок)
кобальта
106,4· 0,852/2 = 45,3
кг;
106,4' 0,021/2 == 1,12 кг.
Так как половина железа из никелевого порошка также переходит
в цементный осадоi(, количество его составит
~асса цементной меди в расчете на
1
106,4· 0,022/2
=
1,17
кг;
т катодного никеля составит
56,2 + 45,3 + 1,17 + 1,12 = 103,79 кг. Цементная медь
Cu- 54,14; Ni- 43,65; Fe- 1,13; Со -1,08.
имеет следующий
состав,%:
определение
никелевого
количества
концентрата,
необходимого для восполнения
дефицита никеля
в электролите
При электролитическом рафинироваюш никеля анодный выход по
току значительно ниже катодного, т.к. часть тока расходуется на раство­
рение большого количества примесей металлов, содержащихся в анод­
ном смаве. Кроме того, заметное количество никеля выводится из элек­
тролита с продуктами очистки от примесей. Позтому при электролитиче­
ском рафинировании
происходит постоянное обеднение электролита
никелем. С целью восполнения дефицита никеля в электролите часто ис-
111
пользуется способ автоклавнаго растворения сульфидного никелевого
концентрата в серной кислоте. При этом растворяется также и металли­
ческий никель, присутствующий в концентрате:
+ 2HzS04 + 90z = 6NiS04 + 2Hz0
2Ni + 2HzS04 + Oz = 2NiS04 + 2Hz0.
2NiзSz
Растворение проводят в автоклаве при t = 140-150 °С и давлении
16
кгс/см
2
.
С никелем из концентрата растворяются медь, железо, ко-
бальт и некоторые другие неблагародные металлы.
ПолучеiПIЬIЙ раствор добавляют к электролиту, находящемуся в
циркуляции.
Произведем расчет дефицита никеля в электролите.
Анодный выход по току суммы металлов (никеля, меди, железа и
кобальта) примем равным ТJI:
а
=
98 %.
растворения отдельных компонентов
Скорости электрохимического
сШiава соответствуют их
концен­
трациям в нем. Поэтому, зная содержание никеля в анодах, можно рас­
считать его анодный выход по току: ТJNia = CN;a. ТJNia = 89· 0,98 = 0,872 или
87,2 %. Превышение катодного выхода по току над анодным составляет
llNiк- Т]Nia = 95,5- 87,2 = 8,3 %.
Таким образом, при получении на катодах 1 т никеля в электролите
зуется его дефицит, равный 83 кг.
обра­
Определим потери никеля из электролита с железистым кеком и
кобальтовым концентратом.
При растворении
=
34,4
1148
кг анодов в раствор переходит
кг железа. При содержании в катодном никеле
0,01%
1148' 3/100 =
железа в 1 т
катодного металла находится О, 1 кг железа. При очистке анолита в желе­
зистый кек перейдет
34,4- О, 1 = 34,3
кг железа. В кеке содержится
NiS04,
оставшийся во влажном осадке после его промывки. Примем соотноше­
ние концентраций никеля и железа в кеке, равным
никеля в кеке будет равняться
34,3:1,6 = 21,5
1,6.
Тогда содержание
кг.
Аналогичным путем определим содержание никеля в кобальто­
вом концентрате. Ванолит при растворении
1148 кг анодов переходит
1148· 2,5/100 = 28,7 кг кобальта. При содержании кобальта в катодном
никеле О, 1% в 1 т катодов находится 1 кг кобальта, а при очистке от ко­
бальта в кобальтовый концентрат перейдет 28,7 - 1 = 27,7 кг кобальта.
Приняв соотношение концентраций кобальта и никеля в концентрате
равным
10, найдем
в нем содержание никеля:
27,7:10 = 2,77 ""'2,8
кг.
Таким образом, суммарные потери никеля с железным кеком и
кобальтовым концентратом составляют
фицит никеля в электролите-
83 + 24,3
112
21,5 + 2,8 = 24,3
107,3 кг.
=
кг, а общий де­
Для восполнения дефицита НИI\еля необходимо провести авто­
клавмое выщелачивание
1 т катодного
107,3·100· 100/(68· 92)"' 171,5 кr концентрата на
68 %-е содержание никеля в кшщентрате, 92 %-е
никеля (здесь
извлечение НИI\еля в раствор при выщелачивании).
Принимаем следующий состав перастворимого остатка от выще­
Ni- 36; Со- 1,6; Fe- 0,95.
лачивания,%:
С учетом вводимого в систему электролиза никелевого порошка и
никелевого концентрата уточним массу анодов, необходимую для полу­
чения
1 т катодного
никеля.
При цементации меди в раствор и цементную медь перейдет
по
45,3 кг никеля. В 171,5 кг никелевого концентрата содержится
171,5·68/100 = 116,6 кг никеля. В кек автоклавнога растворентия перей­
дет 8% или 116,6· 0,08 "'9,3 кг никеля. С железистым кеком и кобальто­
вым концентратом теряется 24,3 кг никеля. Следовательно, в раствор в
расчете на 1 т катодного НИI\еля перейдет
45,3 + 116,6-9,3-24,3 = 128,3 кг никеля.
Таким образом, ранее рассчитанное количество анодов следует
уменьшить на
128,3/(0,89· 0,96) = 150,2 кг. Позтому на 1 т катодного ни­
1170- 150,2 = 1019,8 кг анодов. С учетом образующе­
гося анодного скрапа уточненное количество анодов на 1 т катодов
составит 1,020/0,8 = 1,275 т. При выходе анодного шлама 1,9% от мас­
сы растворившейся части анодов вес шлама на 1 т катодов составит
1,020· 0,019 = 0,01938 т или, округленно, 19,4 кг.
келя потребуется
материальные балансы цеха
по никелю, меди и кобальту
В цехе перерабатываются материалы, содержащие НИI\ель, медь и
кобальт: аноды из чернового НИI\еля, НИI\елевый порошок, НИI\елевый
концентрат. Получают следующие продукты, содержащие перечислен­
ные металльi: катодный никель, цементную медь, кобальтовый концен­
трат, железистый кек, автоклаввый кек, анодный шлам. Составим мате­
риальные балансы цеха для никеля, меди и кобальта в расчете на получе­
ние
1 т катодного
никеля.
Материальный баланс по никелю. В цех поступило никеля:
в анодах
1020· 0,89 = 908 кг;
106,4· 0,852 = 91 кг;
в никелевом концентрате 171 ,5· 0,68 = 117 кг.
поступило никеля 908 + 91 + 117 = 11 16 кг.
в никелевом порошке
Всего
Перешло никеля в продукты:
в катоды-
1000· 99,8/100 = 998
жание никеля в катодном никеле);
113
кг (здесь
99,8- процеJПНое
содер­
в цементную медь-
45,3 l(r;
в кобальтовый концентрат-
2,8 кг;
21,5 кг;
в автоклавный кек- 9,3 кг;
в анодный шлам- 19,6 0,334 = 6,5 кг.
в железистый кек-
Всего в продукты цеха электролиза перешло никеля
998 + 45,3 + 2,8 + 21,5 + 9,3 + 6,5
Невязка баланса составляет
1083,4
=
1116- 1083,4 = 32,9
кг.
кг или
2,95 %,
что до­
пустимо, так как при расчетах производились округления и не были уч­
тены потери никеля со сточными водами, проливами электролита и дру­
гие потери.
Материальный баланс по меди. В цех поступило меди в различных материалах:
1020 0,0,045 = 45,9 кг;
106,4· 0,044 = 4,7 кг;
никелевом концентрате 155,5· 0,03 = 4,7 кг.
в анодах
в никелевом порошке
в
Всего постушшо в цех меди с различными материалами
45,9 + 4,7 + 4,7 = 55,3
кг.
Перешло меди в продукты:
в цементную медь
- 56,2 кг;
в катоды (при содержании меди в катодном никеле
1000· 0,015/100 = 0,15
в железистый кек (при содержании меди в кеке
21,5(1,4/6,6) = 4,6
0,015 %) -
кг;
1,4% и никеля 6,6 %) -
кг;
в кобальтовый КОIЩентрат (при содержании в коiЩентрате
ди и
3,9% никеля)- 2,8(0,07/3,9) = 0,05
в автоклавный кек, содержащий
8,5(16/36) = 3,8
0,07 %
ме­
кг;
16 %
меди и
36 %
никеля,-
кг;
в анодный шлам-
19,4· 0,314 = 6,15
кг.
Всего меди в продуктах цеха
56,2 + 0,15 + 4,6 -t- 0,05 + 3,8 + 6,15 = 71,0
Невязка баланса
(71,0 - 55,8 ""' 15,2
кг.
кг) объясняется использованием в
расчетах весьма приближенных значений содержания меди как в мате­
риалах, поступающих в цех, так и в продуктах, выдаваемых цехом.
Материальный баланс по кобальту. В цех поступило кобальта:
в анодах
25,5 кг;
106,4· 0,021 = 2,2 кг;
концентрате 155,3· 0,016 = 2,5
1020· 0,025
=
в никелевом лорошке
в никелевом
114
кг.
Всего поступило в цех кобальта с различными материалами
25,5 + 2,2 + 2,5 = 30,2 кг.
Перешло кобальта в продукты:
в кобальтовый концентрат-
27,7
кг;
в катоды (при содержании кобальта в катодном никеле
0,1 %) -
1000(0,1/100)= 1 кг;
в железистый кек (при содержании в кеке
келя)-
21 ,5(0,07/6,6) = 0,23
в цементную медь-
0,07% кобальта и 6,6 %
1,12 кг;
в автоклаввый кек (при содержании в нем
келя)- 8,5(1,6/36) = 0,38 кг;
в анодный шлам-
ни­
кг;
19,4· 0,08 = 0,15
1,6% кобальта
и
36% ни­
кг.
Всего кобальта в продуктах цеха
27,7 + 1 + 0,23 + 1,12 + 0,38 + 0,15
Невязка баланса
='
30,58 кг.
(30,58- 30,5 = 0,08 кг или 0,3 %) величина иезначительная.
3.6.
Результаты расчета материальных балансов представлены в табл.
Т а блиц а
3.6
материальные балансы цеха электролитического рафинирования
никеля по никелю, меди и кобальту
Материалы
Количество
Ni
Со
Cu
материалов, кг
%
кг
%
кг
%
кг
1032
106,4
155,3
89
85,2
68
4,5
4,4
3
-
46,4
4,7
4,7
55,8
2,5
2,1
2,1
-
918
91
106
1115
25,8
2,2
2,5
30,5
Поступило:
аноды
Niпорошок
Ni Rонцентрат
Итого
-
-
Получено:
Ni катодный
Cu цементная
Со концентрат
Железистый кек
Автоклавный кек
Анодный шлам
1000
103,79
71,8
325,8
23,6
19,4
99,8
43,6
3,9
6,6
36
33,4
-
-
Итого
Невязка
998 0,015 0,15 0,1
1,0
45,3 54,1 56,2 0,1 1,12
2,8 0,07 0,05 38,6 27,7
21,5
1,4
4,6 0,07 0,23
16
8,5
3,8
1,6 0,38
6,5
31,4 6,15 0,8 0,15
1084
30,59
71
32,9
0,09
15,2
Кроме очистки электролита от основных примесей
-
меди, железа
и кобальта, в некоторых случаях проводят очистку от свинца и цинка,
содержание которых в каталите для получения никеля марки Н-1 не
должно превышать: свинца-
0,2
мг/л, цинка-
115
0,3
мг/л.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Значение автогенных процессов, с давних пор применяемых в
цветной металлургии, еще более возросло благодаря широкому распро­
страненто новых видов окислительной плавки сульфидного сырья . Из
старых автогенных процессов, таких, как окислительный обжиг суль­
фидных
концентратов,
шахтная
nиритная
плавка,
конвертирование
ШТейнов , лишь последний пока сохраюш свои позиции в металлургии
меди и никеля. Обжиг, как подготовительная операция перед плавкой, с
развитием современных автогенных процессов плавки потерял свое зна­
qение, так как окислительная плавка на штейн фактИ'lески совмещает в
себе процессы обжига, собственно nлавки и частично конвертирования.
Более того, при определенных условиях в результате автогенной плавки
возможно
дуктов
-
получение характерных ДJIЯ
процесса конвертирования
про­
белого матта, файнштейна и даже черновой меди.
При многообразии видов автогенной плавки сульфидного медного
или медно-никелевого сырья, а также конвертирования штейнов проте­
кающие в этих проuессах фюико-химические преврашения в сущности
одинаковы . Неэrому модеш. автогенной плавки, как и моделъ технологии
конвертирования штейнов любого оостава, МGЖе.т бить- е9стаацеиа 6е3
расчетА конкретных реакций .
В пособии авторы ограничились рассмотрением примеров расче­
тов плавки в жидкой ванне на штейн, конвертирования штейнов , элек­
тролитического рафинирования меди и никеля. В получении металлов
эти процессы являются определяющими. Электроплавка, до сих пор еще
доминирующая в технологии производства НИJ(еля из сульфидных медио­
никелевых руд, постепенно вытесняется автоrеннъiМИ процессами плав­
ки.
Применяемая на отечественных заводах технология переработки
окисленнъrх никелевьrх руд, включающая плавку на штейн в шахтнъ1х
печах, из-за присущих этому процессу существеннъrх недостатков (низ­
кое извлечение никеля и кобальта, большой расход дорогостоящего топ­
лива- кокса, невысокая производительность и др.) должна претерnеть
коренные изменения.
Мировой оnыт свидетельствует, что наиболее перспективные на­
правления переработки этого вида сырья
-
плавка на ферроникель и rид­
рометаллурГИ'Iеская технология, в том числе автоклавное выщелачивание.
Позиции электролитИ'lескоrо рафинирования меди и никеля , за­
вершающего переработку медно-никелевого сульфидного сыр_ья, в своей
основе остаются незыблемыми, как и методика расчетов процессов ра·
финнрования.
116
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИй
список
1.
Диомидовский Д.А. Расчеты пиропроцессов и печей цветной ме­
rамурrии
1 Д.А.
Диомидовский, Л.М. Шалыrин, А.А. Гальнбек, ИЛ Южа­
нююв.- М.: Металлургиздат,
2.
1963.-400
с.
Гальнбек А.А. Расчеты пираметаллургических процессов и ап­
паратуры цветной металлургии: Учеб. пособие для вузов
JI.M. Шалыгин, Ю.Б.
1990,- 448 с.
3. Набойченко
Гальнбек,
С. С. Расчеты гидрометаллургических процессов
С. С. Набойченко, А.А. Юнъ; МИСИС.- М.;
4.
1 А.А.
Шмонин. ·-Челябинск: Металлургия. Челяб. отд-е,
1995.-428
Юрьев Б.П. Проектирование цехов электрохимического рафи­
нирования и получения тяжелых цветных металлов: Учеб. пособие
JIПИ.- Л.;
5.
1
с.
1981.-76
1
с.
Мечев В.В. Конвертирование никельсодержащих медных штей­
нов.- М.: Металлургия,
1973.- 184 с.
6. Гудима Н.В. Краткий справочник по металлургии цветных ме­
таллов 1 Н.В. Гудима, ЯЛ. Шейн.- М.: Металлургия, 1975.-535 с.
7. Агеенков В.Г. Электрометаллургия водных растВоров (расчеты)
1 В.Г. Агеенков, И.А. Каковский.- М.: Металлургиздат, 1947.-200 с.
117
ПРИЛОЖЕНИ Е
Таблица
Атомные
веса
некоторых
Символ
Атомный вес
Азот
N
Алюминий
А1
14,01
26,98
1,01
55,85
40,08
16,00
58,93
28,09
54,94
Элемент
Водород
н
Железо
Fe
Кальций
Са
Кислород
о
Кобальт
Со
Кремний
Si
Mg
Магний
1
элементов
Символ
Атомный вес
Никель
Cu
As
Ni
Свинец
РЬ
63 ,55
74,91
58,69
207,2
32,06
121 ,76
12,01
35,45
65,38
Элемент
Медь
Мышьяк
С ера
Сурьма
Углерод
Хлор
цинк
s
Sb
с
Cl
Zn
Таблица
2
стандартные теплоты образования
соединений D.H298
Соединение
СаСОз
MgC0 3
Со О
NiO
Cu 20
ZnO
РЬО
FeO
Fез0 4
Fе2Оз
Аl2Оз 2Si02 2Hz0
Fez Оз 1,5Si0z
AlzOз
SiOz
2Fe0 Si02
Са О
MgQ
D.Hz98 , мДж!кмоль
1207,15
1112,94
240,58
244,35
Соединение
H20(r)
so2
SОз
S/
167,36
350,63
219,41
264,44
1116,74
821,34
со2
со
NiS
ZnS
PbS
FeS2
4000
1265
1677,41
910,46
1473,64
634,31
601,83
296,81
395,72
128,66
393,51
110,52
73,22
205,23
98,33
171 ,6
CuFeS2
FeS
190,37
Fe7Ss
Cu2S
CuS
754,8
NiзSz
118
D.H29s, мДж/кмоль
241 ,83
100,42
79,5
48,5
215 ,89
Таблица
Средние теплоемкости
газов
3
c0 t,
кдж/(нмз. град)
Газ
Температура,
ос
о
100
200
300
400
500
600
700
800
900
1000
!100
1200
1300
1400
1500
1600
1700
02
N2
со
н2
со2
Н2О
so2
сн4
1,305
1,318
1,335
1,356
1,376
1,397
1,414
1,435
1,448
1,460
1,477
1,490
1,502
1,510
1,519
1,527
1,536
1,544
1,293
1,297
1,297
1,305
1,314
1,326
1,339
1,351
1,364
1,377
1,389
1,402
1,414
1,423
1,435
1,443
1,452
1,460
1,297
1,298
1,305
1,314
1,326
1,343
1,356
1,372
1,385
1,397
1,410
1,423
1,435
1,448
1,456
1,464
1,473
1,490
1,276
1,229
1,297
1,297
1,298
1,305
1,310
1,314
1,3 i8
1,322
1,331
1,335
1,343
1,351
1,360
1,368
1,372
1,381
1,581
1,699
1,787
1,862
1,929
1,987
2,042
2,088
2,096
2,167
2,201
2,234
2,264
2,289
2,314
2,335
2,356
2,372
1,497
1,506
1,523
1,540
1,565
1,590
1,615
1,640
1,665
1,695
1,724
1,749
1,774
1,803
1,828
1,854
1,874
1,900
1,372
1,812
1,887
1,954
2,017
2,077
2,113
2,151
2,180
2.213
2,234
2,259
2,276
2,297
2,318
2,339
2,360
2,381
1,548
1,640
1,757
1,887
2,013
2,138
2,259
2,377
2,494
2,598
2,699
2,761
2,862
2,887
2,958
3,029
-
119
-
воздух
1,297
1,298
1,305
1,314
1,326
1,343
1,356
1,368
1,381
1,397
1,410
1,423
1,431
1,443
1,452
1,469
1,477
1/485
H2S
1,506
1,531
1,561
1,594
1,632
1,669
1,707
1,745
1,782
1,816
1,849
1,883
1,908
-
-
ОГЛАВЛЕНИЕ
ВВЕДЕНИЕ...............................................
Глава
3
1
ПЛАВКА ВАНЮКОВА.
....................................
4
1.1. ОПИСАНИЕ ПРОЦЕССА ПЛАВКИ ВАНЮКОВА. . . . . . . . . . . . .
1.2. МОДЕЛЪ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА ПЛАВКИ
НА ШТЕЙН.......................................... .
1.3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАСЧЕТ ПЛАВКИ ВАНЮКОВА. . . . . . . .
1.4. ТЕПЛОВОЙ БАЛАНС ПЛАВКИ В ПЕЧИ ВАНЮКОВА. . . . . . . . .
4
7
Глава
9
22
2
КОНВЕРТИРОВАНИЕ ШТЕЙНОВ. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
28
2.1. ОПИСАНИЕ ПРОЦЕССА КОНВЕРТИРОВАНИЯ. . . . . . . . . . . . . .
2.2. МОДЕЛЪ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА
КОНВЕРТИРОВАНИЯ ШТЕЙНОВ. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
2.3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАСЧЕТ КОНВЕРТИРОВАНИЯ
МЕДНО-НИКЕЛЕВОГО ШТЕЙНА. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
2.4. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАСЧЕТ И ТЕПЛОВОЙ БАЛАНС
28
32
35
КОНВЕРТИРОВАНИЯ МЕДНОГО НИКЕЛЪСОДЕРЖАЩЕГО
ШТЕЙНА............................................
Глава
46
3
ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕРАФИНИРОВАНИЕ
МЕДИ И НИКЕЛЯ.
........................................
81
3.1. ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ РАФИНИРОВАНИЕ МЕДИ. . . . . . . . . .
3.2. ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ РАФИНИРОВАНИЕ НИКЕЛЯ. . . . . . . .
82
98
ЗАКЛJОЧЕНИЕ...........................................
116
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК........................
117
ПРИЛОЖЕНИЕ.
118
..........................................
120
Скачать