Плавка медных концентратов на штейн процессом Айзасмелт

Тип работы: Курсовая работа
Бесплатно: Антиплагиат
Объем: 28 страниц
В избранное:

Министерство образования и науки Республики Казахстан

Восточно-Казахстанский технический университет им. Д.Серикбаева

Школа наук о Земле и окружающей среды

Специальность 5В070900 - Металлургия

КУРСОВАЯ РАБОТА

На тему: Плавка медных концентратов на штейн процессом Айзасмелт
по дисциплине: Металлургия меди, никеля и кобальта

Выполнил: студент гр 18-МТз-3
Аханов С.К.

Принял: старший преподаватель
О.В. Семилуцкая

Усть-Каменогорск 2021

Содержание

Введение ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ..
3
1 Теоретическое описание технологического процесса ... ... ... ... ... ... ... ... ...
5
1.1 Процесс Айзасмелт ... ... ... ... ... .. ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .
5
1.2 Конструкция печи ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ..
6
2. Металлургические расчеты ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ..
10
2.1 Расчет рационального состава концентрата ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ...
2.2 Расчет десульфуризаци за счет процесса разложения сульфидов ... ..
10
11
2.3 Расчет количества и состава штейна и степени дисульфуризации ... ..
13
2.4 Расчет состава шлака ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .
16
2.5 Расчет дутья и состава газовой фазы ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .
20
2.6 Материальный баланс процесса плавки без учета выноса пыли ... ... .
26
2.7 Материальный баланс плавки с учетом выноса из печи пыли ... ... ... ..
26
2.8 Тепловой баланс печи Айзасмелт ... ... ... ... ... .. ... ... ... ... ... ... ... ... .
2.8.1 Исходные данные для расчета ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ...
2.8.2 Приход тепла ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .
2.8.3 Расход тепла ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ...
2.9 Тепловой баланс плавки ... ... ... ... ... ... ... . ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ..
Заключение ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .
Список литертуры ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ..
28
28
30
31
32
33
34

Введение

Актуальность темы. Медь является стратегически важным тяжелым цветным металлом.
Масштабы потребления меди значительны, а структура потребления очень широка. Производство меди в Казахстане, в основном, связано с переработкой медных руд и концентратов. Содержание меди в рудах варьируется в пределах от 0,2 % до 3 %. Путем флотации из медных руд получают медные концентраты, основу которых составляют высшие сульфиды меди и железа.
Процесс плавки медных концентратов является одним из ключевых процессов в переработке меди из первичного сырья. Под первичным сырьем подразумевается медная руда. Первичную медь можно получать с помощью пирометаллургических и гидрометаллургических процессов. В настоящее время основным сырьем для пирометаллургического процесса получения первичной меди являются медные и коллективные сульфидные концентраты (содержание Cu - от 10 % до 30 %). Пирометаллургическая схема предусматривает применение следующих металлургических процессов: плавка концентратов на штейн, конвертирование медного штейна и огневое рафинирование. Затем следует электролитическое рафинирование, которое относится к гидрометаллургическим процессам.
Металлургические заводы по производству черновой меди задействуют технологию, которая включает в себя только 2 пирометаллургических процесса: плавка медных концентратов с получением медного штейна и конвертирование медного штейна с получением черновой меди.
В настоящее время в мире широко известно несколько различных способов плавки медных концентратов [1]. И все эти способы, в той или иной степени, применяются на практике в мировом производстве меди.
В мире каждый способ плавки медных концентратов имеет свою историю развития, и применение их в металлургии меди обусловлено не только их эффективностью, но и качеством и особенностями исходного сырья (медной руды), а также доступностью вспомогательных материалов ипрочих необходимых ресурсов. В таком случае, учитывая стремление к повышению эффективности производства, сокращению затрат и увеличению прибыли, возникает вопрос: какой способ плавки является наиболее эффективным? Ответ на данный вопрос получить непросто, поскольку учесть все особенности каждого способа плавки представляет ся весьма затруднительным.
Актуальность данной работы заключается в том, чтобы предложить один из способов плавки медных концентратов на штейн процессом Айзасмелт. Переработка сульфидных медных и медно - никелевых руд и окисленных никелевых 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.
Цель курсовой работы провести ряд металлургичесих расчетов, рассмотреть теоретическое описание технологического процесса плавки медных концентратов на штейн процессом Айзасмелт.
Задачи:
1) Рассмотреть теоретическое описание технологического процесса;
2) Выполнить металлургические расчеты.
Объект исследования - плавка медных концентратов на штейн процессом Айзасмелт.
Тема курсовой работы: Плавка медных концентратов на штейн процессом Айзасмелт.

1 Теоретическое описание технологического процесса

1.1 Процесс Айзасмелт

Процесс Айзасмелт разработан фирмой Маунт Айза (Австралия) включает использование плавильной печи Айзасмелт, которая работает в непрерывном режиме, периодический процесс конвертирования и рафинирования меди (рисунок 1.1). Штейновый и шлаковый расплав периодически выпускаются из плавильной печи в электропечь, где происходит расслоение шлаковой штейновой фаз. Шлак после гранулирования направляется в отвал, а штейн поступает на конвертирование. Черновая медь подвергается огневому рафинированию в цилиндрической наклоняющейся печи. Анодная медь разливается в аноды и поступает на электролитическое рафинирование. Конвертерный шлак направляется в электропечь для обеднения, а шлак из рафинировочной печи направляется на конвертирование [2].

Рисунок 1.1 - Технологическая схема процесса Айзасмелт

В основе любого автогенного способа плавки сульфидных материалов лежат экзотермические реакции окисления сульфидов и, в первую очередь, сульфидов железа, находящихся в перерабатываемой шихте и реакции ошлакования:

2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2 (1)

2FeO + SiO2 = 2FeO·SiO2 (2)

Суммирующей реакцией процессов окисления и ошлакования будет реакция:

2FeS + 3O2 + SiO2 = 2FeO·SiO2 + 2SO2 (3)

Существенное количество тепла выделяется также при протекании в реакционной зоне автогенной установки:

3FeS + 5O2 = Fe3O4 + 3SO2 (4)

6FeO + O2 = 2Fe3O4 (5)

3Fe3O4 + FeS + 5SiO2 = 5(2FeO·SiO)2 +SO2 (6)

Таким образом, автогенная плавка является окислительным процессом. При её осуществлении степень десульфуризации можно изменять в любых пределах. Это достигается изменением соотношения между количеством перерабатываемого сульфидного материала и подаваемого в печь кислорода за счёт дутья. В свою очередь это позволяет в широком диапазоне варьировать составом получающихся штейнов вплоть до получения черновой меди.

1.2 Конструкция печи

Печь Айзасмелт (рисунок 1.2) представляет собой вертикальный стальной цилиндр высотой около 12 м и диаметром 4,6 м., футерованный изнутри хромомагнезитовым кирпичом. Толщина футеровки составляет порядка 0,55 м. В свод печи вмонтирована радиационная секция котла - утилизатора, представляющая собой трубчатую мембрану. В своде печи имеются отверстия для введения вертикальной подвижной фурмы, горелки и загрузки шихты. У основания газоотвода монтируется дополнительный медный блок для защиты газоотводящей системы от всплесков расплава. Загрузка увлажнённой гранулированной шихты осуществляется с помощью ленточных конвейеров через загрузочные отверстия в своде печи. Шихта состоит из медьсодержащего концентрата, кокса и флюсов, в качестве которых используются известняк и золотосодержащая кварцевая руда. Шихта содержит порядка 81,9% медного концентрата, 14,6% кварцевой руды, 2% известняка и 1,5% кокса. Влажность шихты составляет порядка 8%, крупность гранул не должна превышать 15 мм. Расплавленные продукты печи штейн и шлак периодически выпускаются через водоохлаждаемые выпускные отверстия, расположенные на определённой высоте для полного выпуска расплава из печи перед длительной остановкой печи или заменой футеровки. Глубина расплава в печи составляет порядка 1,5-2 м. Температура расплава составляет порядка 1180[о]С. Остальная часть высоты печи используется для реакций догорания и высвобождения газа из шлака и перехода их в котёл-утилизатор, который установлен непосредственно после печи. Поток отходящего газа контролируется путём использования вытяжного вентилятора для создания минимального разряжения в печи, что предотвращает поступление технологических газов в атмосферу цеха. Отходящие газы имеют температуру порядка 1200[о]С. После котла - утилизатора температура отходящих газов составляет порядка 350[о]С. Содержание SO2 в отходящих газах составляет порядка 8-20%.[3]

1- печь; 2 - фурма; 3 - аптейк

Рисунок 1.2 - Схема устройства печи Айзасмелт

Дутьё, обогащённое кислородом, подаётся печь через вертикальную выдвижную фурму, которая погружается в шлаковый расплав. Во время первоначального разогрева печи через отверстие для фурмы в печь вводится специальная горелка. Для поддержания теплового режима в печи в процессе выпуска расплава температура в печи поддерживается за счёт сжигания дизельного топлива в стационарной горелке. Положение фурмы в шлаковой ванне тщательно контролируется. При изменении уровня расплава фурма с помощью специального устройства передвигается с тем, чтобы её наконечник был всегда погружен в расплав на постоянную глубину. Фурма устроена таким образом, что при эксплуатации изнашивается только её наконечник. По мере износа нижней части фурмы на определённую высоту она извлекается из печи и к ней приваривается новый наконечник. Схема устройства фурмы Айзасмелт приведена на рисунке 1.3.[4]

Рисунок 1.3 - Устройство фурмы Айзасмелт

Помимо расплава из плавильной печи в электрическую печь загружают конвертерный шлак, флюс, кокс и возвраты.. В качестве флюса используют известняк. Добавление кокса осуществляют с целью восстановления магнетита конвертерного шлака и кислорода штейна. Расход кокса составляет порядка 3%, а известняка порядка 18% от массы штейна. Три электрода, погруженные в слой шлака, обеспечивают хороший прогрев расплава за счёт пропускания через слой шлака электрического тока. Температура расплава в печи поддерживается в пределах 1185-1200[о]С.
Штейн, выпускаемый из печи, содержит порядка 60% Сu, 10% Fe, 22%, S, 3,6% Pb и 2,6% Zn. Содержание меди в отвальном шлаке не превышает 0,8%. Вынос пыли из печи не превышает 2%.
Из электрической печи штейн периодически сливают в ковш и направляют на процесс конвертирования. Помимо штейна в конвертер загружают шлак из анодной печи и кварцевый флюс. Продуктами конвертирования является черновая медь, содержащая 98,3% Cu, конвертерный шлак и отходящие газы. Конвертерный шлак содержит 7,3% Сu и направляется на переработку в электропечь, а отходящие газы, содержащие до 10% SO2 на производство серной кислоты. Полученная в конвертере черновая медь разливается в аноды и направляется на огневое рафинирование.
Огневое рафинирование меди осуществляется в наклоняюшейся цилиндрической печи. Окислительное рафинирование осуществляется путём продувки через расплав меди сжатого воздуха. В процессе окислительного рафинирования вредные примеси окисляются и переходят в шлак. По окончании окислительного рафинирования образующийся шлак, содержащий 55% Сu, удаляется из печи, разливается в изложницы, охлаждается и направляется па переработку в анодную печь. После окислительного рафинирования медь содержит достаточное количество кислорода в виде Сu2О. Удаление кислорода из меди осуществляется на стадии восстановительного рафинирования. Восстановительное рафинирование осуществляется подачей восстановителя в расплавленную массу. В качестве восстановителя используется дизельное топливо, которое подается в струе сжатого воздуха. Количество восстановителя должно обеспечивать полное сгорание кислорода воздуха. В противном случае будет иметь место поглощение кислорода воздуха расплавленной медью. Анодная медь содержит порядка 99,31% Сu. Очищенная от примесей расплавленная медь на карусельной машиной разливается в анодные изложницы. После охлаждения аноды направляются на электролитическое рафинирование.[5]
Особенностью электролитического рафинирования меди в процессе Айзасмелт является использование нерасходуемых катодов, изготовленных из нержавеющей стали. Электролитическое рафинирование осуществляется в ваннах, изготовленных из полимерного бетона. Каждая ванна содержит 50 анодов и 49 катодов. Масса анода составляет 405 кг. Электролиз проводят при плотности тока порядка 292Ам[2]Выход анодного скрапа составляет порядка 14%. Катодный выход по току составляет 95%. Электролит содержит 50гл Сu и 160гл H2SO4. Для регенерации электролита часть его выводится из процесса и направляется на регенерацию. На регенерацию поступает электролит, содержащий до 50гл меди. Регенерация электролита осуществляется в три стадии в электролитических регенеративных ваннах. В ваннах регенерации в качестве катодов используются листы из нержавеющей стали, а в качестве анодов - свинцово-серебрянный сплав. Первичное обезмеживание электролита осуществляется при плотности тока 280 Ам[2]. Электролиз ведут до содержания меди в электролите 35 гл. В результате первой стадии обезмеживания получают товарную медь. В результате второй стадии обезмеживания содержание меди в электролите снижается до 5-6 гл. В результате второго обезмеживания получают катодную медь, загрязнённую мышьяком и висмутом, которая направляется на огневое рафинирование в анодную печь. На последней стадии обезмеживания содержание меди в электролите снижается до 0,3 гл. На этой стадии обезмеживания медь вместе с мышьяком осаждается на дне ванны в виде порошка. Образующийся мышьяковистый шлам содержит до 45% Cu и 55% Аs. После фильтрации мышьяковистый шлам брикетируется и направляется в анодную печь. Очищенный от меди раствор содержит 170 гл H2SO4. После очистки в анионообменных колоннах от Ni, Fe, Cu, Sb и Bi сернокислый раствор возвращается в голову процесса электролитического рафинирования для приготовления электролита. Продуктами процесса электролитического рафинирования меди является катодная медь и шлам. Содержание меди в катодном осадке составляет 99,99%. Шлам, содержащий благородные металлы, селен и теллур, направляются на переработку с целью извлечения этих ценных компонентов.

2 Металлургические расчеты

2.1 Расчёт рационального состава концентрата

Состав концентрата, % масс.: Cu - 14,0; Fe-32,4; S - 40,0; SiO2 - 0,6; CaO - 0,6; MgO - 0,3; Al2O3 - 3,2; Pb - 2,65; Zn-3,73; прочие - 1,7. Расчёт ведём на 100 кг концентрата. Принимаем, что в концентрате серу содержащими минералами являются халькопирит (CuFeS2), ковеллин (CuS) и пирит (FeS2 ).
Содержание меди, железа и серы в минералах составляет:

CuFeS2: Cu - 34,62 %; S - 34,95 %; Fe - 30,43 %

CuS: Cu - 66,46 % ; S - 33,54 %

FeS2: Fe - 46,6 %; S - 53,4 %
Обозначим через х кг массу халькопирита, y кг массу ковеллина и z кг массу пирита. С учётом этого составим балансовые уравнения по компонентам Сu, Fe и S:

Cu:

0,3462x + 0,6646y = 14,0 (1)

Fe:

0,3043x + 0,466z = 32,4 (2)

S:

0,3495x + 0,3354y + 0,534z = 40,0 (3)

Решая систему уравнений, получим
Комбинирование уравнений (2) и (3), исключим из этих уравнений z.

0,3043x + 0,466z = 32,4 x 0,534
0,3495x + 0,3354y + 0,534z = 40,0 x 0,466

Вычитая, получим:

х = 56,33кг; у = 3,22 кг; z =21,56 кг.

Таким образом, в 100 кг концентрата содержится 56,33 кг CuFeS2, 3,22 кг CuS и 21,56 кг FeS2. В них содержится компонентов:

CuFeS2: Cu - 0,3462∙56,33 = 19,50 кг CuS: Cu - 0,6646∙3,22 = 2,14 кг
Fe - 0,3043∙56,33= 17,14 кг S - 0,3354∙3,22 = 1,08 кг
S- 0,3495∙56,33= 19,69 кг

FeS2: Fe - 0,466∙21,56 = 10,05 кг
S - 0,534∙21,56 = 11,51 кг

Таблица 1 - Рациональный состав концентрата, % масс.

Минерал
Компо-нент
CuFeS2
CuS
FeS2
PbS
ZnS
SiO2
CaO
MgO
Al2O3
Прочие
Итого
Cu
19,50
2,14

21,64
Fe
17,14

10,05

27,19
Pb

2,65

2,65
Zn

3,73

3,73
S
19,69
1,08
11,51
2,96
3,14

38,38
SiO2

0,6

0,6
CaO

0,6

0,6
MgO

0,3

0,3
Al2O3

3,2

3,2
Прочие:

1,7
1,7
Итого:
56,33
3,22
21,56
5,61
6,87
0,6
0,6
0,3
3,2
1,7
100

2.2 Расчёт десульфуризации за счёт процесса разложения высших сульфидов

Десульфуризация в процессе плавки осуществляется как за счёт диссоциации высших сульфидов, так за счёт окисления сульфидов железа кислородом дутья.
В процессе плавки минерал халькопирит разлагается по уравнению

4CuFeS2 = 2Cu2S + 4FeS + S2 (4)

При этом в газовую фазу переходит серы

= 4,92 кг

При этом образуется

= 24,42 кг Cu2S

и

= 26,98 кг FeS.

Ковеллин разлагается по уравнению

4CuS = 2Cu2S + S2 (5)

По этой реакции в газовую фазу переходит серы

= 0,54 кг

При этом образуется

= 2,68 Cu2S

В процессе плавки пирит разлагается по реакции

2FeS2 = 2FeS + S2 (6)

При этом в газовую фазу переходит серы

= 5,76 кг

и образуется

= 15,79 кг FeS

Количество сульфида железа FeS, которое образуется за счёт разложения высших сульфидов, составит

26,98 + 15,79 = 42,77 кг

Количество серы, которое перейдёт в газовую фазу в процессе плавки за счёт диссоциации высших сульфидов, составит:

5,76 + 4,92 + 0,54 = 11,22 кг

Окисление элементарной серы протекает по реакции

S2 + 2О2 = 2SО2

На окисление этой серы затрачивается кислорода

= 11,20 кг

2.3 Расчёт количества и состава штейна и степени десульфуризации

Принимаем содержание меди в штейне 60%. Извлечение меди в штейн в процессе Айзасмелт составляет порядка 95-98%. Принимаем извлечение меди в штейн 98%. Тогда в штейн перейдёт

14,0∙0,98 = 13,72 кг Cu.

Количество меди, перешедшей в шлак, составит

14,08 - 13,72 = 0,36 кг

Считаем, что медь в шлаке находится в виде Cu2S. Тогда в шлак вместе с медью перейдёт

= 0,09 кг S.

Тогда масса штейна составит

= 22,87 кг

В соответствии с правилом Мостовича, среднее содержание серы в штейне составляет 25%. Тогда масса серы в штейне составит

22,87 ∙0,25 = 5,72 кг

Вся медь в штейне связана с серой в виде Сu2S. Количество серы, связанной с медью в штейне, составит

= 3,46 кг. (3,46)

Масса Cu2S в штейне составит

= 17,18 кг (17,18)

По данным заводской практики принимаем, что 50% PbS переходит в штейн, а 50% окисляется и переходит в шлак. Тогда масса свинца, переходящего в штейн , что составляет

2,65∙0,5 = 1,32 кг Pb

По данным заводской практики принимаем, что 30% ZnS переходит в штейн, а 70% окисляется и переходит в шлак. Масса цинка, переходящего в штейн составит:

3,73∙0,3 = 1,12 кг Zn

В штейне растворяется определённое количество магнетита, который вносит в штейн кислород. Содержание растворённого в штейне кислорода зависит от содержания в нём меди (таблица 46)

Таблица 2 - Содержание кислорода в штейне, %.

% Cu в штейне
5
10
20
30
40
45
50
60
% О2 в
штейне
7,14
6,54
5,18
4,21
3,02
2,49
1,9
0,7

Как видно из таблицы 2, содержание кислорода в штейне с содержанием 60% Сu, концентрация растворенного в штейне кислорода составляет 0,7%, что составляет

= 0,098 кг

Количество магнетита, которое содержится в 49,92 кг штейна, составит

= 0,35 кг

Количество железа, которое содержится в штейне в виде магнетита, составит

= 0,25 кг

Принимаем содержание прочих в штейне 1%, что составляет

= 0,14 кг

Тогда масса железа в штейне, связанного с FeS, составит

14,0 - 13,72 - 1,12 - 1,32 - 5,39 - 0,35 - 0,14 = 0,837 кг(0,83)

Тогда общее количество железа в штейне составит

0,83 + 0,25 = 0,97 кг(1,08)

Полученный штейн будет иметь следующий состав.

Таблица 3 - Состав медного штейна

Компонент
Сu
Fe
Pb
Zn
S
O2
Прочие
Всего
Масса,кг
13,72
0,97
1,12
1,32
5,39
0,098
0,14
22,87
%
59,9
4,24
4,89
5,77
23,98
0,43
0,61
100,0

Количество серы, удаляемое в процессе плавки из концентрата, составит

40,0 - 0,09 - 5,39 = 34,52 кг

Тогда степень десульфуризации в процессе плавки составит

= 95,68 %
2.4 Расчёт состава шлака

Количество железа, переходящее в шлак составит

27,95 - 3,31 = 24,64 кг.(24,64)

В шлаке железо находится в виде FeO. Тогда количество кислорода в шлаке, связанное с FeO, составит

= 7,06 кг кг (7,06)

По условию 50% PbS окисляется по реакции

PbS + 1,5O2 = PbO + SO2 (7)

и PbO переходит в шлак. Тогда количество свинца, переходящее в шлак, составит

2,65∙0,5 = 1,33 кг

С ним связано кислорода

= 0,1 кг

По условию 70% ZnS окисляется по реакции

ZnS + 1,5O2 = ZnO + SO2, (8)

а образующийся ZnO переходит в шлак. Тогда количество Zn, переходящее в шлак, составит

3,73∙0,7 = 2,61 кг

С ним связано ... продолжение

Вы можете абсолютно на бесплатной основе полностью просмотреть эту работу через наше приложение.