МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РЕСПУБЛИКИ КАЗАХСТАН Восточно – Казахстанский государственный технический университет

4
МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РЕСПУБЛИКИ
КАЗАХСТАН
Восточно – Казахстанский государственный технический университет
им. Д. Серикбаева
В.С.Жаглов, Тогузов М.З., З.В. Шерегеда
МЫС, НИКЕЛЬ ЖӘНЕ КОБАЛЬТ МЕТАЛЛУРГИЯСЫ
Курстық жумысқа тапсырмалар жән оны орындауға арналған
әдiстемелик нұсқаулар
МЕТАЛЛУРГИЯ МЕДИ, НИКЕЛЯ И КОБАЛЬТА
Задания на самостоятельную работу и методические указания по её
выполнению для студентов специальности 5В070900 «Металлургия»
Усть – Каменогорск
2014
5
УДК 669. 2
Жаглов В.С. Металлургия меди, никеля и кобальта Методические указания
по выполнению самостоятельной работы для студентов дневной формы
обучения специальности 5В070900 «Металлургия» / Жаглов В.С., Тогузов
М.З., Шерегеда З.В. /.Изд- во ВКГТУ. – Усть- Каменогорск, 2010. – 31с.
Методические указания составлены в соответствии с учебной программой
курса «Металлургия меди, никеля и кобальта». Они способствуют
активизации самостоятельной работы студента
при изучении курса
«Металлургия меди, никеля и кобальта». Указания содержат задания на
самостоятельную работу. В методических указаниях приведены типовые
расчёты по темам самостоятельной работы.
Методические указания
предназначены для студентов очного обучения специальности 050709
«Металлургия»
Утверждено учебно–методическим советом горно–металлургического
факультета.
Протокол №
от «
» апреля 2010 г.
© Восточно – Казахстанский
государственный технический
университет им. Д. Серикбаева.
2010.
6
Қазақстан Республикасының
Бiлiм және ғылым
министрліғі
Министерство
образования и науки
Республики Казахстан
Д. Серікбаев атындығы
ШКМТУ
ВКГТУ им. Д.Серикбаева
УТВЕРЖДАЮ
Декан ГМФ
_______А А. Адрышев
"___" __________2010г.
МЕДЬ, НИКЕЛЬ ЖӘНЕ КОБАЛЬТ МЕТАЛЛУРГИЯСЫ
Задания на самостоятельную работу и методические указания по
выполнению по их выполнению для студентов 5В070900 «Металлургия»
МЕТАЛЛУРГИЯ МЕДИ, НИКЕЛЯ И КОБАЛЬТА
Задания на самостоятельную работу и методические указания по
выполнению по их выполнению для студентов 5В070900 «Металлургия»
Өскемен
Усть- Каменогорск,
2010
7
Учебно – методическое пособие «Металлургия меди, никеля и
кобальта», включающее
задания на
самостоятельную работу и
методические указания по их выполнению
для студентов очной формы
обучения специальности 5В070900 «Металлургия»,
разработано на
кафедре «Химия, металлургия и обогащение» на основании рабочего
учебного плана, государственного общеобязательного стандарта образования
для студентов специальности 5В070900 "Металлургия". Учебнометодическое пособие предназначено для студентов дневной
формы
обучения.
Обсуждено на заседании кафедры химии металлургии и обогащения
Зав. кафедрой
Н.А.Куленова
Протокол № ___ от ______________ 2010 г.
Одобрено
факультета
учебно-методическим
советом
Председатель
Протокол №
Разработали
Нормоконтролёр
горно-металлургического
Н.А. Нурбаева
от
2010 г.
В.С.Жаглов
Тогузов М.З.
З.В.Шерегеда
Е.В.Петрова
8
СОДЕРЖАНИЕ
Введение
4
1 Самостоятельная работа студентов в присутствии преподавателя
1.1 Металлургия меди
1.2 Металлургия никеля
5
5
27
2 Общие методические указания
42
3 Задания на самостоятельную работу
3.1 Металлургия меди
3 2 Металлургия никеля
44
Рекомедуемая литература
54
54
9
ВВЕДЕНИЕ
Медь, никель и кобальт условно относятся к тяжёлым цветным металлам.
Их исходным сырьём являются сульфидные медные и медно – никелевые
руды и окисленные никелевые руды. Переработка таких руд осуществляется
как пирометаллургическими, так и гидрометаллургическими методами.
Переработка сульфидных медных и медно – никелевых руд включает их
предварительную
подготовку
к
металлургическому
переделу.
Подготовленные соответствующим способом руды подвергаются плавке в
металлургических агрегатах на штейн, последующая переработка которого
через ряд технологических операций
позволяет получить черновые
металлы. Получение относительно чистых меди, никеля и кобальта
осуществляется с помощью электролитического рафинирования этих
металлов. Развитием пирометаллургических способов переработки
сульфидных медь- и никельсодержащих материалов является широкое
внедрение в производство меди и никеля автогенных процессов, которые не
только, позволяют сэкономить значительное количество дорогостоящего
топлива, но и дают возможность наиболее комплексной переработки рудного
сырья.
В
производстве
никеля
существенное
развитие
получили
гидрометаллургические способы переработки, которые выгодно отличаются
от пирометаллургических способов высоким извлечением ценных
компонентов, возможностью широкого внедрения контроля и автоматизации,
безопасностью труда и экологии. Наиболее широкое распространение в
гидрометаллургической
переработке
никельсодержащих
материалов
получили автоклавные методы.
В металлургии кобальта получили распространение следующие основные
процессы: обеднение конверторных шлаков, автоклавное аммиачное и
сернокислотное выщелачивание.
Изучение курса «Металлургия меди, никеля и кобальта» даёт возможность
будущему специалисту в области металлургии глубоко разобраться в теории
и технологии производства меди, никеля и кобальта.
В настоящем методическом
пособии приведены задания на
самостоятельную работу по производству меди, никеля и кобальта. Целью
выполнения самостоятельной работы является осмысление теоретических
положений и основных закономерностей,
которые раскрывает курс
«Металлургия меди, никеля и кобальта» на основе решения практических
задач при получении меди, никеля и кобальта. Выполнение самостоятельной
работы будет способствовать более глубокому пониманию процессов
производства меди, никеля и кобальта и получению практических навыков
по выполнению металлургических расчётов.
10
1 СОДЕРЖАНИЕ САМОСТОЯТЕЛЬНОЙ РАБОТЫ СТУДЕНТОВ В
ПРИСУТСТВИИ ПРЕПОДАВАТЕЛЯ
1.1 Металлургия меди
1.1.1 Расчёт рационального состава сульфидных медных концентратов
Состав медного концентрата, %: Сu-21,8%; Fe-26,1; S-33,4, CaO-2,1; MgO1,5; SiO2-13,8; Al2O3-1,0; прочие-0,3.
Принимаем, что в концентрате Fe, Cu и S представлены минералами
CuFeS2, CuS, FeS2.
Расчёт ведём на 100 кг медного концентрата
Обозначим числа кМоль минералов, содержащихся в 100 кг медного
концентрата через буквы: x- CuFeS2, y- CuS и z- FeS2.
Тогда масса меди, содержащаяся в CuFeS2 и CuS, составит; кг:
63,54x + 63,54y = 20
Масса железа, содержащаяся в CuFeS2 и FeS2, составит, кг:
55,85x + 55,85z =26,1
Масса серы, содержащаяся в CuFeS2, CuS и FeS2, составит, кг:
64,12x + 32,06y + 64,12z = 33,4
Таким образом, имеем систему из трёх уравнений:
63,54x + 63,54y = 20
55,85x + 55,85z =26,1
64,12x + 32,06y + 64,12z = 33,4
(1)
(2)
(3)
Решаем уравнения (2) и (3) относительно z
55,85x + 55,85z =26,1
64,12x + 32,06y + 64,12z = 33,4
× 64,12
× 55,85
64,12∙55,85x + 64,12∙55,85z =64,12∙26,1
55,85∙64,12x + 55,85∙32,06y + 55,85∙64,12z = 55,85∙33,4
Вычитая из уравнения (3) уравнение (2), получим
1790,55 y = 1865,39 – 1673,53 = 191,86
(2)
(3)
(2)
(3)
11
Откуда получим
y = 0,107
Подставляя значение y в уравнение (1) получим
х = 0,236
Подставляя значение x в уравнение (2), получим
z = 0,231
Таким образом, в 100 кг медного концентрата содержится минералов:
CuFeS2 - 0,236 кМоль, CuS - 0,107 кМоль и FeS2 – 0,231 кМоль.
Тогда в каждом минерале содержится компонентов:
CuFeS2: Cu - 14,99 кг, Fe – 13,18 кг, S- 15,13 кг.
СuS: Cu – 6,80 кг, S – 3,43кг
FeS2: Fe – 12,90 кг,
S - 14,81 кг
Полученные данные сводим в таблицу 1.
Таблица 1- Рациональный состав сульфидного медного концентрата
Минерал
CuFeS2 CuS
Компонент
Cu
14,99 6,80
Fe
13,18
S
15,13 3,43
CaO
MgO
SiO2
Al2O3
Прочие
Итого
43,3 10,23
FeS2
CaO MgO SiO2 Al2O3 Прочие Итого
12,90
14,81
2,1
1,5
13,8
1,0
27,71
2,1
1,5
13,8
1,0
0,3
0,3
21,79
26,08
33,37
2,1
1,5
13,8
1,0
0,3
100
1.1.2 Расчёт состава и выхода огарка при обжиге сульфидных медных
концентратов в кипящем слое
Состав концентрата, % : Cu – 21,79; Fe -26,08; S – 33,37; CaO -2,1; MgO –
1,5; SiO2 – 13,8; прочие – 0,3.
12
Расчёт ведём на 100 кг концентрата. Принимаем, что степень
десульфуризации в процессе обжига составляет 55%. Потерями меди в
процессе обжига пренебрегаем. 10,0 % прочих в процессе обжига переходит
в газовую фазу. Принимаем, что 30% окислившегося железа переходит в
огарок в виде Fe3O4, а 70% в виде Fe2O3.
Общее количество серы в 100 кг концентрата составляет 33,37 кг. Тогда
количество серы, которое удаляется из концентрата в процессе обжига,
составит:
33,37 · 0,55 = 18,35 кг кг
Количество серы, которое остаётся в огарке , составит:
33,37 – 18,35 = 15,02 кг.
Практически вся медь в огарке содержится в виде Cu2S. Тогда количество
серы, связанной с Cu2S, составит:
21,79  32
=5,49 кг.
2  63,55
Остальная сера будет связана в виде FeS.
связанной с железом в виде FeS, составит:
Тогда количество серы,
15,02 – 5,49 = 9,54 кг
Количество оставшегося в сульфидной форме железа составит:
9,54  55,85
 16,65 кг.
32
Остальное железо будет находиться в оксидной форме в виде Fe3O4 и
Fe2O3. Его количество в огарке составит:
26,08 -16,65= 9,43 кг.
Из этого железа
9,43·0,3 =2,83 кг
находится в виде Fe3O4
и
9,43·0,7 = 6,6 кг
в виде Fe2O3.
13
Для окисления железа до Fe3O4 потребуется кислорода:
2,83  4  16
= 1,08 кг
3  55,85
Для окисления железа до Fe2O3 потребуется кислорода:
6,6  3  16
= 2,84 кг
2  55,85
Для окисления железа всего потребуется кислорода:
1,08 + 2,84 = 3,92 кг.
Количество прочих, оставшееся в огарке составит:
0,3 · 0,9 =0,27 кг
Тогда в огарке будет содержаться, кг: Cu -21,79; Fe – 26,08; S- 9,54;
O2 – 3,92; SiO2 – 13,8; CaO -2,1; MgO – 1,5; Al2O3 -1,0; прочие – 0,27.
Тогда общая масса огарка составит:
21,79 + 26,08 + 9,54 + 13,8 + 3,92 + 2,1 + 1,5 +1,0 + 0,27= 80,0 кг
Таким образом, выход огарка от массы исходного концентрата составит
80,0 %.
Полученные данные сводим в таблицу 2
Таблица 2 – Состав огарка
КомпоИтоCu
Fe
S
O2 SiO2 CaO MgO Al2O3 Проч.
нент
го
кг
21,79 26,08 15,03 3,92 13,80 2,10 1,50 1,0
0,27 85,49
%,
25,49 30,51 17,58 4,59 16,14 2,46 1,75 1,17 0,31 100,0
На основании произведённых расчётов составляем таблицу рационального
состава огарка
14
Таблица 3 – Рациональный состав огарка
КомпоCu2 S FeS Fe3O4 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3
нент
Cu
21,79
Fe
16,65 2,83 6,60
S
5,49 9,54
O2
1,08 2,84
CaO
2,1
MgO
1,5
SiO2
13,8
Al2O3
1,0
Прочие
Итого
27,28 26,19 3,91 9,44 2,1
1,5 13,8 1,0
Про- Иточие го
21,79
26,08
15,03
3,92
2,1
1,5
13,8
1,0
0,27 0,27
0,27 85,49
1.1.3 Плавка сульфидных медных концентратов на штейн
1.1.3.1 Рассчитать степень десульфуризаци и
количество штейна,
которое образуется при плавке в отражательной печи обожженных медных
концентратов, содержащих 15% Сu, 34,5% Fe, 13,5 % S, остальное - пустая
порода, если обожжённый концентрат содержит следующие минералы Cu2S,
FeS, Fe2O3 и Fe3O4. В оксидах 50% Fe содержится в виде Fe2O3 и 50% в виде
Fe3O4.
Решение
Расчёт ведем на 100 кг огарка.
В обожжённых медных концентратах отсутствуют высшие сульфиды,
разложение
которых
приводит
к
десульфуризации.
Поэтому
десульфуризация в процессе отражательной плавки обожжённых
концентратов обуславливается только взаимодействием оксидов железа с
сульфидом железа по химической реакциям:
3Fe3O4 + FeS + 5SiO2 = 5(2FeO·SiO2) + SO2
6Fe2O3 + 2FeS + 7SiO2 = 7(2FeO·SiO2) + 2SO2
Рассчитаем количество железа, которое связано в идее оксидов.
Количество серы, содержащееся в Cu2S, составит
2Сu ------------------ S
2· 63,54 г ------------ 32,06 г
15 кг ------------------ х
х=
15  32,06
= 3,78 кг S
2  63,54
15
Количество серы связанной с FeS составит:
13,5 – 3,78 = 11,22 кг S
Количество железа связанное с серой в виде FeS, составит:
Fe ---------------- S
55,85 г ----------- 32,06 г
х --------------- 11,22 кг
55,85  11,22
= 19,52 кг
32,06
х=
Количество железа, содержащееся в огарке в виде оксидов, составит:
34,5- 19,52 = 14,98 кг,
в том числе в виде Fe3O4 7,49 кг и в виде Fe2O3 7,49 кг.
Количество серы, которое прореагирует с Fe3O4 и удалится в виде SO2,
составит
3Fe ----------------- S
3·55,85 г ------------- 32,06 г
7,49 кг ------------ х
х=
32,06  7,49
= 1,43 кг
3  55,85
Количество серы, которое прореагирует с Fe2O3 и удалится в виде SO2,
составит:
12Fe ------------------ 2S
12·55,85 г ------------- 2·32,06 г
7,49 кг -------------- х
х=
2  32,06  7,49
= 0,72 кг.
12  55,85
Количество серы, которое удалится из печи в виде SO2, составит:
1,43 + 0,72 = 2.15 кг или
2,15  100
= 15,9 %
13,5
Таким образом, десульфуризация в процессе отражательной плавки
составит 15,8%.
Количество, которое останется в штейне составит:
16
13,5 – 2,15 = 11,35 кг
По правилу Мостовича среднее содержание серы в штейне составляет
25%. Тогда количество штейна, которое получится в результате плавки,
составит:
11,35  100
= 45,4 кг.
25
Ответ: 15,9%; 45,4 кг.
1.1.3.2 При шахтной плавке медной руды, содержащей, % (масс.): 4.5%
-Cu и 41% S извлечение меди в штейн составило 93%. Полученный штейн
содержал 15,5% Cu и 24.8% S. Рассчитать выход штейна и степень
десульфуризации при плавке.
Решение
Сделаем расчёт на 100 кг медной руды.
Тогда в руде содержится 4,5 кг Cu и 41 кг S.
Количество меди, которое перейдёт в штейн составит:
4,5  93
= 4,19 кг Cu.
100
Масса образующегося в результате плавки штейна составит:
4,19  100
= 27,03 кг.
15,5
Количество серы, которое содержится в полученном штейне, составит:
27,03  24,8
= 6,7 кг S
100
Количество серы, которое удаляется из руды в результате плавки,
составит:
41,0 – 6,7 = 34,3 кг S.
Тогда степень десульфуризации в процессе плавки составит
34,3  100
= 83,7%
41
Ответ: 27,03 кг; 83,7%.
17
1.1.4 Конвертирование медных штейнов
1.1.4.1 Какое количество конверторного шлака, содержащего 0,3% Cu и
50% Fe, образуется при переработке штейна, содержащего 25% Сu и 42% Fe,
при получении 300 т черновой меди, содержащей 99,2% Cu и 0,8% Fe.
Решение
В процессе переработки медного штейна в конвертере железо и медь,
содержащиеся в нём, распределяются между
черновой медью и
конверторным шлаком.
Количество меди, которое содержится в черновой меди, составит:
99,2  300
= 297,6 т Cu.
100
Количество железа, которое содержится в черновой меди, составит:
300 – 297,6 = 2,4 т Fe.
Обозначим через х т количество штейна, поступающее на
конвертирование, а через y т количество образующегося конверторного
шлака. Тогда количество меди, содержащейся в штейне, составит 0,25х т, а
количество меди в конверторном шлаке – 0.003у.
Тогда балансовое уравнение для меди будет иметь вид:
0,25 х = 297,6 + 0,003у а для железа:
0,42х = 2,4 + 0,5у
Составляем систему уравнений
0,25 х = 297,6 + 0,003у
0,42х = 2,4 + 0,5у
После умножения обеих уравнений на соответствующие коэффициенты
получим:
(0,25 х = 297,6 + 0,003у )·0,42
(0,42х = 2,4 + 0,5у)·0,25
Вычитая из первого уравнения второе, получим:
0,42·0,25х – 0,42·0,25х = 0,42·297,6 + 0,003·0,42у – 0,25·2,4 - 0,5·0,25у
После упрощения получим уравнение:
0 = 124,99 + 0,00126у – 0,6 - 0,125у
18
или
0,124у = 124,39
Откуда
у = 1003 т
Таким образом, масса образующегося в процессе конвертирования
штейна для получения 300 т черновой меди составит 1003 т.
Ответ 1003 т.
1.1.4.2 Рассчитать количество штейна, содержащего 25% Cu и 1,2% Fe,
для получения 500 т черновой меди, содержащей 97,5 % Cu и 2,5% Fe, если
при этом образуется конверторный шлак, содержащий 2,5% Cu и 50% Fe.
Решение
В процессе переработки медного штейна в конвертере железо и медь,
содержащиеся в нём, распределяются между
черновой медью и
конверторным шлаком.
Количество меди, которое содержится в черновой меди, составит:
97,5  500
= 487,5 т Cu.
100
Количество железа, которое содержится в черновой меди, составит:
500 – 487,5 = 12,5 т Fe.
Обозначим через х т количество штейна, поступающее на
конвертирование, а через y т количество образующегося конверторного
шлака. Тогда количество меди, содержащейся в штейне, составит 0,25х т, а
количество меди в конверторном шлаке – 0.025у.
Тогда балансовое уравнение для меди будет иметь вид:
0,25 х = 487,5 + 0,025у
а для железа:
0,012х = 12,5 + 0,5у
Составляем систему уравнений
19
0,25 х = 487.5 + 0,025у
0,012х = 12,5 + 0,5у
После умножения обеих уравнений на соответствующие коэффициенты
получим:
(0,25 х = 487,6 + 0,025у)·0,5
(0,012х = 12.5 + 0,5у)·0,025
0,25·0,5х – 0,012х = 487,6·0,5 +0,025·0,5у – 0,025·12,5 - 0,5·0,025у
После преобразования получим:
0,125х -0,012х = 243,8 – 0,31
0, 113х = 243,49
х = 2154,78 т
Таким образом, для получения 500 т черновой меди потребуется 2154,68 т
штейна.
Ответ: 2154,78 т.
1.1.5 Электролитическое рафинирование меди
1.1.5.1 Определить количество анодов при электролитическом
рафинировании меди, требуемое для обеспечения производительности по
катодной меди 600 т/сутки. Состав анода, % (масс.): Cu- 96.5%; остальное примеси. Выход анодного скрапа- 15%. Масса анода - 230 кг. Распределение
меди(за вычетом скрапа), %: в катоды-98%, остальное - в раствор и шлам.
Решение
Масса растворяющегося анода составит:
230  85
= 195,5 кг.
100
Из анодной массы в раствор переходит меди:
195,5  96,5
= 188,66кг Cu
100
Из этого количества меди в шламе и растворе остаётся меди: переходит:
20
188,66  98
= 184,89 кг.
100
Таким образом, из каждого анода на катоде осаждается 184,89 кг.
Тогда количество необходимых анодов для получения 600 т Cu
потребуется анодов:
600  1000
= 3245 шт.
184,89
Ответ: 3245 анодов.
1.1.5.2 Годовая производительность цеха рафинирования меди составляет
150 тыс тонн катодной меди. Машинное время работы ванн 0,95. Катодный
выход по току для меди 94 %. Среднее напряжение на одной ванне 0,3 В.
Цеховой источник постоянного тока обеспечивает выходное напряжение
280 В.
Рассчитать количество ванн рафинирования меди нагрузкой 10 кА,
которое
необходимо установить в цехе для обеспечения заданной
производительности цеха, количество цепей должны быть соединены
рафинировочные ванны и удельный расход электрической энергии на 1
тонну меди, если потери напряжения в главном шинопроводе
и
соединительных шинах составляют 5 % от напряжения на ванне.
Решение
Суточная производительность цеха составит
g1 =
150000
= 411 т/сут.
365
Рассчитаем суточную производительность одной ванны.
g2 = kItBTKM,
где k –электрохимический эквивалент меди,
г
;
А  час
I – токовая нагрузка ванны, А;
ВТ – Выход по току для меди;
КМ – коэффициент машинного времени работы ванн.
После подстановки численных значений величин получим:
g2 = 1,185·10000·0,94·0,95 = 254,6·103 г/сут = 254,6 кг/сут
21
Тогда необходимое число ванн в цехе составит:
n1 =
411  103
g1
=
= 1614,3
g2 
254,6
.
Принимаем количество ванн, которое необходимо установить в цехе,
равное 1615.
Ванны в цехе объединяются в серии. Каждая серия содержит из 2 блоков.
Каждый блок в свою очередь содержи 12 ванн. Таким образом, в одну серию
входят последовательно соединённые 24 ванны. С учётом этого количество
необходимых серий составит:
n2 =
1615
= 67,3.
24
Принимаем число серий в цехе равное 68.
Напряжение на каждой серии составит
U2 = U1·n2,= 0,3·24 = 7,2 В.
где U1 – напряжение на одной ванне, В;
U2 – Напряжение на одной серии, В.
Для поддержания такого напряжения на серии цеховой источник
постоянного тока позволит последовательно количество серий в одной
последовательной цепи:
n3 =
280  0,95
U  KШ
=
= 36,9
U2
7,2
где КШ – коэффициент учёта потерь напряжения в главном шинопроводе и
соединительных шинах.
Принимаем 37 серий.
Тогда число параллельных цепей составит:
n4 =
n2
68
=
= 1,84
37
n3
Принимаем количество цепей, равное 2.
Удельный расход электрической энергии составит
W=
IUtK 10000  0,3  24  1,05

= 296,94 Вт·ч/кг = 290,94 кВт·ч/т меди
g2
254,6
Ответ: 1615 ванн; 2 цепи; 290,94 кВт·ч/т меди.
22
1.1.5.3 Цех рафинирования меди оснащён 925 ваннами нагрузкой 10 кА.
Катодный выход по току равен 95 %. Количество меди, преходящее из
анодов ванн рафинирования за счёт их химического растворения на 2 %
превышает количество катодной меди. Какое количество регенеративных
ванн нагрузкой 10 кА необходимо для поддержания постоянного состава
циркулирующего раствора. Выход потоку в ваннах регенерации равен 95 %.
Решение
Количество меди, которое осаждается на катодах ванн за одни сутки,
составит:
g1 = k·I·t·BT·n1 = 1,185·10000·24·0,95·925 = 249,92·106 г = 249920 кг
Избыток меди в ванне за счёт химического растворения анода составит:
g2 = g1·0,02 = 249920·0,02 = 49980,4 кг
Тогда число необходимых ванн регенерации составит:
n2 =
249920
g1
=
= 18,5
g2
49980,2
Принимаем число регенеративных ванн, равное 19.
Ответ: 19 ванн.
1.1.5.4 Цикл наращивания металла на катодах ванн рафинирования меди
составляет 10 суток. Токовая нагрузка на ванну 9 кА. Выход по току 95 %.
Рассчитать массу одиночного катода, если масса исходного катодного
листа 5 кг, а в ванне установлено 29 катодов и 28 анодов.
Решение
Количество меди, которое осаждается на катодах ванны
составит:
за 10 суток,
g1 = k·I·t·BT = 1,185·9000·10·24·0,95 = 2431, 62·103 г = 2431,62 кг
Масса меди, которая выделится на одном катоде за это время, составит:
g2 =
g1
2431,62
=
= 86,8 кг.
28
28
Тогда масса съёмного катода составит:
23
g3 = g2 + 5 = 86,8 + 5 = 91,8 кг.
Ответ: 91,8 кг.
1.1.5.5 Ванна рафинирования меди нагрузкой 9000 А имеет 28 анодов и 29
катодов. Аноды рассчитаны на 30 суток работы. Анодная плотность тока
составляет 180 А/м2. Анодный скрап составляет 14 % от первоначальной
массы анода. Расход анодов составляет 1,031 т на 1 т катодной меди.
Катодный и анодный выходы по току равны 95 %. Рассчитать начальную
массу анода и его толщину.
Решение
Количество меди, которое выделится
составит:
на катодах ванны за 30 суток,
g1 = k·I·t·BT = 1,185·9000·30·24·0,95 = 7294,9·103г = 7294,9 кг
Тогда первоначальная масса всех анодов ванны составит:
g2 = g1·1,031 = 7521 кг.
Масса одного анода составит:
g3 = g 2  7521 = 312,3 кг.
28
28
Анод в ванне растворяется с двух сторон. Толщину
растворяющейся стороны определим из системы уравнений.
С одной стороны масса анода определяется уравнением:
одной
g4 = ρ·S·δ,
где ρ – плотность материала анода, г/см3;
S- площадь поверхности анода, см2;
δ – толщина одной растворяющейся стороны анода, см.
С другой стороны, в соответствии с законом Фарадея
растворяющейся части анода составит:
g4 = k·I·t·BT
Тогда
ρ·S·δ,= k·I·t·BT,,
масса
24
оттуда
δ=
где i =
kItВТ kitBT
,

S

I
- плотность тока, А/см2.
S
ρ – плотность меди, 8,9 г/см3.
После подстановки численных значений получим
δ=
1,185  180  104  0,95  30  24
= 1,64 см
8,9
Тогда полная толщина анода составит
2δ = 2·1,64 = 3,28 см.
Ответ: 312,3 кг; 3,28 см.
1.1.5.6 Скорость циркуляции электролита в ванне рафинирования чеоез
ванны регенерации раствора нагрузкой 10 кА равна 20 л/ мин. Концентрация
поступающего раствора 86,6 7/л СuSO4 и 160 г/л H2SO4. Катодный выход по
току для меди и анодный для кислорода равен 97 %.
Написать уравнения реакций, протекающих на электродах и в ванне
регенерации, состав выходящего из ванны электролита и объём кислорода,
выделившегося за 1 час.
Решение
На электродах ванн регенерации электролита протекают следующие
электрохимические реакции:
на катоде Сu2+ + 2e = Cu;
на аноде
Н2О – 2е = 0,5О2 +2Н+;
в ванне
Сu2+ +H2O = Cu +0,5O2 + 2H+;
CuSO4 + H2O = Cu +0,5O2 +H2SO4.
Рассчитаем количество меди, выделяющееся на катодах за одну минуту::
g1 = kItBT =
1,185  10000  1  0,97
= 191,6 г.
60
В пересчёте на СuSO4 это составит
25
g2 =
191,6  М 1 191,6  159,54
= 481,1 гБ

63.54
М2
где М1 – молекулярный вес CuSO4, г;
М2 – молекулярный вес Сu, г.
Количество СuSO4, поступающего в ванну регенерации за 1мин, составит:
g3 = C1·v = 86,6·20 = 1732 г.
где С1 – концентрация СuSO4 в электролите, поступапюшем в ванну
регенерации раствора, г/л;
v – скорость циркуляции электролита, л/мин.
Концентрация CuSO4 в электролите, выходящем из ванны регенерации,
составит
С2 =
g3  g 2
1732  481,1
=
= 62,55 г/л.
v
20
Количество H2SO4, которое образуется в ванне за одну минуту, определим
в соответствии с химической реакцией, которая протекает в ванне:
g4 =
481,1  98
g2  M 3
481,1  M 3
=
=
= 295,5 г.
M1
M1
159,54
где М3 – молекулярный вес, H2SO4.
Концентрация Н2SO4 в электролите, выходящем из ванн регенерации
раствора составит:
С1 = С3 +
g4
295,5
= 160 +
= 174,8 г/л.
v
20
Объём кислорода, выделяюшийся за 1 час из ванны, рассчитаем по
уравнению
g5 = kItBT = 0,21·10000·1·0,971[
где k=
л  А  час
= л] = 2828,6 л,
А  час
22.4
V
л
=
=0,21–электрохимический эквивалент кислорода,
;
z  F 2  26,8
А  час
V – объём одного моля кислорода при нормальных условиях;
z- число электронов, принимающих участие в электродном процессе
при выделении одного атома кислорода.
Ответ: 62,55 г/л; 174,8 г/л; 2828,6 л.
26
1.1.5.7 Скорость подачи электролита в ванну рафинирования меди,
нагрузкой 9000 А, составляет 20 л/ час. Электролит содержит 83 г/л CuSO4 и
175 г/л H2SO4 Катодный выход по току для меди равен 95 %.
Рассчитать состав электролита, выходящего из ванны, если принимать во
внимание только один процесс, вызывающий избыточный на 2 % переход
меди в раствор по сравнению с осаждающейся на катоде:
Cu + 0,5O2 + H2SO4 = CuSO4 + H2O.
Решение
За одну минуту на катодах ванны осаждается меди
g1 = kItBT =
1,185  9000  1  0,95
= 168,86 г.
60
Избыток меди в электролите за счёт химического растворения анода
составит:
g2 = 0,02·g1 = 168.86·0,02 = 3,37 г.
В перерасчёте на CuSO4 это составит:
g3 =
3,37  159,54
= 8,46 г.
63,54
В расчёте на 1 л электролита этот избыток составит:
С1=
8,46
g3
=
= 0,42 г/л.
20
v
Тогда концентрация СuSO4 в электролите, выходящем из ванны составит
С3 = С2 + С1 =83,0 + 0,42 = 83,42 г/л
В расчёте на 1л электролита на химическое растворение меди в
соответствии с химической реакцией расходуется H2SO4
g2 = g 2  M 1
M2 v
=
3,32  98
= 0,26 г H2SO4,
20  63,54
где М1 - молекулярный вес H2SO4.
М2 – атомный вес меди, г.
27
Концентрация серной кислоты в выходящем из ванны электролите
составит:
С4 = С5 - g4 = 175,0 – 0,26 = 175,74 г/л.
Ответ: 83,432 г/л; 175,74г/л.
1.1.5.8
Анодная
медь,
подвергающаяся
электролитическому
рафинированию, содержит 99,35 % Сu, 0,16 % Ni, 0,017 % As. В процессе
анодного растворения в электролит переходит 75 % Ni и 65 % As. Объёмная
плотность тока в ваннах cоставляет 2,8 А/л. Объём электролита, вне ванн
равен 15 % от объёма электролита в ваннах. Анодный выход по току 96 %.
Определить продолжительность электролиза, при которой будет
достигнуто предельное содержание примесей в электролите. Предельное
содержание для никеля составляет 18 г/л, а для мышьяка 3,0 г/л. Рассчитать
минимальный объём электролита, который необходимо выводить из оборота,
чтобы не допустить превышение предельного содержания примесей в ходе
процесса электролиза.
Решение
Объёмная плотность тока
электролита составит:
iV =
в расчёте на весь объём цикулирующего
2,8
iv
=
= 2,43 А/л,
K
1,15
где K – коэффициент, учитывающий весь объём циркулирующего
электролита.
Количество меди, переходящее в раствор за счёт анодного растворения за 1
час на 1 л циркулирующего электролита составит:
g1 = k·iV··t·BT = 1,185·2,43·1·0,96 = 2,76 г/(А·л)
Количество никеля, растворяющееся за 1 час, в расчёте на 1 л электролита
составит:
g2 = g1· p2 ·К1 =
p1
2,76  0,0016
·0,75 = 3,3·10-3 г/(час·л),
0,9935
где р1 – доля примеси никеля в анодной меди;
р2 – доля мышьяка в анодной меди;
К1 – коэффициент, учитывающий долю никеля, переходящего в
раствор.
28
Время электролиза, за которое достигается предельная концентрация
никеля в электролите, составит
t1 =
18
С Ni
=
= 5405 час = 225 суток.
g Ni
3,33  10 3 
Количество мышьяка, которое перейдёт за 1 час в раствор на 1л раствора
составит:
2,76  0,00017
g3 = = g1 p3 К2 =
·0,65 = 3,07·10-4 г/(час·л),
0,9935
p1
где – р3 – доля мышьяка в анодной меди;
К2 – доля мышьяка, переходящая в электролит.
Время электролиза, за которое достигается предельная концентрация
мышьяка в электролите, составит:
t2 =
3
С As
=
= 9772 час = 407 суток.
g3
3,07  10  4
Поскольку t1 > t2, то время вывода электролита из оборота электролита
будет определять примесь никеля.
Минимум электролита, выводимого для очистки от примесей, достигается
при достижении предельного содержания никеля в электролите. Количество
электролита, которое необходимо выводить из оборота за сутки составит:
∆V =
g  t1
·100 =
C Ni
3,33  103  24
·100 =0,44 %.
18
Ответ: 0,44%
1.1.5.9 Электролитические ванны рафинирования меди нагрузкой 9,0 кА
работают при электродной плотности тока 200 А/м2, температуре 50 оС и
выходе по току 96 %. Расстояние между электродами составляет 5,0 см.
Электродная поляризация и падение напряжение в электродах оставляют 680
мВ. Удельное сопротивление электролита 1,815 Ом·см. Коэффициент,
учитывающий падение напряжения в контактах и шинопроводах составляет
1,2.
Рассчитать удельный расход электроэнергии .
Решение
Количество катодной меди, получаемой за 1 ч в ванне, составит
g1 = kItBT =
1,185  10000  1  0,96
= 11,37 кг/ч.
1000
29
Поскольку при рафинировании меди и катод и анод изготавливаются из
одного материала меди, то напряжение разложения электролита будет равно
нулю. Напряжение между электродами в этом случае будет определяться
падением напряжения в электролите, электродной поляризацией и падением
напряжения в самих электродах
U = IR + ΔU = I·
l
= iк·ρl + ΔU
S
где U- напряжение между электродами, В;
I – токовая нагрузка на ванну, А;
R- сопротивление слоя электролита между электродами, Ом;
l – расстояние между электродами, см;
S – площадь поверхности катода, см2;
ρ – удельное сопротивление электролита, Ом·см;
ΔU – электродная поляризация и падение напряжения в электродах, В.
После подстановки численных значений получим
U=
200
·1,815·5 + 0,08 = 0,262 В
10000
Удельный расход электроэнергии составит
W=
IUtK
g
где К - коэффициент, учитывающий падение напряжения в контактах и
шинопроводах
W – удельный расход электроэнергии, кВт·ч/т.
W=
9000  0,262  1  1,2
= 277 Вт·ч/кг = 277 кВт·ч/т меди
11,37
Ответ: 277 кВт·ч/т меди.
1.1.5.10 Электролитические ванны рафинирования меди нагрузкой 9,0 кА
работают при электродной плотности тока 200 А/м2, температуре 50 оС и
выходе по току 96 %. Зеркало поверхности раствора в ванне составляет 4,2
м2. Скорость циркуляции электролита составляет 20 л/час на одну ванну.
Электродная поляризация и падение напряжение в электродах оставляют 680
мВ. Теплоёмкость 3,58 кДж/кг, а плотность 1,23 г/см3.
Количество воды, испаряющееся с 1 м2электролита поверхности
электролита, 1,90 кг/ч. Теплота парообразования воды составляет 2377
кДж/кг. Доля потерь тепла за счёт парообразования составляет 60 % от
общих потерь тепла, без учёта тепла, уносимого циркулирующим
электролитом. Для подогрева электролита, осуществляемого вне ванны,
30
используется сухой пар с полным теплосодержанием 2699 кДж/кг.
Образующийся конденсат обладает теплосодержанием 293 кДж/кг.
Рассчитать расход пара на подогрев циркулирующего раствора и воды на
компенсацию испарения из ванны. Потери тепла в циркуляционной системе
электролита составляют 10% от затрачиваемого на нагрев электролита тепла.
Решение
Потери воды за счёт испарения за 1 ч составят
g2 = g1S = 1,9·4,2 = 7,98 кг/ч
где S - зеркало поверхности раствора ванны, м2;
g1 – масса воды, испаряющаяся с 1 м2 поверхности электролита, кг/ч.
Количество катодной меди, получаемой за 1 ч в ванне, составит
g2 = kItBT =
1,185  10000  1  0,96
= 11,37 кг/ч.
1000
Тогда удельные потери воды из ванны за счёт испарения составят
g3 =
g 2 7,98
= 0.702 кг/т меди

g1 11,37
Количество джоулева тепла, выделяющееся за 1 ч в ванне составит
Q1 = 3,6IUt = 3,6·10000·0,262·1 = 9432 кДж/ч
Потеря тепла за 1ч за счёт испарения воды составит
Q2 = g1Si = 1,9·4,2·2377 = 18968 кДж/ч
Тогда потери тепла в окружающую среду за 1 ч составят
Q3 =
Q2 18968

= 31614 кДж/ч
0,6
0,6
Суммарные потери тепла из ванны составят
Q4 = Q3 – Q1 = 31614 - 9432 = 22182 кДж/ч
Эти потери тепла компенсируются нагревом электролита , поступающего
в ванну.
Количество электролита, поступающего в ванну, составит
31
V1 = Vэt = 20·60 = 1200 л/ч
Масса нагретого электролита, поступающего в ванну, составит
g4 = V1d = 1200·1,23 = 1475 кг/ч
где d – плотность электролита, кг/л.
Необходимая разность температур между поступающим раствором и
электролитом в ванне составляет
Δt =
Q4
22182
=4,2 град.

C  g 4 3,58  1475
где С- теплоёмкость электролита, кДж/кг·оС
Температура поступающего в ванну электролита составит
t = tэ + Δt = 50 + 4,2 = 54,2 оС
Расход пара на нагрев электролита составит
g5 =
Q4  К
22182  1,1
= 10,14 кг

iп  iк 2699  293
где Q4 – потери тепла, которые необходимо компенсировать путём
нагрева
электролита паром, кДж;
К- коэффициент, учитывающий потери тепла в циркуляционной системе
электролита;
iп – полное теплосодержание сухого пара, кДж/кг;
iк – теплосодержание конденсата, кДж/кг.
Удельный расход пара составит
g6 =
g5
10,14
=
= 0,892 т/т меди
g 2 11,37
Ответ: 0,892 т/т меди
1. 2
Металлургия никеля
1.2.1 Расчёт рационального состава никелевого концентрата
Состав никелевого концентрата, %: Ni-6,25; Cu-1,1; Fe-41,8; S-30,85; SiO214,0; CaO-2,1; MgO-2,0; Al2O3 – 1,0; Co-0,11; прочие 1,09.
32
Расчёт ведём на 100 кг концентрата. При расчёте принимаем, что ценные
компоненты представлены минералами: пентландитом - NiS·FeS,
пирротином - Fe7S8, халькопиритом - CuFeS2, моддеритом-CoS.
Количество серы, связанное с пентландитом, составит
6,25  32,06
= 3,41 кг
58,70
Количество NiS в пентландите составит
6,21 + 3,41 = 9,62 кг
Количесиво FeS в пентландите составит
9,62  87,91
= 9,32 кг
90,76
В FeS содержится железа
9,32  55,85
= 5,92 кг
87,91
и серы
9,32  32,06
= 3,40 кг
87,91
Количество серы, связанной с кобальтом, составит
0,11  32,06
= 0,04 кг
90,99
Количество серы, связанной с медью в халькопирите, составит
1,1  64,12
1,1 кг
63,55
Количество железа, находящееся в халькопирите, составит
1,1  55,85
= 0,97 кг
63,55
Остальное железо
41,8 – 5,92 – 0,97 = 34,91 кг
будет связано с оставшейся серой в виде пирротина. Количество серы,
связанной с железом в виде пирротина составит
33
34,91  256,48
= 22,90 кг
390,95
Считаем, что остальные компоненты находятся в виде SiO2, CaO, MgO,
Al2O3. Полученные расчётные величины сведём в таблицу 2.
Таблица 2 – Рациональный состав никелевого концентрата
Ni
NiS·FeS 6,25
CuFeS2
CoS
Fe7S8
SiO2
CaO
MgO
Al2O3
Прочие
Всего
6,25
Cu
Co
1,1
Fe
5,92
0,97
S
6,81
1,1
0,04
22,90
0,11
34,61
SiO2
CaO
MgO
14,0
2,1
2,0
1,1
0,11
41,5
30,85
14,0
2,1
2,0
Al2O3 Проч. Всего
18,98
3,17
0,15
57,51
14,0
2,1
2,0
1,0
1,0
1,09
1,09
1,0
1,09
100
1.2.2 Плавка никелевых концентратов на штейн.
1.2.2.1 Расчёт вещественного состава никелевого концентрата
Рациональный состав никелевого концентрата берём из предыдущего
расчёта
Таблица 4 – Рациональный состав никелевого концентрата
Ni
Cu
NiS·FeS 6,25
CuFeS2
1,1
Fe7S8
SiO2
Прочие
Всего
6,25 1,1
Fe
5,92
0,97
34,61
41,5
S
SiO2 Проч. Всего
6,81
18,98
1,1
3,17
22,90
57,51
14,0
14,0
6,34
6,34
30,85 14,0 6,34
100
Состав кварцевого флюса, %: SiO2- 88,50; Fe- 1,73; прочие – 9,77
Таблица 5 – Вещественный состав кварцевого флюса,%.
SiO2
FeO
Прочие
SiO2
88,50
88,50
Fe
O
1,73
0,50
1,73
0,50
Прочие
9,27
9,27
Всего
88,50
2,23
9,27
100
34
1.2.2.2 Расчёт количества цветных металлов в продуктах плавки
Обозначим в кг массу штейна через х, массу шлака через y и массу флюса
через z.
Примем: состав штейна, %: Fe- 19,65; Fe3O4 -3,0; прочие – 1,5.
Состав шлака, %: SiO2 – 30,0; Ni -0,15; Cu – 0,5; Fe3O4 – 9,0; S- 0,9.
Считаем, что 80,0 % Ni в шлаке содержится в виде Ni3S2 и 20% в виде NiO.
Вся медь в шлаке находится в виде Cu2S. Количество Ni и меди в шлаке в
виде составит
0,0015y и 0,005у
В сульфидной и оксидной формах в шлаке содержится никеля
0,8·0,0015y = 0,0012у и 0,2·0,0015y = 0,0003у
Количество Ni3S2, NiO и Cu2S в шлаке составит соответственно
0,0012 у  240,22
0,0003 у  74,7
0,005 у  159,16
= 0,0016у;
= 0,0004у;
= 0,0063у
176,1
58,7
127,1
Количество серы в Ni3S2 в шлаке содержится
0,0016у – 0,0012у = 0,0004у
Количество серы в Cu2S в шлаке содержится
0,0063 - 0,005 = 0,0013у
Количество никеля и меди в штейне составит соответственно
Ni- 6,25 – 0,0015у и Cu -1,1 – 0,005у
Количество Ni3S2 в штейне составит
(6,25  0,0015 у )  240,22
= 8,5257 - 0,002у
176,1
Количество Cu2S в штейне составит
(1,1  0,005 у)  159,16
= 1,3375 – 0,0063у
127,1
35
1.2.2.3 Расчёт необходимого количества флюса
Количество SiO2, которое должно содержаться в шлаке
0,3у
Количество SiO2, которое необходимо добавить в шихту составит
0,3у - 14
Тогда необходимое количество флюса составит
z=
0,3 у  14
0,885
Количество прочих, поступающих с флюсом, составит
0,3 у  14
·0,0927 =0,1047(0,3у-14)= 0,0314х -1,4658
0,885
Количество прочих, поступающих в штейн, составит
0,015х
Количество прочих, поступающих в шлак составит
6,34 + 0,0314х -1,4658 - 0,015х = 0,0164х + 4,8742
1.2.2.4 Расчёт количества соединений железа в продуктах плавки
В плавку поступает железа
41,5 + 0,0173z
Количество железа, содержащееся в штейне, составит
0,1965х
В штейне железо находится в виде Fe3O4 и FeS. В виде Fe3O4 в штейне
находится железа
0,03х  167,55 = 0,0217х
231,55
36
В виде FeS в штейне находится железа
0,1965х – 0,0217х = 0,1748х
Количество FeS, содержащееся в штейне, составит
0,1748х·
87,91
= 0,1748х·1,57 = 0,2751х
55,85
В шлаке железо находится в виде FeS, FeO и Fe3O4. Количество серы в
шлаке, связанной в виде FeS, найдём как разницу между общим количеством
серы в шлаке и количеством серы, находящимся в виде Ni3S2 и Cu2S.
0,009у - 0,0004у - 0,0013у = 0,0073у
Количество в шлаке FeS cоставит
0,0073 у  87,91
= 0,02у
32,06
Количество железа в шлаке в виде FeS составит
0,02у – 0,0073у = 0,0127у
Количество железа в шлаке в виде магнетита составит
0,09 у  167,55
= 0,0651у
231,55
Количество железа в виде FeО в шлаке составит
41,5 + 0,0173z - 0,1965х – 0,127у – 0,0651у =
41,5 + 0,0173z - 0,1965х – 0,1921у
Количество FeO в шлаке составит
(41,5 + 0,0173z - 0,1965х – 0,1921у)·
71,85
=
55,85
53,389 +0,0223z – 0,2528х - 0,2471y
1.2.2.5 Балансовые уравнения для штейна и шлака
Количество штейна плавки составит
37
х = Ni3S2(шт) + Cu2S (шт) + СоS(шт) + FeS(шт) +Fe3O4(шт) + Пр(шт)
х = 8,5257 - 0,002у +1,3375 – 0,0063у + 0,2751х + 0,03х+ 0,015х
0,6799х + 0,0083у = 9,8632
Количество шлака плавки составит
у = Ni3S2(ш) + NiO(ш) + Сu2S(ш) + + FeS(ш) + Fe3O4(ш)+ FeO(ш) +
SiO2(ш) + Пр(ш)
у = 0,0016у + 0,0004у + 0,0063у + 0,02у +0,09у +
53,389 +0,0223z – 0,2528х - 0,2471y + 14 + 0,885z + 0,0164х + 4,8742
1,1288у =72,2632 + 0,9073z – 0,2363х
Количество добавляемого флюса составит
z=
0,3 у  14
= 0,339y - 15,8192
0,885
0,339y =15,819 + z
Cоставляем систему из трёх уравнений
0,6799х + 0,0083у = 9,8632
1,1288у =72,2632 + 0,9073z – 0,2363х
0,339y =15,819 + z
Решая систему уравнений, получим
х = 13,6937
у = 66,6083
z = 6,7612
Полученные данные сводим в таблицы.
Таблица 5- Состав и количество штейна
Ni3S2
Cu2S
FeS
Fe3O4
Прочие
Итого
Цветные
металлы
кг
%
6,153 45,48
0,732
5,41
6,885
50,89
Fe
O и прочие
S
кг
%
2,280
0,303
16,85
2,24
2,583
19,09
кг
2,240
0,185
1,31
3,735
%
16,56
1,37
9,69
27,62
кг
%
0,116
0,209
0,325
0,86
1,54
2,40
Итого
кг
8,393
0,917
3,590
0,419
0,209
13,528
%
62,04
6,78
26,54
3,10
1,54
100
38
Таблица 6 – Состав и количество шлака
Ni3S2
Cu2S
NiO
FeS
Fe3O4
FeO
SiO2
Прочие
Итого
Цветные
металлы
кг
%
0,078 0,12
0,34
0,51
0,021 0,03
0,439
0,66
Fe
кг
O и прочие
S
кг
0,029
0,080
%
0,846 1,27
4,338 6,82
26,133 39,25
0,486
31,317 47,34
0,595
%
0,04
0,12
кг
%
0,006
0,01
1,657
7,486
19,983
5,100
34,232
2,18
11,24
30,00
7,67
51,10
0,74
0,90
Итого
кг
0,107
0,420
0,027
1,332
5,995
33,619
19,983
5,100
66,583
%
0,16
0,63
0,04
2,01
9,00
50,49
30,00
7,67
100
1.2.3 Конвертирование никелевых штейнов
1.2.3.1 Определить количество конверторного шлака, содержащего 1,5%
(Cu + Ni) и 50% Fe, образующегося при переработке медно-никелевого
штейна, содержащего 25% (Cu + Ni) и 51% Fe. При этом получается 200 т
файнштейна, содержащего 70,5% (Cu+Ni) и 2.5% Fe.
Решение
При конвертировании медно-никелевого штейна, Cu, Ni и
содержащиеся в нём, распределяются между шлаком и файнштейном.
Количество (Cu + Ni), содержащееся в 200 т файнштейна, составит:
Fe,
70,5  200
= 141 т
100
Количество железа, содержащегося в 200 т файнштейна, составит:
2,5  200
= 5.0 т.
100
Обозначим через х т массу медно-никелевого штейна, поступающего на
конвертирование, а через у т массу конверторного шлака, получающегося в
результате конвертирования. Тогда количество (Cu+Ni) в штейне составит
0,25х, а шлаке - 0.015у.
Составим балансовое уравнение по сумме ( Cu+ Ni):
0,25х = 141 + 0.015у
Аналогичным образом составим балансовое уравнение по железу:
39
0,51х = 5,0 + 0,5у
Составляем систему уравнений:
0,25х = 141 + 0.015у
0,51х = 5,0 + 0,5у
После умножения обеих уравнений на соответствующие коэффициенты
получим:
(0,705х = 141 + 0.015у)·0,51
(0,51х = 5,0 + 0,5у)·0,25
Вычитая из первого уравнения второе, получим
0,51·0,705х-0,51·0,705х = 141·0,51 + 0.015·0,51у - 0,25·5,0 - 0,5·0,25у
После упрощения получим
0 = 71,91 + 0,01у – 0,13у – 1,25
0.12у = 70,66
у = 588,33 т
Таким образом, при конвертировании
образуется 588,33 т конверторного шлака.
медно-никелевого
штейна
Ответ: 588,33 т
1.2.3.2 При переработке медно-никелевого штейна, содержащего 17,5%
(Cu+Ni) и 49% Fe, было получено 600 т конверторного шлака, содержащего
1,5% (Сu +Ni) и 51% Fe. Рассчитать количество файнштейна, содержащего
70% (Cu+Ni) и 2,0 % Fe, которое при этом образуется.
Решение
При конвертировании медно-никелевого штейна, Cu, Ni и
содержащиеся в нём, распределяются между шлаком и файнштейном.
Количество (Cu + Ni), содержащееся в 600 т шлака, составит:
1,5  600
=9т
100
Количество железа, содержащегося в 600 т шлака, составит:
Fe,
40
51 600
= 306 т.
100
Обозначим через х т массу медно-никелевого штейна, поступающего на
конвертирование, а через у т массу получаемого в результате
конвертирования Фанштейна. Тогда количество (Cu+Ni) в штейне составит
0,175х, а файнштейне – 0,70у
Составим балансовое уравнение по сумме ( Cu+ Ni):
0,175х = 9 + 0.70у
Аналогичным образом составим балансовое уравнение по железу:
0,49х = 306 + 0,02у
Составляем систему уравнений:
0,175х = 9 + 0.7у
0,49х = 306 + 0,02у
После умножения обеих уравнений на соответствующие коэффициенты
получим:
(0,175х = 9 + 0.7у)·0,49
(0,49х = 306 + 0,02у)·0,175
Вычитая из первого уравнения второе, получим
0,175·0,49х - 0,175·0,49х = 9·0,49 + 0.7·0,49у - 306·0,175 - 0,02·0,175у
После упрощения получим
0 = 4,41 + 0,34у – 53,55 - 0,004у
0,396у = 49,14
у = 124,09 т
Таким образом, при конвертировании медно - никелевого штейна
получается 124,09 т файнштейна.
Ответ: 124,09 т.
41
1.2.3.3 Определить количество медно-никелевого штейна, содержащего
16,5% (Cu+Ni) и 49% Fe, необходимого для получения 150 т файнштейна,
содержащего 70,0 % (Cu+Ni) и 2,5% Fe, если образующийся конверторный
шлак содержит 3,5% (Сu+Ni) и 50% Fe.
Решение
При конвертировании медно-никелевого штейна, Cu, Ni и
содержащиеся в нём, распределяются между шлаком и файнштейном.
Количество (Cu + Ni), содержащееся в 150 т файнштейна, составит:
Fe,
70  150
= 105 т
100
Количество железа, содержащегося в 150 т файнштейна, составит:
2,5  150
=3,75т.
100
Обозначим через х т массу медно-никелевого штейна, поступающего на
конвертирование, а через у т массу получаемого в результате
конвертирования шлака. Тогда содержание (Cu+Ni) в штейне составит
0,165х, а конверторном шлаке- 0,035у.
Составим балансовое уравнение по сумме ( Cu+ Ni):
0,165х = 105 + 0.035у
Аналогичным образом составим балансовое уравнение по железу:
0,49х = 3,75 + 0,5у
Составляем систему уравнений:
0,165х = 105 + 0.035у
0,49х = 3,75 + 0,5у
После умножения обеих уравнений на соответствующие коэффициенты
получим:
(0,165х = 105 + 0.035у)·0,5
(0,49х = 3,75 + 0,5у)·0,035
Вычитая из первого уравнения второе, получим
0,165·0,5х - 0,035·0,49х = 105·0,5 + 0.035·0,5у – 3,75·0,035 - 0,5·0,035у
42
После упрощения получим
0,0825х - 0,017х = 52,5 – 0,13 – 0
0,0655х = 52,37
х = 799, 54
Таким образом, для получения 150 т файнштейна потребуется 599,54 т
медно- никелевого штейна.
Ответ: 799,54 т.
1.2.4 Электролитическое рафинирование никеля
1.2.4.1
годовая
производительность
цеха
электролитического
рафинирования никеля составляет 110 тыс тонн катодного никеля. Цех
оборудован электролизёрами нагрузкой 10 кА. Выход по току для никеля
равен 96 %. Машинное время работы ванн 0,93. Напряжение на ванне 2,9 В.
Рассчитать необходимое количество ванн рафинирования в цехи
количество последовательных цепей. Принять, что ванны объединяются в
серии, каждая из которых содержит последовательно соединённых ванн.
Решение
Суточная производительность цеха составит:
g2 =
g1
110000
=
= 301,37 т = 301370 кг.
365
365
Суточная производительность одной ванны составит:
g3 = kItBTKM = 1,095·10000·24·0,96·0,93 = 234,63·103 г = 234,б3 кг,
где k=
58,71
M
=
=1,095 – электрохимический эквивалент никеля, г/(А·ч);
zF
2  26,8
М – атомный вес никеля, г;
z – число электронов, принимающих участие в электродном процессе
2+
Ni + 2e = Ni.
Число необходимых ванн для обеспечения данной производительности
составит:
n1 =
301370
g2
=
= 1297,3
g3
234,63
43
Принимаем число ванн, равное 1298.
Число серий, в которые объединены ванны, составит:
n2 =
n1
1298
=
= 19,93.
65
65
Принимаем число серий, равное 20.
Напряжение на одной серии составит:
U2 = n2··U1 = 65·2,9 = 188 B.
В одну последовательную цепь входит серий:
n3 =
600
U3
=
= 3,19/
188
U2
Принимаем число последовательных серий в цепи, равное 3.
Количество параллельных цепей составит:
n4 =
20
n2
=
=6,67.
3
n3
Принимаем 7 параллельных цепей.
1.2.4.2 Среднее напряжение на ванне рафинирования никеля 2,7 В. Потери
напряжения в главном и соединительных шинопроводах составляет 3 % от
напряжения на ванне. Выход по току для никеля 96 %.Машинное время
работы ванн 0,93.
Рассчитать удельный расход электроэнергии на 1 тонну никеля.
Решение
Удельный расход электрической энергии составит:
W=
U  K M  Kш
2,7  0,93  1,03
=
= 2,46( Вт·ч)/г = 2460 (кВт·ч)/т,
k  BT
1,095  0,96
Где U – напряжение на ванне, В;
КШ = 1,03 - коэффициент учёта потерей напряжения в контактах,
главном и соединительных шинопроводах;
КМ = 0,93 – коэффициент машинного времени работы ванн.
44
1.2.4.3 Ванна для рафинирования никеля содержит 31 катод и 32 анода.
Анодный скрап составляет 15 %.а шлам 5 % от первоначальной массы анода.
Нагрузка на ванну составляет 10 кА. Выход по току для никеля 96 %. Время
осаждения катода 4 суток. Масса матричного катодного листа 3,2 кг, масса
анода 270 кг.
Рассчитать массу одиночного катода и время работы анода.
Решение
Производительность ванны за 4 суток составит:
g1 = kItBT = 1,095·10000·4·24·0,96 = 10,09 ·106 г = 1009 кг.
Масса осаждённого катода составит:
g2 =
g1
1009
=
= 32,6 кг.
31
31
Съёмная масса катода составит:
g3 = g2 + g4 = 32,9 + 3,2 = 34,8 кг.
Масса никеля, перешедшего в раствор за счёт электрохимического
растворения, составит:
g5 = 32·g6(1 – 0,15 – 0,05) = 32·270·0,8 = 6912 кг.
Длительность работы анода может быть рассчитана по закону Фарадея.
Считая, что анодный выход по току равен 100%, рассчитаем время работы
анода по уравнению:
g5 = kItBT = 6912·103 г,
откуда получим
6912  103
6912  103
t=
=
= 631,2 час = 26,3 суток.
kIBT
1,095  10000  1
1.2.4.4.Ванна рафинирования никеля нагрузкой 9000 А имеет 31 катод и
работает при выходе потоку для никеля, равном 95 %.
Рассчитать необходимую скорость циркуляции в катодный ящик,
обеспечивающую минимальное содержание никеля в электролите, равную
30 г/л.
Решение
45
Масса никеля, осаждающая на катодах ванны за 1 час, составит:
g1 = kItBT = 1,095·9000·1·0.95 = 9451 г.
За это время на одном катоде осадится никеля:
g2 =
g1
9451
=
= 305,5 г.
31
31
Минимальная скорость циркуляции в катодный ящик составит:
v=
g2
305,5
=
=7,62 л/ч.
70  30
40
1.2.4.5 На рафинирование никеля поступают аноды, содержащие 90 % Ni,
4 % Cu, 3 % Fe b 1 % Co. Нагрузка на ванну равна 9000А. Суммарный
катодный выход по току равен 100 %. Из катодного ящика в анодное
пространство поступает католит, содержащий 55 г/л Ni.
Рассчитать состав анолита, выходящего из ванны, если ванна содержит 31
катод, а скорость циркуляции через ванну 300 л/час.
Решение
При анодном растворении никель и примеси будут переходить в раствор
ро электрохимическим реакциям:
Ni – 2e = Ni2+
Cu -2e = Cu2+
Fe -2e = Fe2+
Co +-2e = Co2+
Электрохимические эквиваленты участников реакции рассчитаем по
уравнениям:
k(Ni) =
58,71
= 1,095 г/(А·ч);
2  26,8
k(Cu) =
63,54
= 1,185 г/(А·ч);
2  26,8
46
k(Fe) =
55,85
= 1,042 г/(А·ч)
2  26,8
k(Co) =
59,93
= 1,099 г/(А·ч)
2  26,8
Удельный расход электрической энергии на 1г анода составит:
 
w( Ni) w(Cu) w( Fe) w(Co)
=



k ( Ni) k (Cu) k ( Fe) k (Co)
0,9
0,04 0,03 0,01



 0894 г/(А·ч).
1,095 1,185 1,042 1,099
где wi – массовая доля i-го компонента.
Выход по току для каждого компонента составит:
Bi =
wi 
.
 k
Подставив численные значения величин, получим:
BT(Ni) =
0,9
= 0,9194
0,894  1,095
BT(Cu) =
0,04
= 0,038
0,894  1,185
BT(Fe) =
0,03
= 0,028
0,894  1,042
BT(Co) =
0,01
= 0,01
0,894  1,099
За один час растворения анода в раствор перейдёт
g(Ni) = 1,095·9000·1·0,9194 = 8971 ;
g(Cu) = 1,185·9000·1·0,038 = 413,8 ;
g(Fe) = 1,042·9000·1·0,028 = 262,6г;
g(Со) = 1,099·9000·1·0,01 = 98,9 г.
47
Тогда выходящий из ванны электролит будет содержать
С(Ni) = 55 +
8971
= 87,2 г/л;
300
С(Со) =
413,8
= 1,38 г/л;
300
С(Fe) =
262,6
 0,88 г/л;
300
С(Со) =
98.9
= 0,33 г/л.
300
2 ОБЩИЕ МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ
Каждый студент выполняет самостоятельную
работу на
темы
«Металлургия меди и» Металлургия никеля»». Задания на самостоятельную
работу приведены в соответствующем разделе методических указаний.
Задание представлено десятью вариантами
(1.2.3.4.5.6.7.8.9.10). Если
преподаватель не даёт каких – либо указаний студенту по выполнению того
или иного варианта самостоятельной работы, то студент выполняет задание
того варианта, номер которого совпадает с последним номером его зачётной
книжки. Например, номер зачётной книжки студента 26005. Тогда он
выполняет расчёты по варианту 5 самостоятельной работы. Если номер
зачётной книжки студента оканчивается на 0, то он выполняет расчёты по
варианту 10 самостоятельной работы..
Самостоятельная работа выполняется на листах бумаги формата А4.
Допускается выполнение курсовой работы, как в рукописном, так и в
компьютерном вариантах.
При выполнении самостоятельной работы в первую очередь необходимо
выписать все исходные данные для выполнения расчёта, а затем на их
основании производить металлургические расчёты.
При оформлении самостоятельной работы необходимо придерживаться
общих требований к содержанию и оформлению учебно – методической
литературы и других текстовых документов.
Разделы самостоятельной работы должны иметь порядковые номера в
пределах всей работы, которые обозначаются
арабскими цифрами без
точки. Подразделы должны иметь нумерацию в пределах каждого раздела.
Номер подраздела состоит из номеров раздела и подраздела, разделённых
точкой. В конце номера подраздела точка не ставится. Разделы и подразделы
могут состоять из нескольких пунктов.
Разделы и подразделы должны иметь заголовки.
Заголовки разделов
печатаются прописными буквами и располагаются в середине строки.
48
Заголовки подразделов также располагаются в середине
печатаются строчными буквами и выделяются жирным шрифтом.
строки,
3 ЗАДАНИЯ НА САМОСТОЯТЕЛЬНУЮ РАБОТУ
3.1 Металлургия меди
3.1.1 Расчёт рационального состава сульфидных медных
концентратов
Таблица 1 – Химический состав концентратов, % масс.
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
25
Cu
25,0
14,0
13,71
20,21
27,0
26,0
15,0
12,2
23,0
21,0
23,7
29,9
23,68
23,5
20,0
21,25
23,68
23,6
20,35
28,0
16,2
31,5
37,5
30,5
20,36
Fe
16,0
32,4
34,73
16,8
26,0
15,0
25,5
24,7
25.5
26,0
17,0
31,0
26,35
27,0
28,0
18,27
20,43
23,1
28,45
22,5
29,5
23,0
12,0
28,5
25,14
S
23,5
40,0
41,56
25,99
41,0
23,0
35,0
31,4
33,0
40,0
26,3
31,0
37,97
40,5
40,1
27,68
30,19
33,3
37,20
36,5
34,0
35,0
28,0
33,4
33,9
CaO
3,2
0,6
1,5
2,5
1,0
2,2
2,0
2,5
0,5
3,5
1,3
0,5
1,5
0,6
0.7
2,5
2,7
1,5
0,8
1,2
2,0
0,8
2,1
3,2
1,9
MgO
2,0
0,3
0,5
0,5
0,7
2,5
0,2
0,5
0,5
0,3
0,7
0,9
0,5
0,4
0,5
0,7
0,4
0,5
0,8
0,5
0,2
0,7
2,5
0,5
1,4
SiO2
20,5
7,8
3,5
23,0
2,0
23,5
14,8
20,0
10,0
2,4
27,0
3,0
4,7
2,5
6.0
20.8
14,2
13,1
6,8
7,0
11,5
4,5
14,5
1,5
9,8
Al2O3
6,5
3,2
2,5
6,0
0,5
4,5
5,0
5,0
5,2
3,6
1,0
2,7
2,5
2,6
2.9
6,3
6,0
2,5
4,1
2,7
4,1
2,0
2,1
0,4
4,1
Прочие
3,3
1,7
2,0
5,0
1,8
3,3
2,5
3,0
2,3
3,2
3,0
1,9
3,0
2,9
1,8
2,5
2,4
2,4
1,5
1,6
2,5
2,5
1,3
2,0
3,4
При расчёте принять, что ценные компоненты представлены минералами:
халькопиритом - CuFeS2, ковеллином – CuS и пиритом - FeS2.
49
3.1.2 Расчёт состава и выхода огарка при обжиге сульфидных медных
концентратов в кипящем слое
Таблица 2 – Степень десульфуризации при обжиге, %
Вар. 1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
%
53,0 55,0 62,0 52,0 60,0 51,0 54,0 53,0 52,0 59,0 50,0 23,0
Вар. 13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24 25
57,0 58,0 59,0 51,0 53,0 52,0 56,0 55,0 55,0 52,0 50,0 51 52
%
При расчёте принять, что 50% прочих при обжиге удаляются с газовой
фазой. Для расчёта берётся концентрат из таблицы 1
3.1.3 Плавка сульфидных медных концентратов на штейн
3.1.3.1 При шахтной плавке сульфидного медного концентрата,
содержащего 25,23 % Сu и 33,0 % S извлечение меди в штейн составило 91%.
Полученный штейн содержал 15,5 % Сu. Рассчитать выход штейна и степень
десулфуризации в процессе плавки.
3.1.3.2 Рассчитать количество штейна и содержание в нём меди при плавке
сульфидного медного концентрата, содержащего 21,0% Сu и 35,8 % S, если
степень десульфуризации составляет 55,0 %, а извлечение меди в штейн 91%.
3.1.3.3 Рассчитать степень десульфуризации и массу штейна при плавке в
отражательной печи медного обожжённого сульфидного концентрата,
содержащего 15,8 % Cu, 36,0 % Fe и 11,6 % S, если рациональный состав
огарка представлен соединениями Cu2S, FeS и Fe3O4.
3.1.3.4 Рассчитать степень десульфуризации и массу штейна при плавке в
отражательной печи медного обожжённого сульфидного концентрата,
содержащего и 15,2 % Cu, 29,5 % Fe и 10,5 % S, если рациональный состав
огарка представлен соединениями Cu2S, FeS и Fe2O3.
3.1.3.5 Рассчитать степень десульфуризации и массу штейна, при плавке в
электропечи сульфидного медного концентрата, содержащего 25,4% Cu,
33,0% Fe, если 50,0 %
меди в концентрате присутствует в виде
халькопирита, а остальная часть в виде ковеллина, а все железо находится в
виде халькопирита и пирита.
3.1.3.6 При шахтной плавке медной руды, содержащей 4,5 % Сu и 33,0 % S
извлечение меди в штейн составляет 92,0 %. Полученный штейн содержал
13,0 % Cu, и 25,6 % S. Рассчитать выход штейна и степень десульфуризации.
50
3.1.3.7 Рассчитать степень десульфуризации и массу штейна, при
отражательной плавке сульфидного медного концентрата, содержащего
18,0% Cu, 29,0% Fe, если 25,0% меди в концентрате присутствует в виде
ковелллина, а остальная часть в виде халькопирта, а все железо находится в
виде пирита и халькопирита.
3.1.3.8 При шахтной плавке медной руды, содержащей 3,5 % Сu и 29,5 %
S, извлечение меди в штейн составляет 91,0 %.
Полученный штейн
содержал 14,5 % Cu. Рассчитать выход штейна и степень десульфуризации
3.1.3.9 Рассчитать степень десульфуризации и массу штейна при плавке в
электропечи печи медного обожжённого сульфидного концентрата,
содержащего и 15,2 % Cu, 29,5 % Fe и 10,5 % S, если рациональный состав
огарка представлен соединениями Cu2S, FeS, Fe3O4 и Fe2O3. Несвязанное с
серой железо распределяется следующим образом: 50,0 % в Fe3O4 и 50,0 % в
Fe2O3.
3.1.3.10 Рассчитать степень десульфуризации и массу штейна при плавке
в отражательной печи медного обожжённого сульфидного концентрата,
содержащего и 15,2 % Cu, 29,5 % Fe и 10,5 % S, если рациональный состав
огарка представлен соединениями Cu2S, FeS, Fe3O4 и Fe2O3. Несвязанное с
серой железо распределяется следующим образом: 25,0 % в Fe3O4 и 75,0 % в
Fe2O3.
3.1.3.11 При плаке медного концентрата в электропечи на штейн без
добавки флюсов было получено 750 т шлака с соотношением между
основными компонентами Fe : SiO2 : CaO = 12,5 : 11,4 : 5,9. Рассчитать
массу шлака с добавкой флюсов и количество известняка, содержащего
55,0% СаО, которое необходимо добавить в шихту, если рекомендуемое
соотношение между основными компонентами шлака в электропечи при
плавке медных концентратов на штейн составляет Fe:SiO2:CaO = 16 : 40 :30.
3.1.3.12 При отражательной плаке медного концентрата на штейн без
добавки флюсов было получено 500 т шлака с соотношением между
основными компонентами Fe : SiO2 : CaO = 49,82 : 22,72 : 0,93. Рассчитать
массу шлака с добавкой флюсов и количество кремниевого флюса,
содержащего 91,0% SiО2, которое необходимо добавить в шихту, если
рекомендуемое соотношение между основными компонентами шлака при
отражательной плавке медных концентратов на штейн составляет Fe : SiO2 :
CaO= 39 :35 : 6.
3.1.4 Конвертирование медных штейнов
3.1.4.1 Какое количество конверторного шлака, содержащего 1,5 % Cu и
51,0% Fe, образуется за год при переработке штейна, содержащего 30% Сu и
51
41,0 % Fe, если производительность по черновой меди составляет 3000 т в
год. Черновая медь содержит 99,0 % Cu и 1,0 % Fe.
3.1.4.2 Рассчитать количество штейна, содержащего 26,5 % Cu и 41,5 % Fe,
для получения 500 т черновой меди, содержащей 98,5% Cu и 1,5% Fe, если
при этом образуется конвертерный шлак, содержащий 2,1 % Cu и 51,0 % Fe.
3.1.4.3 Какое количество черновой меди, содержащего 97,5 % Cu и 1,0%
Fe, образуется при переработке 700 т штейна, содержащего 27,5 % Сu и 41,0
% Fe, если образующийся конвертерный шлак содержит 2,5 % Cu и 49,5 %
Fe.
3.1.4.4. При переработке медного штейна, содержащего 25,0% Cu и 42,2 %
Fe, было получено 1500 т конвертерного шлака, содержащего 2,3 % Сu и 50,1
% Fe. Рассчитать количество затрачиваемого штейна и черновой меди,
которое при этом получается, если черновая медь содержит 98,1 % Cu и 1,2
% Fe.
3.1.4.5 Рассчитать количество конвертерного шлака, содержащего 3,1 %
Cu и 49,2 % Fe и черновой меди, содержащей 97,8 % Cu и 1,7 % Fe,
образующихся при переработке 1000 т штейна, содержащего 27,3% Cu и 41,5
% Fe
3.1.4.6 Какое количество конверторного шлака, содержащего 2,5 % Cu и
49,0% Fe, образуется за год при переработке штейна, содержащего 25,0 % Сu
и 42,0 % Fe, если производительность по черновой меди составляет 50000 т в
год. Черновая медь содержит 98,5 % Cu и 1,5 % Fe.
3.1.4.7 Рассчитать количество штейна, содержащего 28,5 % Cu и 38,5 % Fe,
для получения 1500 т черновой меди, содержащей 99,0% Cu и 1,0% Fe, если
при этом образуется конвертерный шлак, содержащий 1,8 % Cu и 49,5,0 %
Fe.
3.1.4.8 Какое количество черновой меди, содержащего 98,5 % Cu и 1,5%
Fe, образуется при переработке 10000 т штейна, содержащего 35,0 % Сu и
40,5 % Fe, если образующийся конвертерный шлак содержит 1,5 % Cu и 48,5
% Fe.
3.1.4.9
Рассчитать массу черной меди, полученной при переработке в
конвертере 500 т штейна, содержащего 35,0и 36,0e , а также количество
кварцевого флюса, содержащего 90,0% SiO2 и 5,0% Fe2O3, которое
необходимо загрузить в конвертер. Извлечение меди в черновую медь
составляет 97,0%, а содержание меди в черной меди - 98,5%
52
3.1.4.10 Рассчитать массу черной меди, полученной при переработке в
конвертере 500 т штейна, содержащего 25,5 Сu и 38% Fe , а также количество
кварцевого флюса, содержащего 85 % SiO2 и 10% Fe2O3, которое необходимо
загрузить в конвертер. Извлечение меди в черновую медь составляет 98,0%, а
содержание меди в черной меди - 99,5%
3.1.5 Электролитическое рафинирование меди
3.1.5.1 Определить количество анодов
при электролитическом
рафинировании меди, необходимое для обеспечения производительности 500
тонн катодной меди, если масса анода 260 кг и он содержит 99% (масс.) Cu.
При растворении анода 97% меди переходит на катод, 2,5% в раствор, 0,5% в
шлам. Выход скрапа принять 18%.
3.1.5.2 Определить количество электролизных ванн, необходимых для
производства 150 тыс. катодной меди в год, если токовая нагрузка на ванну
17 кА, выход потоку для меди 95%, коэффициент машинного времени
работы ванн 0,95,а электрохимический коэффициент меди 1,185
г
.
Ач
3.1.5.3 Определить количество электролита, которое необходимо выводить
из процесса для предупреждения накапливания «ведущей» примеси при
электролитическом рафинировании меди, если состав анода %,(масс.): Cu99,3; Ni-0,1; Fe-0,1%, As-0,05. При электрохимическом растворении анода в
раствор переходит, % (масс.): Ni-85,0; Fe-75,0; Fs-35,0. Допустимое
предельное содержание примесей в электролите составляет,
г
: Ni-30,0;
дм 3
As-5,0; Fe-3,0. Объём электролита в ванне – 5 м3.
3.1.5.4 Определить количество электролита, которое необходимо выводить
из процесса для предупреждения накапливания «ведущей» примеси при
электролитическом рафинировании меди, если состав анода %,(масс.): Cu99,3; Ni-0,1; Fe-0,1%, As-0,05. При электрохимическом растворении анода в
раствор переходит, % (масс.): Ni-75,0; Fe-70,0; Sb-65,0. Допустимое
предельное содержание примесей в электролите составляет,
г
: Ni-25,0; Sb
дм 3
-1,0; Fe-2,5. Объём электролита в ванне – 5 м3.
3.1.5.5 Скорость циркуляции электролита через ванны регенерации равна
25 л/мин. В электролите, выходящем из ванны рафинирования, содержится
90 г/л СuSO4 и 155 г/л H2SO4. Написать уравнения реакций, протекающих на
электродах в ванне регенерации, и состав выходящего из ванны регенерации
электролита, если токовая нагрузка составляет 12 кА, а катодный выход по
току для меди 95%.
3.1.5.6 Скорость циркуляции электролита через ванну рафинирования
меди составляет 25 л/мин. Тoковая нагрузка на ванну составляет 15 кА.
53
Рассчитать состав выходящего из ванны электролита, если поступающий в
ванну рафинирования электролит содержит 130 г/л CuSO4 и 175 г/л H2SO4.
Катодный выход по току составляет 96%. Избыточное количество меди,
переходящего в раствор за счёт химического растворения анода по реакции
Cu + H2SO4 + 0,5O2 = CuSO4 + H2O
на 2,5 % превышает количество осаждаемой на катоде меди.
3.1.5.7
Годовая
производительность
цеха
электролитического
рафинирования меди составляет 200 тыс. тонн. Токовая нагрузка на ванны
рафинирования и регенерации составляет 15 кА. Среднее напряжение на
ванне рафинирования составляет 0,3 В. Выход по току для меди в ваннах
рафинирования и регенерации составляет 95,0%, а коэффициент машинного
времени работы ванн равен 0,96. Рассчитать необходимое количество ванн
рафинирования и регенерации и удельный расход электроэнергии на
процесс рафинирования меди. Принять, что количество меди, переходящее в
раствор за счёт химического растворения анода составляет 3,0%.
3.1.5.8 Рассчитать количество меди, которое необходимо извлечь за сутки
в ваннах регенерации, чтобы поддерживать постоянство состава
циркулирующего электролита в цехе с 1000 рафинировочными ваннами,
имеющими токовую нагрузку 15 кА. Рассчитать количество ванн
регенерации, если количество меди, переходящее из анодов в раствор на
2,5% превышает количество меди, осаждаемой на катодах. Токовая нагрузка
на ванны регенерации составляет 15 кА. Катодный выход по току для ванн
обеих типов составляет 96%.
3.1.5.9 Электролитические ванны для рафинирования меди с токовой
нагрузкой 10 кА работают при катодной плотности тока 215 А/м2 и катодном
выходе по току 95% .
Зеркало поверхности раствора в ванне составляет
2
4,25 м , скорость циркуляции электролита на одну ванну 20 л/мин,
межэлектродное расстояние 5 см.. Электродная поляризация и падение
напряжения в электролите составляет 80 мВ. Коэффициент, учитывающий
потери напряжения в контактах и шинопроводах, принять равным 1,15.
Удельное сопротивление электролита составляет 1,815 Ом·см. Скорость
испарения воды составляет 0,45 кг/(м2·час). Рассчитать напряжение на
ванне, удельный расход электроэнергии, и массу воды, теряемой за счёт
испарения, на 1 тонну меди
3.1.5.10
Электролитические ванны для рафинирования меди с токовой
нагрузкой 12 кА при катодном выходе по току 96%. Напряжение на ванне
составляет 0,27 В. Зеркало поверхности раствора в ванне составляет 4,2 м2,
скорость циркуляции электролита на одну ванну 20 л/мин. Теплота
парообразования составляет. Скорость испарения воды составляет 0,45
54
кг/(м2·час). Теплота парообразования воды 2377 кДж/кг. Доля потерь тепла
за счёт испарения воды составляет 50 % от общих потерь тепла в ванне.
Температура электролита в ванне
составляет 50 оС. Теплоёмкость
электролита 3,577 кДж/кг, плотность электролита 1,23 г/см3.для подогрева
электролита используется сухой пар с теплосодержанием 2699 кДж/кг.
Образующийся конденсат при нагреве электролита характеризуется
теплосодержанием 32 кДж/кг. Рассчитать расход пара на подогрев
циркулирующего раствора на 1 тонну катодной меди.
3.2 Металлургия никеля
3.2.1 Расчёт рационального состава медно-никелевых руд и концентрата
Таблица 2 – Химический состав руд и концентратов, % масс.
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
Ni
6,25
6,36
9,20
8,21
9,86
4,83
4,27
3,61
8,87
3,29
9,85
6,57
4,93
2,63
10,51
2,96
4,37
7,23
8,22
9,85
Fe
41,8
36,18
30,59
28,76
28,40
33,15
34,48
37,94
38,36
38,81
30,84
29,44
28,44
33,38
27,54
35,16
33,39
29,15
29,18
30,35
S
CaO
30,64 2,1
29,13 2,0
26,67 2,3
25,37 1,5
25,16 1,7
26,21 1,8
27,30 1,9
26,98 1,1
29,98 2,2
27,80 1,2
26,64 1,6
24,55 1,8
23,56 2,4
25,82 2,3
25,14 2,2
20.32 2,1
24,64 1,4
24,58 1,8
25,54 2,2
27,01 1,5
MgO
2,0
3,0
4,0
5,0
6,0
7,0
3,0
2,0
1,5
3,0
2,5
9,0
1,0
3,0
5,0
2,5
7,0
6,0
5,0
4,0
SiO2
14,0
15,0
16,0
17,0
18.0
19,0
20,0
24,0
21,0
18,5
19,0
17,0
25,0
17,0
16,0
24,0
22,0
19,0
20,0
15,0
Al2O3
1,0
2,0
3,0
4,0
5,0
1,5
2,0
1,0
2,5
3,5
4,5
5,5
6,5
7,5
7,5
2,8
3,8
4,7
1,5
3,9
Cu
1,1
4,2
5,1
6,0
4,2
4,7
5,5
0,8
1,4
1,7
3,9
4,8
5,8
6,0
4,7
1,9
1,6
4,6
5,7
5,5
Co Прочие
0,11
1,0
0,13
2,0
0,14
3,0
0,16
4,0
0,18
1,5
0,21
1,5
0,22
1,5
0,07
2,5
0,09
1,1
0,10
2,1
0,12
1,0
0,14
1,2
0,17
2,2
0,17
2,2
0,21
1,2
0,06
3.2
0,08
1,8
0,14
2,8
0,16
2,5
0,19
2,7
При расчёте принять, что ценные компоненты представлены минералами:
пентландитом - NiS·FeS, пирротином - Fe7S8, халькопиритом - CuFeS2,
моддеритом-CoS
55
3.2.2 Плавка никелевых руд и концентратов на штейн
3.2.2.1 Рассчитать количество флюса, выход и состав штейна и шлака при
плавке никелевого концентрата на штейн. Состав никелевого концентрата
берётся из предыдущего расчёта.
При расчёте принять:
Состав кварцевого флюса, %: SiO2- 85,0; Fe- 2,0; прочие – 10,0.
Состав штейна, %: Fe- 21,0; Fe3O4 -4,0; прочие – 2,0.
Состав шлака, %: SiO2 – 30,0; Ni -0,18; Cu – 0,3; Fe3O4 –8,0; S – 1,0.
В шлаке 70,0 % Ni содержится в виде Ni3S2 и 30% в виде NiO.
Вся медь в шлаке находится в виде Cu2S.
3.2.3 Конвертирование никелевых и медно-никелевых штейнов
3.2.3.1 Определить количество конверторного шлака, содержащего 1,5%
(Cu + Ni) и 49,5% Fe, образующегося при переработке медно-никелевого
штейна, содержащего 25,0% (Cu + Ni) и 48,5% Fe. При этом получается 250 т
файнштейна , содержащего 71,4% (Cu+Ni) и 2,5% Fe.
3.2.3.2 При переработке медно-никелевого штейна, содержащего 28,5%
(Cu+Ni) и 39,5% Fe, было получено 1000 т конверторного шлака,
содержащего 3,5% (Сu +Ni) и 51,0% Fe. Рассчитать количество файнштейна,
содержащего 74,5% (Cu+Ni) и 2,5% Fe, которое при этом образуется.
3.2.3.3 Определить количество медно-никелевого штейна, содержащего
23,5% (Cu+Ni) и 48,9% Fe, необходимого для получения 500 т файнштейна,
содержащего 73,5 % (Cu+Ni) и 1,9% Fe, если образующийся конверторный
шлак содержит 2,8% (Сu+Ni) и 48,0% Fe.
3.2.3.4 При переработке медно- никелевого штейна, содержащего 29,5%
Cu + Ni и 50,5% Fe, было получено 1500 т конверторного шлака,
содержащего 2,5% Cu +Ni и 50,0% Fe. Рассчитать количество файншейна,
содержащего 74,5% Cu+Ni и 2,5% Fe.
3.2.3.5 рассчитать количество конверторного шлака, содержащего 3,5%
(Cu + Ni) и 49,0 % Fe, образующегося при переработке медно-никелевого
штейна, содержащего 24,5% (Cu + Ni) и 51.0% Fe. При этом получается 400 т
файнштейна , содержащего 73,5% (Cu+Ni) и 1,5, 0% Fe.
3.2.3.6 При переработке медно-никелевого штейна, содержащего 28,5%
(Cu+Ni) и 45,5% Fe, было получено 1000т конверторного шлака,
содержащего 2,5% (Сu +Ni) и 52,1% Fe. Рассчитать количество файнштейна,
содержащего 74,5% (Cu+Ni) и 2,5% Fe, которое при этом образуется.
3.2.3.7 Определить количество медно-никелевого штейна, содержащего
28,0% (Cu+Ni) и 48,5% Fe, необходимого для получения 300 т файнштейна,
содержащего 73,5 % (Cu+Ni) и 1,5% Fe, если образующийся конверторный
шлак содержит 2,2% (Сu+Ni) и 51,0% Fe.
3.2.3.8 При переработке медно- никелевого штейна, содержащего 29,5%
Cu + Ni и 49,5% Fe, было получено 800 т конверторного шлака, содержащего
3,5% Cu +Ni и 50,5 % Fe. Рассчитать количество файншейна, содержащего
72,5% Cu+Ni и 1,5% Fe.
56
3.2.3.9 Определить количество конверторного шлака, содержащего 4,0%
(Cu + Ni) и 50,5% Fe, образующегося при переработке медно-никелевого
штейна, содержащего 26,5% (Cu + Ni) и 50)% Fe. При этом получается 350 т
файнштейна, содержащего 71,0% (Cu+Ni) и 2,5% Fe.
3.2.3.10 При переработке медно-никелевого штейна, содержащего 23,5%
(Cu+Ni) и 48,5% Fe, было получено 1500 т конверторного шлака,
содержащего 3,5% (Сu +Ni) и 51,0% Fe. Рассчитать количество файнштейна,
содержащего 73,5% (Cu+Ni) и 1,8 % Fe, которое при этом образуется.
3.2.5 Электролитическое рафинирование никеля
3.2.5.1 Продолжительность работы никелевых анодов габаритами 0,85 ·
0,75 м2 в ваннах рафинирования составляет 30 суток. Анодная плотность тока
250 А/м2. Анодный скрап составляет от массы анода 17 %, выход шлама –
5,0 %. Анодный выход по току для никеля 95 %.
Рассчитать массу и толщину анода.
3.2.5.2 Скорость циркуляции электролита в ванне рафинирования никеля
нагрузкой 10 кА составляет 600 л/ч.
Рассчитать конечную концентрацию никеля в католите при переходе его в
анодное пространство, если в катодные ящики подаётся раствор, содержащий
75 г/л Ni. Катодный выход по току принять 95 %.
3.5.2.3 В качестве катодов в ваннах рафинирования никеля используют
маточные никелевые основы, получаемые электролитическим пут1м в
специальных ваннах.
Рассчитать время наращивания катодной основы толщиной 0,5 мм, если
катодная плотность тока равна 220 А/м2, а выход по току для никеля
составляет 95 %.
3.5.2.4 Ванна рафинирования никеля нагрузкой 10 кА имеет 30 катодов.
Катодная плотность тока составляет 220 А/м2. Католит поступающий в
катодный ящик содержит 75 г/л Ni.
Рассчитать минимальную скорость циркуляции электролита, если конечная
концентрация никеля в католите, поступающем в анодное пространство
составляет 25 г/л Ni.
3.5.2.5 На рафинирование никеля поступают аноды, содержащие 92 % Ni,
5,0 % Cu, 3,3 % Fe, 1,5 % Co. Анодные примеси железа и кобальта
растворяются полностью, а медь растворяется на 80 %. Рассчитать состав
анолита, выходящего из электролизёра, если скорость циркуляции в
катодном ящике ванны нагрузкой 10 кА составляет 20 л/ч, а ванна содержит
31 катод. Католит, поступающий из катодного ящика в анодное
пространство, содержит 55 г/л Ni. Анодный выход по току принять 100 %.
57
3.5.2.6 На рафинирование никеля поступают аноды, содержащие 90 % Ni,
4,3 % Cu, 3,0 % Fe, 1,2 % Co.Считать, что все анодные примеси полностью
переходят в раствор. Раствор, поступающий в катодный ящик, содержит 75
г/л Ni. Катодный выход по току принять 96%.
Рассчитать состав католита, поступающего из катодных ящиков в анодное
пространство и состав анолита, выходящего из электролизёра, если скорость
циркуляции в ванне нагрузкой 10 кА составляет 500 л/ч. Анодный выход по
току принять 100 %.
3.5.2.7 Ванна для рафинирования никеля содержит 32 катод и 33 анодов.
Анодный скрап составляет 12 %, а шлам 4,5 % от первоначальной массы
анода. Выход по току для никеля 95 %. Время наращивания катода 5 суток.
Масса маточного листа 4 кг, масса анода 300 кг.
Определить массу катодного листа и время работы анода
3.5.2.8 Ванна рафинирования никеля нагрузкой 10 кА имеет 33 катода.
Катодный выход по току 96 %. Концентрация электролита, поступающего в
катодный ящик, составляет 75 г/л Ni.
Рассчитать минимальную скорость циркуляции электролита через
катодный ящик, обеспечивающую минимальную концентрация никеля в
электролите 25 г/л.
3.5.2.9 Годовая производительность рафинировочного цеха 150 тыс тонн
катодного никеля в год. Напряжение на одиночной ванне 3,0 В. Машинное
время работы ванн Км = 0,95.. Цеховой источник тока в состоянии обеспечить
напряжение 500 В. Выход по току для никеля 95 %. Токовая нагрузка на
ванну составляет 12 кА.
Рассчитать необходимое число ванн рафинирования в цехе, число серий и
количество параллельных цепей, считая, что серия содержит 60
последовательно соединённых ванн.
3.5.2.10 Годовая производительность рафинировочного цеха 135 тыс тонн
катодного никеля в год. Напряжение на одиночной ванне 2,8 В. Машинное
время работы ванн Км = 0,94. Падение напряжения в главном и
соединительном шинопроводах составляет 5 % от напряжения на ванне.
Цеховой источник тока в состоянии обеспечить напряжение 450В. Выход по
току для никеля 95 %. Токовая нагрузка на ванну составляет 10 кА.
Рассчитать удельный расход электрической энергии на 1 т никеля, а также
необходимое число ванн рафинирования в цехе, число серий и количество
параллельных цепей, считая, что серия содержит 65 последовательно
соединённых ванн.
58
РЕКОМЕНДУЕМАЯ ЛИТЕРАТУРА
1 Уткин Н.И., Производство цветных металлов//-М., «Интернет
инжиниринг», 2002
2 Худяков И. Ф., Кляйн С.Э., Агеев Н.Г., Металлургия меди, никеля,
сопутствующих элементов и проектирование цехов// -М., Металлургия, 1993
3 Ванюков А.В., Уткин.Н.И. Комплексная переработка медного и
никелевого сырья//-М.,Металлургия, 1988
4 Гудима Н.В., Шейн Я.П., Краткий справочник по металлургии цветных
металлов//-М., Металлургия, 1987
5 Худяков И.Ф., Тихонов А.И., Деев В.И.. Набойченко С.С. Металлургия
меди, никеля и кобальта, т.1, т.2//-М., Металлургия, 1977
6 Смирнов В.И, Худяков И.Ф., Деев В.И., Извлечение кобальта из медных
и никелевых руд//-М., Металлургия, 1970
7 Лоскутов.Ф.М., Цейдлер А.А, Расчёты по металлургии тяжёлых цветных
металлов,//-М., Металлургиздат, 1963
8 Ванюков А.В., Быстров В.П., Васкевич Ф.Д. и др., Плавка в жидкой
ванне//-М.,Металлургия, 1988
9 Гудима Н.В., Карасёв Ю.А., Кистяковский Б.Б. и др., Технологические
расчёты в металлургии тяжёлых металлов//-М., Металлургия 1977
10 Баймаков Ю.В., Журин А.И., Электролиз в гидрометаллургии//-М.,
Металлургия, 1970
11. Клушин Д.Н., Резник И.Д., Соболь С.И., Применение кислорода в
цветной металлургии//-М., Металлургия, 1983