123412 (Необходимость переработки медного концентрата)

Содержание

Введение 2

1. Выбор и обоснование технологической схемы 3

2. Описание технологического процесса 4

3. Расчет материального баланса плавки 10

3.1. Расчет рационального состава медного сырья 10

3.2. Обжиг медных концентратов в кипящем слое 11

3.3. Расчет материального баланса плавки обожженного концентрата 14

3.3.1. Расчет десульфуризации и состава штейна 14

3.3.2. Расчет количество флюсов для ведения плавки на заданном составе шлаков 16

4. Расчет теплового баланса плавки 19

4.1. Расчет горения природного газа 19

4.2. Расход природного газа и тепловой баланс отражательной плавки огарка 20

5. Конвертирование штейнов 24

6. Рафинирование меди 26

6.1 Материальный баланс огневого рафинирования меди 26

6.2 Электролиз меди 27

7. Расчет сквозного извлечения меди 29

Заключение 30

Список литературы 31

Введение

Развитие металлургии меди в последние годы характеризуется повышением комплексности использования сырья, возрастающими масштабами применения кислорода, создание автоматизированных непрерывных производств.

Основное количество меди получают по стандартной пирометаллургической схеме плавка – конвертирование – рафинирование, на долю гидометаллургического способа приходится 12-16%.

В последние годы в ряде стран возросло внимание к гидрометаллургическим способам извлечения меди из потерянного и забалансового сырья.

Смешанные руды перерабатывают по схеме выщелачивания – цементация – флотация.

Проводятся изыскания гидрометаллургической переработки сульфидных медь содержащих материалов с использованием автоклавного способа, солевого выщелачивания, сульфатезации.

Значительные успехи достигнуты по повышению комплексности использования сырья за счет расширения ассортимента выпускаемой продукции, организации пылеулавливания, более полного использования серосодержащих газов, а также использования вторичных энергоресурсов.

Полученные достижения во многом связаны с широким внедрением в металлургию кислорода и природного газа.

В настоящее время при производстве меди извлекается из сырья более 15 компонентов и производится более 20 наименований продукции [1].

1. Выбор и обоснование технологической схемы

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

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

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

Полученный в результате плавки штейн направляется на конвертирование. Полученная после конвертирования черновая медь подвергается огневому, а затем электролитическому рафинированию [3]. лавки на штейн выбираем отражательную печь, т.к. жигу.

2. Описание технологического процесса

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Отражательные печи являются пламенными. Воздух для вдувания, распыления и сжигания топлива обогащают кислородом до 23-28% иногда подогревают до 200-400 0С.

Штейн, полученный в результате плавки подвергают конвертированию.

Конвертирование осуществляют продувкой штейна воздухом в горизонтальном конвертере. Перерабатываемые штейны состоят из сульфидов меди и железа. Вследствие экзотермичности основных реакции конвертирование не требует затрат топлива.

Процесс конвертирования идет в два этапа. Процесс начинается с окисления сульфида железа по реакции

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

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

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO

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

FeS => FeO => Fe3О4

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

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

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

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

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

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

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

Cu2S + O2 = 2Cu + SO2

Которую часто изображают как последовательное протекание двух процессов

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + SO2

Cu2S + 2Cu2O = 6 Cu + SO2

Процесс конвертирования в горизонтальных конвертерах является периодическим.

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

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

При электролитическом рафинировании решаются две задачи – глубокое рафинирование меди от примесей, что обеспечивает ее высокую электропроводност, и попутно извлечение ценных золота, серебра и селена [3].

3. Расчет материального баланса плавки

3.1. Расчет рационального состава медного сырья

Состав медного сырья,%: 23,0 Cu, 25,5 Fe, 33,0 S, 0,5 CaO, 0,5 MgO, 2,0 SiO2,5,2 Al2O3,10,3 прочие.

По минералогическому составу медь и железо находится в виде CuFeS2, остальное железо в виде FeS2.

Расчет ведем на 100 кг сырья.

Рассчитаем содержание CuFeS2

63,6 кг Cu входят в 183,4 кг CuFeS2

23 кг Cu входят в х кг CuFeS2

Х = 66,32 кг

Зная количество и состав халькопирита, найдем сколько серы и железа связано в халькопирите

183,4 кг CuFeS2 содержат 64 кг S

66,32 кг CuFeS2 содержат х кг S

Х = 23,14 кг

Количество железа в халькопирите

183,4 кг CuFeS2 содержат 64 кг Fe

66,32 кг CuFeS2 содержат х кг Fe

Х = 20,18 кг

Количество железа в пирите

25,5 – 20,18 = 5,32 кг

С этим количеством железа связано серы

55,8 кг Fe – 64 кг S

5,32 кг Fe – х кг S

Х = 6,10 кг

Количество пирита

5,32 + 6,10 = 11,42 кг

Остальная серы находится в элементарном состоянии

33 – 23,14 – 6,10 = 3,76 кг

По данным расчета составляем таблицу 1 рационального состава медного сырья.

Таблица 1 - Рациональный состав медного сырья, % CuFeS2

3.2. Обжиг медных концентратов в кипящем слое