Исследование термодинамических возможностей получения меди с применением программного комплекса 'Астра-4'

Министерство образования и науки Республики Казахстан

Актюбинский региональный государственный университет

Курсовая работа

Дисциплина: "Основы научных исследований и курсовая научно-исследовательская работа "

Тема работы: "Исследование термодинамических возможностей получения меди с применением программного комплекса "Астра-4"

Содержание

Введение

1. Производства меди

1.1 Свойства меди и области её применения

1.2 Сырье для получения меди

1.3 Пирометаллургический способ производства меди

1.4 Плавка на штейн медного сырья

1.5 Автогенные процессы

1.6 Конвертирование медных штейнов

1.7 Рафинирование черновой меди

2. Расчет материального баланса плавки

2.1 Расчет рационального состава медного сырья

2.2 Обжиг медных концентратов в кипящем слое

2.3 Расчет материального баланса плавки обожженного концентрата

2.3.1 Расчет десульфуризации и состава штейна

2.3.2 Расчет количество флюсов для ведения плавки на заданном составе шлаков

3. Полный термодинамический анализ с использованием программного комплекса "Астра-4"

3.1 Результаты расчета программы "АСТРА-4"

3.2 Обработка результатов расчета программы "АСТРА-4"

Заключение

Список использованных литератур

Введение

В металлургии и ряде других отраслей техники используют ферросплавы, а также технически чистые металлы для раскисления и легирования стали, получения легированного чугуна и различных сплавов. Улучшение качества и специальные свойства конструкционных, коррозионно - стойких, жаропрочных, жаростойких, прецизионных и электротехнических сталей, специальных литейных чугунов и самых разнообразных сплавов достигается легированием различными элементами. Ферросплавы - это сплавы железа с кремнием, марганцем, хромом, вольфрамом и другими элементами, применяемые в производстве стали для улучшения ее свойств и легирования. Вводить в сталь нужный элемент не в виде чистого металла, а в виде его сплава с железом удобнее вследствие более низкой температуры его плавления и выгоднее, так как стоимость ведущего элемента в сплаве с железом ниже по сравнению со стоимостью технически чистого металла.

Исходным сырьем для получения ферросплавов служат руды или концентраты. Для производства основных сплавов - ферросилиция, ферромарганца; силикомарганца и феррохрома - пользуются рудами, так как в них высоко содержание окислов элемента, подлежащего восстановлению. При производстве ферровольфрама, ферромолибдена, феррованадия, ферро-титана и других сплавов руду вследствие малой концентрации в ней полезного элемента обогащают, получая концентрат с достаточно высоким содержанием окислов основного элемента.

Ферросплавы получают восстановлением окислов соответствующих металлов. Для получения любого сплава необходимо выбрать подходящий восстановитель и создать условия, обеспечивающие высокое извлечение ценного (ведущего) элемента из перерабатываемого сырья.

Восстановителем может служить элемент, обладающий более высоким химическим сродством к кислороду, чем элемент, который необходимо восстановить из оксида. Иначе говоря, восстановителем может быть элемент, образующий более химически прочный оксид, чем восстанавливаемый элемент. Восстановительные процессы облегчаются, если они проходят в присутствии железа или его оксидов. Растворяя восстановленный элемент или образуя с ним химическое соединение, железо уменьшает его активность, выводит его из зоны реакции, препятствует обратной реакции - окислению.

медь сырье материальный баланс плавка

1. Производства меди

1.1 Свойства меди и области её применения

В периодической системе элементов Д.И. Менделеева медь расположена в I группе 4-го периода, её порядковый номер 29. Атомная масса 63,54. Как элемент первой группы медь одновалентна. В этом состоянии она широко представлена в рудных минералах, штейнах, шлаках и других продуктах пирометаллургии. В продуктах их окисления в природе и в технологических процессах более устойчивым является двухвалентное состояние. Температура плавления меди 1083⁰С. Температура кипения - 2325⁰С. Медь - мягкий, вязкий и ковкий металл красного цвета, легко поддается механической обработке. Легко прокатывается в тонкие листы и вытягивается в проволоку. Важнейшее свойство - электропроводность (уступает только серебру). Примеси снижают электропроводность, поэтому в электротехнике применяют медь высокой степени чистоты. Также медь отличается высокой теплопроводностью. В химическом отношении медь малоактивна, хотя может непосредственно соединяться с кислородом, серой, галогенами и некоторыми другими элементами. При обычной температуре и сухом воздухе медь остается инертной, но во влажном воздухе, содержащем СО₂, медь окисляется и покрывается защитной пленкой основного карбоната СuCO₃·Cu (OH) ₂, являющегося ядовитым веществом. В растворах соляной и серной кислот в отсутствии окислителя медь не растворяется. В кислотах, одновременно являющихся окислителями (азотная или горячая концентрированная серная), медь растворяется легко. При высоких температурах в пирометаллургических процессах устойчивыми соединениями меди являются Cu₂O и Cu₂S. Медь и её сульфид Cu₂S являются хорошими коллекторами (растворителями) золота и серебра, что делает возможным их высокое попутное извлечение при производстве меди. Важное свойство меди - образовывать сплавы с другими металлами. Это бронзы (Cu + Sn), латуни (Cu + Zn) медно-никелевые сплавы. В современных бронзах в качестве присадок используют алюминий, кремний, бериллий, свинец. Применяются эти бронзы для изготовления ответственных деталей и литых изделий. Например, бериллиевые бронзы (2% Ве) по механическим свойствам превосходят многие сорта стали и имеют хорошую электропроводность. Алюминиевые бронзы (5-10% Al) очень прочны и идут на изготовление авиационных двигателей. В специальные латуни, кроме цинка, добавляют алюминий, железо, кремний, никель. Латуни идут на изготовление радиаторов, труб, гибких шлангов, патронных гильз, художественных изделий. Из медно-никелевых сплавов наиболее известны мельхиор (применяется в кораблестроении, т.к. устойчив к воздействию морской воды) и нейзильбер - стоек в растворах солей и органических кислот (изготавливают медицинские инструменты). Около 50% всей меди использует электропромышленность. Также медь используется в машиностроении, ракетной технике, при производстве строительных материалов, в транспорте, химической промышленности, сельском хозяйстве.

1.2 Сырье для получения меди

Кларк меди, т.е. её содержание в земной коре, равен 0,01%. Однако она образует многочисленные месторождения. Характерным для меди является наличие в природе всех 4-х типов руд. Однако основным медным сырьем являются сульфидные руды. Из сульфидных руд в настоящее время выплавляют 85-90% всей первичной меди. В России медные руды добывают на Урале - Кировград, Красноуральск, Медногорск, Гай и др., в Заполярье - на Кольском полуострове и на Таймыре. Источниками получения меди являются руды, продукты их обогащения - концентраты - и вторичное сырье. На долю вторичного сырья в настоящее время приходится около 40 % от общего выпуска меди. Медные руды практически полностью относятся к полиметаллическим. Монометаллических руд меди в природе нет. Ценными спутниками меди в рудном сырье являются около 30 элементов. Важнейшие из них: цинк, свинец, никель, кобальт, золото, серебро, металлы платиновой группы, сера, селен, теллур, кадмий, германий, рений, индий, таллий, молибден, железо. Известно более 250 медных минералов. Большинство из них встречаются редко. Наибольшее промышленное значение имеет небольшая группа минералов, состав которых приведен в таблице 1.2.1.

Таблица 1.2.1 - Главнейшие минералы меди

Минерал	Химический состав (формула	Содержание меди, %	Плотность, г/см 3
Халькопирит	CuFeS2	34,5	4,1-4,3
Борнит	Cu5FeS4	52-65	4,9-5,2
Халькозин	Cu2S	79,8	5,5-5,8
Кубанит	CuFe2S3	22-24	4,0-4,2
Блеклыеруды	3Cu2S (Sb, As) 2S3	22-53	4,4-5,1
Энаргит	Cu3AsS4	48,3	4,4-4,5
Ковеллин	CuS	66,5	4,6-4,7
Малахит	CuCO3 · Cu (OH) 2	57,4	3,9-4,1
Куприт	Cu2O	88,8	5,8-6,1
Тенорит	CuO	79,9	5,8-6,4
Самородная медь	Cu	88-100	8,5-8,9

Большая часть медных руд добывается в настоящее время открытым способом. В России на долю подземной добычи приходится около 30%. В современной практике обычно разрабатывают руды с содержанием 0,8-1,5% меди, иногда выше. Но для крупных месторождений вкрапленных руд минимальное содержание меди, пригодное для разработки, составляет 0,4-0,5%. Если в породе содержится меньше указанного количества меди, её переработка нерентабельна. Ценность медных руд значительно повышается из-за наличия в них благородных металлов и ряда редких - селена, теллура, рения, висмута и др. Вследствие низкого содержания меди в руде и комплексного характера руд сырье предварительно подвергают флотационному обогащению. При обогащении медных руд основным продуктом являются медные концентраты, содержащие до 55% Cu (чаще 10-30%). Также получают пиритные концентраты и концентраты других цветных металлов, например цинковый. Флотационные концентраты представляют собой тонкие порошки с частицами крупностью 74 мкм и влажностью 8-10%. Медные руды и концентраты имеют одинаковый минералогический состав и отличаются лишь количественным соотношениями между различными минералами. Физико-химические основы их металлургической переработки совершенно одинаковы.

1.3 Пирометаллургический способ производства меди

Для переработки медьсодержащего сырья с целью получения металлической меди применяют как пиро-, так и гидрометаллургические процессы. В общем объеме производства меди на долю пирометаллургических способов приходится около 85% мирового выпуска этого металла. В России на долю гидрометаллургического способа производства меди приходится менее 1%. Пирометаллургическая технология предусматривает переработку исходного сырья (руды или концентрата) на черновую медь с последующим её обязательным рафинированием. Так как основная масса медной руды или концентрата состоит из сульфидов меди и железа, то конечная цель пирометаллургии меди - получение черновой меди - достигается за счет практически полного удаления пустой породы, железа, серя. Получение черновой меди в промышленных условиях возможно несколькими путями. На схеме римскими цифрами обозначены возможные варианты переработки исходного сырья на черновую медь. Из рисунка видно, что удаление железа и серы может производиться их окислением в три стадии (обжиг, плавка, конвертирование), в две стадии (плавка, конвертирование) или в одну стадию. За исключением последнего варианта, предусматривающего непосредственную плавку концентратов на черновую медь, технология характеризуется многостадийностью. Наиболее распространенная до настоящего времени технология предусматривает обязательное использование следующих металлургических процессов: плавку на штейн, конвертирование медного штейна, огневое и электролитическое рафинирование меди. В ряде случаев перед плавкой проводят окислительный обжиг сульфидного сырья. Плавку на штейн можно проводить в восстановительной, нейтральной или окислительной атмосфере. В первых двух случаях регулировать степень десульфуризации невозможно, и содержание меди в штейнах будет незначительно отличаться от её содержания в исходной шихте. Технологически и экономически невыгодно для последующего конвертирования получать бедные по содержанию меди штейны. В условиях окислительной плавки можно получить штейны любого заданного состава. Это достигается путем окисления сульфидов железа с последующим ошлакованием его оксидов. Окисление сульфидов шихты можно проводить также путем предварительного обжига. Без обжига в переработку поступают богатые медные концентраты (25-35% Cu). Бедные концентраты (до 25% Cu) предварительно обжигают с целью изменения химического и фазового состава перерабатываемого сырья. Основная цель обжига - частичное удаление серы и железа и перевод части сульфида железа в форму шлакуемых при последующей плавке оксидов. Это вызвано стремлением получить при плавке штейны с содержанием меди не менее 25-30% Cu. Кроме того, обжиг позволяет хотя бы частично использовать серу концентрата для производства серной кислоты, снижая тем самым выбросы серы в атмосферу. Чаще всего обжиг применяют при переработке медного сырья с повышенным содержанием цинка. Окислительный обжиг медных концентратов проводят при температуре не выше 9000С. Основная реакция окислительного обжига выглядит следующим образом: 2MeS + 3O₂ = 2MeO + 2SO₂ + Q, где Q - тепловой эффект экзотермической реакции. В настоящее время для окислительного обжига медных концентратов преимущественно используют печи КС (печи для обжига в кипящем слое). Сущность обжига и кипящем слое заключается в том, что через слой концентрата (шихты) продувается восходящий поток воздуха или обогащенного кислородом дутья с такой скоростью, при которой все зерна материала приходят в непрерывное возвратно-поступательное движение, похожее на кипящую жидкость, что и послужило основанием для названия этого процесса. Механизм образования кипящего слоя сводится к следующему. Если через слой сыпучего материала продувать снизу газ, слой сначала будет разрыхляться, а при определенной скорости подачи дутья приобретает основные свойства жидкости - подвижность, текучесть, способность принимать форму и объем вмещающего сосуда и т.д. Такое состояние сыпучего материала называется псевдожидким или псевдосжиженным. Оно наступит при определенной критической скорости газового потока, при которой подъемная сила газового потока будет равной общей массе твердого материала. При повышении скорости дутья выше максимального значения объем сыпучего материала начинает резко увеличиваться. Шихта примет взвешенное состояние, что будет сопровождаться интенсивным пылевыносом обжигаемых частиц. При обычных режимах обжига в кипящем слое пылевынос составляет 20-30 % от массы исходной шихты. Печи КС в поперечном сечении могут быть круглыми, прямоугольными, эллиптическими. Рабочая камера печи выполнена в виде металлического кожуха, футерованного изнутри шамотным кирпичом и покрытого снаружи теплоизоляционным материалом. Свод печи изготовлен из огнеупорного кирпича. Современные печи имеют высоту до 9 м; диаметр печи 4,2-4,7 м; площадь пода - 16,5-24,0 м². Под печи обычно выполняется из жароупорного бетона с отверстиями для установки сопел колпачкового типа, которые располагаются равномерно по всей площади пода в шахматном порядке. Число сопел на 1 м2 пода колеблется от 30 до 50 штук (общее число сопел 840-960 шт.).

Рисунок 1.3.1 - Принципиальная технологическая схема пирометаллургического получения меди из сульфидных руд.

1-шахта печи; 2-свод печи; 3 - сопла; 4-воздухораспределительные камеры; 5-загрузочное окно (форкамера); 6-разгрузочное устройство; 7-газоход

Рисунок 1.3.2 - Печь для обжига в кипящем слое (КС)

Загрузка шихты происходит через форкамеру, разгрузка через сливной порог. Для отвода избыточного тепла из кипящего слоя применяют холодильники трубчатого типа или в виде змеевиков. Шихта обжига состоит из концентратов, флюсов и оборотов. Готовая шихта перед обжигом подсушивается до влажности 5-6%. Продуктами окислительного обжига являются огарок, газы и пыль. Газы проходят 3-х стадийную очистку от пыли. Огарок объединяют с уловленной пылью и отправляют на плавку на штейн, а газы используют в сернокислотном производстве.

1.4 Плавка на штейн медного сырья

Цель плавки на штейн - получить два жидких продукта - штейн и шлак, отделив тем самым медь от окислов пустой породы, которые образуют шлак. Плавку на штейн проводят в отражательных, руднотермических, шахтных печах и автогенными процессами.

Плавка в отражательных печах

Плавку медных концентратов на штейн в отражательных печах начали применять в конце XIX столетия в связи с привлечением в металлургическую переработку все более бедных руд и развитием методов их предварительного обогащения. Отражательные печи пригодны для переработки лишь мелких материалов и являлись в свое время наиболее подходящими плавильными аппаратами для плавки на штейн тонкодисперсных флотационных концентратов. Сущность отражательной плавки заключается в том, что загруженная шихта плавится за счет тепла от сжигания углеродистого топлива в горизонтально расположенном рабочем пространстве печи. Факел, образующийся при горении топлива, располагается над поверхностью расплава. При плавке сырых и подсушенных концентратов загруженная шихта образует откосы вдоль боковых стен печи; при плавке огарка она растекается по поверхности зеркала шлакового расплава. Шихта и поверхность расплава в отражательных печах нагреваются за счет непосредственного лучеиспускания факела горячих топочных газов и тепловых лучей, отраженных от внутренней поверхности свода. Участие свода в передаче тепла отражением теплового излучения послужило причиной названия печей отражательными. Передача тепла внутри слоя шихты может осуществляться только за счет теплопроводности. Отсутствие в отражательных печах масса обмена внутри расплава также предопределяет перенос тепла в нижние слои расплава только за счет теплопроводности.

1 - шихта; 2 - факел; 3 - шихтовый откос; 4 - зона плавления; 5 - шлаковый расплав; 6 - штейн.

Рисунок 1.4.1 - Схема плавки в отражательной печи с образованием шихтовых откосов (стрелками показано направление теплоизлучения; штриховыми линиями - движение расплавленных фаз)

Механизм плавки в отражательной печи можно представить следующим образом. Нагрев шихты, лежащей на поверхности откосов, за счет тепла, излучаемого факелом, сопровождается сушкой материала и термической диссоциацией высших сульфидов и других неустойчивых соединений. По мере нагрева в поверхностных слоях шихтовых откосов начинают плавиться легкоплавкие составляющие шихты - сульфидные и оксидные эвтектики. Образующийся при этом первичный расплав стекает по поверхности откосов, растворяет в себе более тугоплавкие компоненты и попадает в слой шлакового расплава. С этого момента фактически начинается разделение шлаковой и штейновой фаз; капли оксидной фазы растворяются в общей массе шлака, имеющегося постоянно в печи, а капли штейна проходят через слой шлака и образуют в нижней части ванны самостоятельный слой. Скорость отстаивания капель штейна будет тем выше, чем больше их размеры. Очень мелкие штейновые включения в условиях отражательной плавки (спокойная ванна) далеко не полностью успевает отстояться за время пребывания расплава в печи (10-14 ч) и выносятся со шлаком. На рисунке 1.4.1 представлена схема плавки в отражательной печи сырах (необожженных) концентратов. При переработке в отражательной печи обожженных концентратов, уже прошедших термическую подготовку, механизм плавки будет иным. Частицы огарка, растекаясь по поверхности шлаковой ванны, контактируют с ней, в результате чего оксидные пленки на частицах растворяются в шлаке, а сульфидные зерна оседают на дно расплава, образуя штейн. Отражательная печь для плавки медных концентратов представляет собой плавильный агрегат, с горизонтальным рабочим пространством. Внутренние размеры современных отражательных печей следующие: длина 28-35 м, ширина 6-10 м, высота от свода до пода 4-4,5 м. Площадь пода таких печей колеблется от 180 до 350 м2. Конструктивно отражательная печь состоит из фундамента, стен, подины (лещади), свода, каркаса, устройств для загрузки шихты и выпуска продуктов плавки, горелок (форсунок) для сжигания топлива. Стены печей выкладывают из хромомагнезитового, магнезитового или магнезитохромитового кирпича. Срок службы стен отражательных печей зависит от способа загрузки шихты и её качества. При плавке сырой шихты вдоль боковых стен печи образуются устойчивые шихтовые откосы, которые защищают огнеупорную кладку от быстрого разрушения. При плавке огарка откосов не образуется, что значительно снижает кампанию печи.

1 - фундамент; 2 - лещадь; 3 - стена; 4 - свод; 5 - загрузочные отверстия; 6 - окна для горелок (форсунок); 7 - шпуры для выпуска штейна; 8 - запасной шпур; 9 - шлаковое окно; 10 - газоход; 11 - металлический каркас

Рисунок 1.4.2 - Отражательная печь с подвесным сводом

Отражательные печи являются пламенными. Для создания в печи необходимых температур сжигают топливо. Газ или угольную пыль сжигают с помощью горелок, мазут - в форсунках. Топочные устройства (4-8 шт.) размещают в специальных окнах на передней торцевой стенке печи. Воздух для вдувания, распыления и сжигания топлива подогревают до 200-4000С. Рабочая температура в отражательной печи достигает 1550-16000С. В конце печи температура не превышает 1250-13000С, поэтому фактически вторая половина печи работает как отстойник. Но снижать температуру ещё больше нельзя, так как именно в хвосте печи выпускают отвальный шлак, температура плавления которого 1150-12000С. Продуктами отражательной плавки являются штейн, шлак, пыль и газы. Отходящие газы отражательной плавки содержат 0,5-1,5% SO₂, что делает их непригодными для сернокислотного производства. Поэтому такие газы выбрасываются в атмосферу, нанося большой вред окружающей среде. Содержание меди в штейнах отражательной плавки колеблется в очень широких пределах - от 17 до 60%, что полностью зависит от состава исходной шихты. Кроме меди они содержат и другие цветные металлы: цинк, никель, свинец, благородные и редкие металлы. Шлаки отвальные, содержание меди в них 0,1-0,5%. Количество шлака по массе превышает выход штейна в 1,1-1,5 раз. От количества шлака зависят потери меди с ним, а также расход флюсов и топлива. Отражательная плавка, несмотря на широкое распространение, не совершенный процесс. Её основные недостатки: - самая низкая из всех плавильных процессов удельная производительность (8-12 т/м²·сут); - высокий расход углеродистого топлива; - низкий тепловой коэффициент полезного действия (не превышает 30%); не используется теплотворная способность сульфидов шихты; - низкая комплексность использования сырья. Плавка в электрических печах (руднотермическая плавка) Химизм электрической и отражательном плавок полностью сходен. Основным принципиальным отличием руднотермической плавки является метод нагрева - при электроплавке шихта плавится за счет тепла, выделяющегося при пропускании электрического тока через шлаковый расплав. Основное преимущество электроплавки - концентрация тепла и быстрое достижение высоких температур, что обеспечивает бóльшую гибкость и оперативность процесса. Для плавки медного сырья используются прямоугольные 3-х или 6-ти электродные печи. Расход электроэнергии при руднотермической плавке медных концентратов в зависимости от их состава и влажности колеблется от 380 до 500 кВт·ч/ т шихты. Основные недостатки плавки те же, что и у отражательной, но добавляется предварительная сушка шихты. По сравнению с отражательной плавкой печь имеет несколько выше удельную производительность, меньшие потери тепла с отходящими газами вследствие небольшого объема отходящих газов (нет топочных газов) и их низкой температуры (500-600°С), более высокий тепловой коэффициент полезного действия (до 70 %), возможность перерабатывать тугоплавкую шихту вследствие большего перегрева расплавов, меньшие потери меди со шлаками.

Однако в целом руднотермическая плавка также не удовлетворяет большинству современных требований и в первую очередь необходимости исключить посторонние источники тепловой энергии для переработки сульфидного сырья.

Шахтная плавка

Шахтная плавка медных руд является наиболее старым способом плавки на штейн, существовавшим еще в прошлые столетия и сохранившим своё практическое значение до настоящего времени. Шахтная печь представляет собой плавильный аппарат с вертикальным рабочим пространством, похожим на шахту. В поперечном сечении шахтные печи цветной металлургии имеют прямоугольную форму. Шихту, состоящую из руды и флюсов, и топливо периодически загружают на колошниковой площадке отдельными порциями, называемыми колоши. В нижней части печи через фурмы вдувают воздух. В области фурм топливо (кокс или сульфиды перерабатываемой шихты) сгорает, и там развиваются самые высокий температуры (до 1300-1500°С). Зона высоких температур называется фокусом печи. За счет выделяющегося тепла в фокусе печи происходит плавление шихты и завершается образование продуктов плавки. Жидкие продукты плавки (шлак и штейн) стекают во внутренний горн, откуда они совместно выпускаются по сифонному желобу в передний горн на отстаивание. Раздельный выпуск штейна и шлака осуществляется из переднего горна. По мере плавления шихта опускается вниз, а на ее место загружают новые порции. Газы, образовавшиеся в области фурм и выше, поднимаются вверх, пронизывают столб опускающейся шихты и отдают ей свое тепло. Теплообмен между газами и шихтой по принципу противотока обеспечивает самый высокий коэффициент использования тепла, наблюдающийся в металлургических печах и достигающий в шахтных печах 80-85 %. По сравнению с большинством других плавильных печей в шахтных печах можно плавить только кусковой материал крупностью 20-100мм. Поэтому в случае переработки мелкой шихты (концентратов) её необходимо подвергать предварительному окускованию методами агломерации или брикетирования. В качестве топлива в шахтной плавке используют только кокс.

1-каркас печи; 2-футеровка; 3-свод; 4-электрод; 5-околоэлектродное уплотнение; 6-контактная шина; 7-токоподводящая шина; 8-гидроподъемник электрода; 9-желоб для штейна; 10-желоб для шлака; 11-газоход

Рисунок 1.4.3 - Продольный разрез 6-ти электродной руднотермической печи

1-шахта печи; 2-внутренний горн; 3-колошник; 4-фурма; 5-выпускной желоб; 6-наружный (передний) отстойный горн

Рисунок 1.4.4 - Схема шахтной печи

Существуют две разновидности шахтной плавки: восстановительная плавка окисленных руд и окислительная плавка сульфидного сырья. Восстановительная плавка в настоящее время осталась во вторичной металлургии. Применительно к переработке медного сырья возможны три способа шахтной плавки:

. Пиритная. Применяется только для сплошных сульфидных руд с содержанием серы ≥ 40-42%. Поэтому теоретически пиритная плавка может полностью протекать только за счет тепла от окисления (сжигания) самой сульфидной шихты, имеющей теплотворную способность 5000-6000 кДж/кг. Так как сера в рудах находится в основном в виде пирита, то и сам процесс получил название "пиритного". На практике в печь дополнительно вводят до 2% кокса из-за напряженного теплового баланса. В чистом виде в настоящее время не применяется.

. Полупиритная. Недостаток серы сульфидов компенсируется сжиганием углеродистого топлива. Расход кокса составляет 5-12%. Процесс стабилен, легче управляем, чем пиритный, менее чувствителен к составу сырья. Для снижения расхода кокса и интенсификации процесса применяют подогрев дутья и обогащение его кислородом (до 28-30%). В настоящее время наиболее распространенный вид шахтной плавки для медного сырья.

. Усовершенствованная пиритная или медно-серная. Представляет собой пиритную плавку высокосернистых руд в комбинации с усовершенствованным методом обработки печных газов с целью получения серы в элементарном состоянии.

Для этого в шихту вводят повышенное количество кокса (до 12%) и плавят в герметизированной шахтной печи с увеличенной высотой. Характерным для медно-серной плавки является существование в печи трех четко выраженных зон: окислительного плавления (нижняя), восстановительной и подготовительной. Для наиболее полного восстановления SO₂ в средней зоне на этом участке печь резко расширяется вверх, что снижает скорость движения газового потока и увеличивает за счет этого время контакта между реагентами.

1-внутренний горн; 2-кессонированный пояс; 3-огнеупорная кладка; 4-газоход; 5-колокольный затвор

Рисунок 1.4.5 - Шахтная печь для медно-серной плавки

Для сохранения серы в парообразном состоянии в верхней части печи температура должна быть не ниже 500-5500С. Это достигается уменьшением потерь тепла через стенки печи, верхняя зона печи не кессонируется. Чтобы избежать обратного окисления серы, печь герметизируют и внутри неё поддерживают положительное давление. Герметизация загрузки достигается затворами колокольного типа. Продуктами медно-серной плавки являются штейны, пыль, газы, элементарная сера. Штейны из-за низкой десульфуризации получают очень бедные (4-15% Cu). Поэтому их подвергают обогащающей сократительной плавке, в результате которой повышают содержание меди в штейнах до 20-40%. Очищенные от пыли газы проходят двух или трехстадийную обработку с целью извлечения элементарной серы. Газы содержат 230-260 г/м³ S₂, 25-60 г/м³ SO₂. Товарная сера содержит до 99,9% S; степень её извлечения составляет 60-70% (без доизвлечения из штейна). По методу медно-серной плавки работает Медногорский медно-серный комбинат. Шахтная плавка является сравнительно дешевым технологическим процессом. Для ее осуществления требуется мало топлива и огнеупоров и применяются простые и дешевые конструкции печей. Достоинствами этого вида плавки являются пригодность процесса для малых масштабов производства, так как шахтные печи могут быть построены любой длины, и высокая удельная производительность. Ограниченность применения шахтной плавки обусловлена почти полным отсутствием пригодного для этого вида плавки рудного сырья и низкой степенью комплексности его использования.

1.5 Автогенные процессы

При выборе технологии переработки сульфидного сырья предпочтение должно отдаваться автогенным или полуавтогенным процессам, использующим теплоту от сжигания сульфидов для плавления шихты. Использование теплоты сгорания сульфидов полностью устраняет или резко сокращает затраты углеродистого топлива или электроэнергии. Все автогенные плавки являются совмещенными. Они объединяют в одном металлургическом аппарате процессы обжига, плавки и частично или полностью конвертирование. Это позволяет наиболее рационально и концентрированно (в одном месте) переводить серу шихты в газы. При этом в зависимости от содержания кислорода в дутье можно получать газы с различным содержанием SO₂, вплоть до чистого сернистого ангидрида. Автогенные процессы позволяют создавать технологические схемы, обеспечивающие минимальные энергетические затраты, высокую комплексность использования сырья и предотвращение загрязнения воздушного и водного бассейнов. Принцип автогенности при переработке сульфидных материалов давно используется в металлургии меди. Примером типичных автогенных процессов, применяемых ранее или широко используемых в современной металлургической практике, могут служить пиритная плавка, окислительный обжиг сульфидных концентратов и конвертирование штейнов. Сжигание сульфидов может производиться во взвешенном состоянии (в факеле) или в расплаве. Соответственно, по принципу сжигания сульфидов все существующие автогенные процессы объединяются в две группы:

. автогенные плавки во взвешенном состоянии Процессы, относящиеся к этой группе, имеют наибольшее распространение в цветной металлургии. Самые известные процессы из данной группы - кислородно-взвешенная (или кислородно-факельная), КИВЦЭТ-процесс, финская плавка.2. автогенные процессы в расплаве Особый интерес в этой группе представляют процессы: "Норанда" (Канада), "Мицубиси" (Япония), ПЖВ (СССР). Плавка в жидкой ванне (ПЖВ) среди автогенных процессов занимает особое место. Её разработка была начата в 1951 г. в Московском институте цветных металлов и золота им.М.И. Калинина под научным руководством профессора А.В. Ванюкова и продолжается ныне в Московском институте стали и сплавов. В зарубежной практике этот процесс больше известен как процесс Ванюкова. Принцип плавки в жидкой ванне состоит в том, что перерабатываемое сырье непрерывно загружается на поверхность барботируемого окислительным газом расплава, где осуществляются с большой скоростью требуемые физико-химические превращения и генерируется тепло для поддержания необходимой температуры. Полученные в результате плавки расплавы (шлак, штейн или черновой металл) расслаиваются в подфурменной зоне и раздельно, непрерывно выпускаются из печи через сифоны. Шлак, отделенный от штейна, может подвергаться перед выпуском из печи восстановительной обработке для глубокого обеднения и отгонки цинка и других летучих компонентов. Штейн, отделенный от шлака, можно непрерывно конвертировать до чернового металла в том же аппарате. Печь для плавки в жидкой ванне представляет собой шахту, кессонированную в средней части и выполненную из огнеупорного кирпича ниже фурм. Боковые фурмы для подачи дутья с любым содержанием кислорода расположены в нижней части кессонированного пояса шахты, заполняемой расплавом до уровня 400-500 мм выше фурм. Общая высота шахты составляет 6-6,5 м. Компоненты шихты подаются дозировано в печь из бункеров. Предварительного смешения компонентов шихты не требуется.

1-расплав надфурменной зоны; 2-фурма; 3 - штейновый сифон; 4-шлаковый сифон; 5-газоход

Рисунок 1.5.1 - Схема печи для плавки в жидкой ванне

Печь площадью поперечного сечения в области фурм 20 м² может перерабатывать до 1600 т шихты в сутки, что соответствует удельному проплаву до 80 т/ (м²·сут), что более чем в 10 раз превышает проплав отражательной печи. При плавке содержание меди в шлаках составляет не более 0,01 % от ее содержания в штейне. Плавка в жидкой ванне и печь для ее осуществления позволяют непрерывно плавить на штейн и кусковые и мелкие материалы. При этом крупную шихту загружают на поверхность расплава, а мелкие и пылевидные материалы вдувают через фурмы. Материалы можно плавить любого состава - и медные, и медно-никелевые, и медно-цинковые руды и концентраты с влажностью до 7-8% и крупностью кусков до 50мм. Содержание кислорода в дутье зависит от влажности исходной шихты. При плавке сухой шихты (1-2%) содержание кислорода 40-45%, при плавке влажной шихты (6-8%) - 55-65% О₂. Расплав в печи делится на две зоны: верхнюю надфурменную, где идет барботаж, и нижнюю подфурменную, где относительно спокойная зона. В верхней зоне осуществляется окисление сульфидов и укрупнение мелких сульфидных частиц. Затем крупные капли сульфидов спускаются сквозь слой шлака вниз, образуя слой штейна. Состав штейна можно регулировать широко, вплоть до получения черновой меди. Принцип окислительного плавления сульфидов в расплавах, положенный в основу плавки в жидкой ванне, следует признать наиболее перспективным направлением развития автогенных процессов. Только этим можно объяснить повышенный интерес к нему за рубежом, где предложено много различных вариантов плавки в расплавах, направленных в основном на прямое получение черновой меди.

1.6 Конвертирование медных штейнов

В зависимости от состава перерабатываемого сырья медные штейны содержат от 10-12 до 70-75% Cu. Повсеместно они перерабатываются методом конвертирования. Цель конвертирования - получение черновой меди путем окисления серы и железа штейна. Осуществляется продувкой воздухом в горизонтальных конвертерах. На конвертирование, кроме расплавленного или холодного штейна поступают богатые медью обороты, кварцевый флюс (часто золотосодержащий) и другие материалы. Вследствие экзотермичности большинства реакций конвертирование не требует затрат постороннего топлива, т.е. является типичным автогенным процессом. Организационно процесс конвертирования медных штейнов делится на два периода. Первый период - набор сульфидной массы. В основе его лежит процесс окисления сульфидов железа и перевод образующихся при этом его оксидов в шлак. Основная реакция первого периода: 2FeS + 3O₂ + SiO₂ = 2FeO·SiO₂ + 2SO₂ + Q. Обычно конвертирование ведут при 1200-1280°С. Повышение температуры ускоряет износ футеровки конвертера. При повышении температуры в конвертер загружают холодные присадки - твердый штейн, оборотные материалы, вторичное сырье, цементную медь и гранулированные концентраты. Продуктами первого периода являются обогащенная медью сульфидная масса (белый штейн), конвертерный шлак и серосодержащие газы. Первый период процесса конвертирования носит циклический характер. Каждый цикл состоит из операций заливки жидкого штейна, загрузки кварцевого флюса и холодных присадок, продувки расплава воздухом, слива конвертерного шлака. Длительность каждого цикла в зависимости от состава исходного штейна составляет 30-60 мин. После каждой продувки в конвертере остается обогащенная медью сульфидная масса. Содержание меди в массе постепенно возрастает до предельной величины, отвечающей почти чистой полусернистой меди (Cu₂S). При богатом штейне (35-45 % Си) первый период продолжается 6-9 ч, при бедном (20-25 % и менее) - 16-24 ч. По окончании первого периода и слива последней порции шлака в конвертере остается почти чистая полусернистая медь - белый штейн (78-80 % Си). Шлаки первого периода отвальные. Второй период - получение черновой меди за счет окисления ее сульфида по суммарной реакции Cu₂S + O₂ = 2Cu + SO₂ + Q - проводится непрерывно в течение 2-3 ч без загрузки каких-либо твердых и оборотных материалов и при подаче только воздуха. Готовую черновую медь в зависимости от места проведения рафинирования либо заливают в жидком виде в миксер и далее по мере надобности в рафинировочную печь, либо разливают в слитки массой до 2т и отправляют на рафинировочные заводы. Содержание меди в шлаках второго периода может доходить до 30%, поэтому эти шлаки являются оборотными или подвергаются самостоятельной переработке. Для конвертирования штейнов используют горизонтальные конвертеры. Конвертер представляет собой железный сварной кожух с торцовыми днищами, футерованный хромомагнезитовым кирпичом. Вблизи торцовых днищ на корпусе закреплены два опорных бандажа. Рядом с одним из них установлен зубчатый венец, соединенный через редуктор с электроприводом. С помощью этого устройства конвертер поворачивается вокруг горизонтальной оси. Все обслуживание конвертера (загрузка, слив расплавов, удаление газов) осуществляют через горловину, находящуюся в средней части корпуса. Подачу воздуха в конвертер производят через фурмы, расположенные на одной стороне корпуса по его образующей. В современной практике медной промышленности используют горизонтальные конвертеры вместимостью по меди 40, 75, 80 и 100 т. Длина конвертеров 6-12 м, диаметр 3-4 м, число фурм 32-62. Продукты конвертирования: черновая медь, шлаки, пыль, газы. Черновая медь выпускается шести марок с суммарным содержанием меди, золота и серебра не менее 99,4% (МЧ1) и 96% (МЧ6). Содержание благородных металлов в черновой меди составляет, г/т: Au - 30-400, Ag - 20 3000. Особо жесткие требования предъявляют по содержанию висмута, мышьяка и сурьмы.

1-электродвигатель; 2-редуктор; 3-зубчатый венец; 4-опорные бандажи; 5-фурма-коллектор; 6-шариковый клапан; 7-фурменная трубка; 8-горловина Рисунок 1.6.1 - Горизонтальный конвертер

Газы из-за сильного подсоса воздуха (до 300-400% от первичного объема) разбавляются по содержанию SO₂. Тем не менее, содержание в них SO₂ составляет 4-4,5%, что позволяет газы конвертирования использовать для получения серной кислоты.

1.7 Рафинирование черновой меди

Прямое использование черновой меди потребителями не допускается вследствие присутствия примесей, ухудшающих электрические, механические и другие важнейшие свойства меди, и ценных элементов-спутников. Вся черновая медь подлежит обязательному рафинированию. Рафинирование черновой меди по экономическим соображениям проводят в две стадии. Сначала очистку меди от ряда примесей проводят методом огневого (окислительного) рафинирования, а затем - электролитическим способом. Возможно одно электролитическое рафинирование. Однако без предварительной, частичной очистки меди электролиз становится чрезмерно дорогим и громоздким. Цель огневого рафинирования меди - частичная очистка меди от примесей, обладающих повышенным сродством к кислороду. На этой стадии удаляют кислород, серу, железо, никель, цинк, свинец, мышьяк, сурьму и растворенные газы. В основе огневого рафинирования лежат реакции: 4Cuж + O₂ = 2Cu₂Oтв, Cu₂Oтв + Meж ↔ 2Cuж + MeOТВ. Процесс ведут при 1150-11700С, т.к. более высокие температуры удлиняют последующую стадию раскисления. Для огневого рафинирования меди используют два вида печей: стационарные отражательные или поворотные (наклоняющиеся) конвертерного типа. В отражательных печах можно плавить медь и в жидком и в твердом состоянии, в наклоняющихся - только в жидком. Окислительная обработка длится 1,5-4 часа. Печи отапливаются только высококачественным топливом (природным газом или мазутом). Рафинировочные шлаки постоянно удаляются. Продутая воздухом медь насыщена кислородом и газовыми пузырьками, которые удаляются при восстановительной обработке меди (дразнении). Дразнение можно производить свежесрубленной древесиной (бревнами), мазутом или природным газом. В процессе дразнения ванна хорошо перемешивается газовыми пузырьками, что обеспечивает высокую степень восстановления СuО, удаление растворенных газов и способствует глубокой десульфуризации меди. Продолжительность периода дразнения достигает 2,5-3 ч и определяется степенью насыщения продутой ранее меди кислородом. После дразнения получают плотную красную медь, содержащую не более 0,01 % S и до 0,2 % О₂. Такую медь разливают в аноды. Для разливки применяют изложницы, установленные на горизонтальных разливочных машинах карусельного типа, где медь разливают в слитки пластинчатой формы с ушками - аноды, которые и направляют в электролизный цех после отбраковки. Поэтому печи для огневого рафинирования часто называют анодными. Готовые аноды имеют размеры 800-900х800-900х35-40 мм, масса анодов на разных заводах составляет 240-320 кг. В процессе электролитического рафинирования меди решаются две основные задачи: глубокая очистка меди от примесей и попутное извлечение ценных компонентов. Согласно ГОСТу высшая марка электролитной меди М0 должна содержать не более 0,04% примесей. Сущность электролитического рафинирования меди заключается в том, что литые аноды и тонкие матрицы из электролитной меди - катоды попеременно завешивают в электролитную ванну, заполненную электролитом, и через эту систему пропускают постоянный ток. Электролит-водный раствор сульфата меди (160-200 г/л) и серной кислоты (135-200 г/л) с примесями и коллоидными добавками, расход которых составляет 50-60 г/т Сu. Чаще всего в качестве коллоидных добавок используют столярный клей и тиомочевину. Они вводятся для улучшения качества катодных осадков. При электролизе меди чаще всего работают на плотности тока 240-300 А/м². Для электролитического рафинирования применяют цельнолитые железобетонные ванны ящичного типа прямоугольного сечения. Внутренняя часть ванн облицовывается винилпластом, стеклопластиком, полипропиленом, кислотоупорным бетоном или плиткой. Электролитные ванны группируют в блоки по 10-20 ванн, а затем - в серии из двух блоков. Аноды и катоды завешивают поочередно. Число катодов в ванне всегда на один больше, что обеспечивает более равномерное растворение анодов. В зависимости от размеров ванн анодов завешивается 29-48 штук.

1-анод; 2 - катод; 3 - катодная штанга

Рисунок 1.7.1 - Поперечный разрез блока железобетонных ванн

Растворение анода обычно длится 20-30 суток и зависит от его толщины и режима электролиза. Анодные остатки (скрап), составляющие 12-18% первоначальной массы, переплавляют в анодных печах. За время работы анодов производят 2-3 съема катодов. Ко времени выгрузки масса катодов достигает 60-140 кг. Катоды тщательно промывают от остатков электролита, затем направляют потребителю или переплавляют. Расход электроэнергии на современных заводах при электролизе меди составляет 230-350 кВт·ч/т меди. Продукты электролитического рафинирования меди: катодная медь, шлам, электролит, который иногда используется для получения медного и никелевого купороса, анодный скрап. Катодную медь чаще всего переплавляют и разливают в специальные слитки - вайербарсы (1500 мм в длину, 100х100 мм в сечении), являющиеся заготовками для дальнейшей прокатки и волочения. В шламе концентрируются благородные и редкие металлы. Шламы перерабатываются для извлечения золота, серебра, селена и теллура на специализированных аффинажных заводах. Стоимость компонентов шлама в большинстве случаев окупает все затраты на рафинирование меди.

2. Расчет материального баланса плавки

2.1 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:

,6 кг Cu входят в 183,4 кг CuFeS₂

кг Cu входят в х кг CuFeS₂

Х = 66,32 кг

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

,4 кг CuFeS₂ содержат 64 кг S

,32 кг CuFeS₂ содержат х кг S

Х = 23,14 кг

Количество железа в халькопирите:

,4 кг CuFeS₂ содержат 64 кг Fe

,32 кг CuFeS₂ содержат х кг Fe

Х = 20,18 кг

Количество железа в пирите:

,5 - 20,18 = 5,32 кг

С этим количеством железа связано серы:

55,8кг Fe - 64 кг S

,32кг Fe - хкг S

Х = 6,10 кг

Количество пирита:

,32 + 6,10 = 11,42 кг

Остальная серы находится в элементарном состоянии:

- 23,14 - 6,10 = 3,76 кг

По данным расчета составляем таблицу 2.1.1 рационального состава медного сырья.

Таблица 2.1.1 - Рациональный состав медного сырья, % CuFeS₂

Минералы	Cu	Fe	S	SiO2	CaO	MgO	Al2O3	прочие	всего
CuFeS2	23	20,18	23,14						66,32
FeS2		5,32	6,10						11,42
S2			3,76						3,76
Пустая порода				2,0	0,5	0,5	5,2	10,3	18,5
всего	23	25,5	33,0	2,0	0,5	0,5	5,2	10,3	100

2.2 Обжиг медных концентратов в кипящем слое

Обжиг ведем на дутье, обогащенным кислородом до 35%. Степень десульфуризации при обжиге принимаем 55%, температуру обжига 8500С.

Расчет ведем на 100 кг шихты.

Определим количество серы, диссоциирующей при обжиге.

По реакции:

CuFeS₂ => Cu₂S + 2 FeS + S образуется

S своб 66,32.32/366,7 = 5,79 кг66,32.175,7/366,7 = 31,78 кг₂S 66,32.159/366,7 = 28,75 кг

По реакции:

FeS₂ =>FeS + S образуется

S своб 11,42.32/119,85 = 3,05 кг

FeS 11,42.87,85/119,85 = 8,37 кг

Всего выделится свободной серы:

,79 + 3,05 = 8,84 кг

При 55% десульфуризации в газы перейдет серы:

,0.0,55 = 18,15 кг

В том числе 3,76 кг за счет окисления свободной серы концентрата и за счет окисления FeS:

,15 - 8,84 - 3,76 = 5,55 кг

Образуется сернистого ангидрида:

,15.2 = 36,3 кг

Принимаем, что в процессе обжига сернистое железо окисляется до Fe₃O₄ по реакции:

FeS + 5 O₂ = Fe₃O₄ + 3 SO₂

На практике наряду с образованием Fe₃O₄ может происходить образование FeO и Fe₂O₃

Количество окислившегося FeS:

,55.263,5/96 = 15,23 кг

В огарке останется сернистого железа

,78 + 8,37 - 15,23 = 24,92 кг

Для окисления FeS потребуется кислорода:

,23.160/263,5 = 9,25 кг

Результаты расчетов сводим в таблицу 2.2.1.

Таблица 2.2.1 - Рациональный состав огарка

Соединение	Cu2S		FeS		Fe3O4		Всего
	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%
Cu Fe S SiO2 CaO MgO Al2O3 О2 Прочие	23 5,75	79,9 20,1	15,84 9,08	63,56 36,44	9,66 3,72	72,2 27,8	23 25,5 14,83 2,0 0,5 0,5 5,2 3,72 10,3	26,88 29,81 17,33 2,34 0,58 0,58 6,08 4,35 12,05
Итого	28,75	100	24,92	100	13,38	100	85,55	100

Выход огарка 85,55%.

Для определения материального баланса обжига рассчитаем количество серы и состав отходящих газов. Для окисления элементарной серы по реакции

S + О₂ = SО₂

Потребуется кислорода:

(8,84 + 3,76).32/32 = 12,6 кг

Образуется при этом сернистого ангидрида:

,6.2 = 25,2 кг

Всего кислорода с учетом окисления сернистого железа потребуется:

,6 + 9,25 = 21,85 кг

Количество дутья при содержании кислорода 35% составит:

,4.21,85.100/ (35.32) = 43,7 м3

Азота в этом дутье будет:

,7.65/100 = 28,41 м3

Состав отходящих газовкг м³ % (об)

SO₂ 36,3 12,7130,91

N₂ 40,5828,4169,09

Для проверки проделанных расчетов составляем материальный баланс обжига (таблица 2.2.2).

Таблица 2.2.2 - Материальный баланс обжига

Статьи баланса	Всего, кг	В том числе
		Cu	Fe	S	породы	прочие	О2	N2
Загружено Шихты Воздуха	100 62,43	23	25,5	33	8,2	10,3	21,85	40,58
Итого	162,43	23	25,5	33	8,2	10,3	21,85	40,58
Получено Огарка Газов	85,55 76,86	23	25,5	14,83 18,17	8,2	10,3	3,72 18,13	40,58
Итого	162,43	23	25,5	33	8,2	10,3	21,85	40,58

2.3 Расчет материального баланса плавки обожженного концентрата

2.3.1 Расчет десульфуризации и состава штейна

Расчет ведем на 100 кг огарка

По данным практики десульфуризация при плавке огарка составляет 15-20%. Примем степень десульфуризации 15%. Тогда должно выделится серы

,33.0,15 = 2,6 кг за счет окисления магнетитом конвертерного шлака и огарка.

В штейн перейдет серы:

,33 - 2,6 = 14,73 кг

По данным практики извлечение меди в штейн при плаке огарка составляет 93-96%. Для определения состава штейна примем, что извлечение составляет 93%. В штейн перейдет меди из огарка:

,88.0,93 = 25,0 кг

В заводских штейнах содержание серы колеблется в пределах 23-27%. Примем содержание меди в штейне 25%. Выход штейна будет равен:

,73/0,25 = 58,92 кг

Содержание меди в штейне составит:

,0.100/58,92 = 42,43%

Максимальная растворимость кислорода в штейне 6%. Примем содержание кислорода в штейне 2%.

На основании этих данных получаем следующий предварительный состав штейна:

Cu 42,4325,0

Fe 30,5718,01

S₂ 54,73О221,18

Для определения кислорода, связанного с магнетитом конвертерного шлака, примем, что все железо штейна переходит в конвертерный шлак состава, %: 2,3 Cu, 1,4 S, 25 SiO₂,35 Fe, 11 O2,6 Al₂O₃, 19,3 прочие. Количество конвертерного шлака составит:

,01/0,35 = 51,46 кг

Определим количество магнетита в конвертерном шлаке по отношению кислорода к железу

В FeO:

О₂: Fe = 16/55,85 = 0,286

В Fe₃О₄:

О₂: Fe = 64/167,55 = 0,382

Из полученных соотношений составляем уравнение:

= 0,286х + (35 - х).0,382,

- х - количество железа, связанного в виде Fe₃О4

Отсюда х = 24,69 кг

С этим железом связано кислорода:

,69.16/56,85 = 7,07 кг

В Fe₃О₄ количество железа равно:

- 24,69 = 10,31 кг

Количество кислорода:

,31.64/167,55 = 3,94 кг

Итого в конверторном шлаке содержится магнетита:

,31 + 3,94 = 14,25 кг или 14,25%

С конвертерным шлаком поступит магнетита:

,01.0,1425/0,35 = 7,33 кг

Практически он весь переходит в штейн.

По данным практики примем, что извлечение меди из конвертерного шлака в отражательной печи составляет 85%. В штейн из конвертерного шлака перейдет меди

,46.0,23.0,85 = 1,01 кг

На основании расчетов состав штейна при плавке огарка с заливкой конвертерных шлаков будет следующим

Cu 43,426,01

Fe 30,0518,01

S 24,5814,73

О 21,971,18

2.3.2 Расчет количество флюсов для ведения плавки на заданном составе шлаков

Требуется подсчитать количество известняка, необходимое для плавки огарка, состав которого,%: 5 SiO₂,50 CaO, 40 CO₂,5 прочие.

Плавка ведется на отвальный шлак с содержанием 8% СаО. Конвертерный шлак в жидком виде заливают в печь.

Для расчета плавки примем, что все железо штейна переходит в конвертерный шлак, выход которого на 100 кг концентрата равен 51,46 кг. Для расчета состава шлака составляем предварительный баланс плавки (таблица 2.3.2.1).

Таблица 2.3.2.1 - Предварительный баланс плавки

Статьи баланса	Всего, кг	В том числе
		Cu	Fe	S	SiO2	СаО	Al2О3	MgO	О2	Прочие
Загружено огарка конвертерного шлака	100 51,46	26,88 1,18	29,81 18,01	17,33 0,78	2,34 12,87	0,58	6,08 3,09	0,58	4,95 5,66	12,05 9,93
Итого	151,46	28,06	47,82	18,05	15,21	0,58	9,17	0,58	10,01	21,98
Получено штейна шлака газов	59,93 88,44 3,09	26,01 2,05	18,01 29,81	14,73 0,52 2,8	15,21	0,58	9,17	0,58	1,18 8,54 0,29	21,98
Итого	151,46	28,06	47,82	18,05	15,21	0,58	9,17	0,58	10,01	21,98

Из баланса выводим предварительный расчетный состав шлака, переводя все железо в FeО

Fe O38,9543,36

MgO 0,580,66₂ 15,2117,2Cu2,052,32 0,580,66S0,520,59

Al₂O₃ 9,1710,37 прочие 21,9824,84

Для уменьшения плотности шлака и снижения содержания меди по условиям расчета в шихту вводим известняк с получением шлаков, содержащих 8% СаО. На практике обычно сумма FeO + CaO + SiO₂ + Al₂O₃ + MgO в заводских шлаках составляет 93-96%. Для нашего случая примем, что эта сумма равна 95%. Тогда FeO + SiO2 + Al₂O₃ + MgO = 87%. Тогда по отношению

=

Составляем уравнение

 =

Из которого находим, что х = 10,58 кг

В 10,58 кг известняка содержится 0,53 кг SiО2,5,29 кг СаО, 4,23 кг СО₂,0,53 кг прочих. На основании расчетов получаем состав отвального шлака

FeO 38,3541,3 MgO 0,580,62

SiO₂ 15,7416,95 Cu 0,50,54

CaO 5,876,32 S 0,130,14

Al₂O₃ 9,179,88 прочие 22,5124,25

С учетом полученных данных составляем материальный баланс плавки огарка с заливкой конвертерного шлака и добавкой известняка (таблица 2.3.2.2.).

Таблица 2.3.2.2 - Материальный баланс плавки

Статьи баланса	Всего, кг	В том числе
		Cu	Fe	S	SiO2	СаО	Al2О3	MgO	О2	Прочие
Загружено огарка конвертерного шлака известняка	100 51,46 10,58	26,88 1,18	29,81 18,01	17,33 0,72	2,34 12,87 0,53	0,58 5,29	6,08 3,09	0,58	4,95 5,66	12,05 9,93 0,53
Итого	162,04	28,06	47,82	18,05	15,74	5,87	9,17	0,58	10,01	22,51
Получено штейна шлака газов	61,87 92,85 7,32	27,56 0,5	18,01 29,81	15,12 0,13 2,8	15,74	5,87	9,17	0,58	1,18 8,54 0,29	22,51
Итого	162,04	28,06	47,82	18,05	15,21	5,87	9,17	0,58	10,01	22,51

3. Полный термодинамический анализ с использованием программного комплекса "Астра-4"

3.1 Результаты расчета программы "АСТРА-4"

Таблица 3.1.1 - Результаты исследование газовых фаз

T	S	%	SO2	%	SO3	%	Cu	%
1273	1.46E-07	0.015	0.99175	11.267	1.58E-06	0.874	2.3859E-09	1.75E-05
1373	6.4E-07	0.066	0.99131	11.262	2.84E-06	1.574	8.0391E-08	0.000261
1473	9.65E-07	0.997	0.99051	11.253	4.75E-06	2.635	8.0823E-07	0.00262
1573	6.76E-06	0.698	0.9892	11.238	7.53E-06	4.176	6.0127E-06	0.0195
1673	1.73E-05	1.772	0.98721	11.215	1.15E-05	6.355	0.000035448	0.115
1773	3.77E-05	3.896	0.98435	11.183	1.7E-05	9.411	0.0001735	0.562
1873	0	0	0	0	0	0	0	0
1973	8.15E-05	8.414	0.97844	11.115	4.39E-05	24.384	0.0033575	10.883
2073	0.000229	23.666	0.96037	10.910	4.54E-05	25.198	0.0083292	26.999
2173	0.000586	60.476	0.92935	10.558	4.58E-05	25.392	0.018948	61.419
2273	0	0	0	0	0	0	0	0
Сумма	0.000968	100	8.80249	100	0.00018	100	0.030850555	100

T	CuS	%	O2	%	Cu2S	%	Fe	%
1273	0	0	0	0	0	0	0	0
1373	1.76E-08	0.002	0	0	0	0	0	0
1473	1.21E-07	0.017	1.25E-08	0.0036	0	0	0	0
1573	6.33E-07	0.087	8.5281E-08	0.0242	2.47E-08	0.018	5.795E-09	0.015
1673	2.66E-06	0.366	4.7223E-07	0.134	1.52E-07	0.108	5.881E-08	0.157
1773	9.25E-06	1.276	0.00000224	0.635	7.53E-07	0.537	4.443E-07	1.185
1873	0	0	0	0	0	0	0	0
1973	5.69E-05	7.841	0.000055268	15.682	1.1E-05	7.829	6.747E-06
2073	0.000175	24.069	0.00010595	30.062	3.4E-05	24.272	3.024E-05	80.648
2173	0.000481	66.340	0.00018841	53.460	9.43E-05	67.236	0	0
2273	0	0	0	0	0	0	0	0
Сумма	0.000725	100	0.000352438	100	0.00014	100	3.749E-05	100

T	FeS	%	Cu2	%	CuO	%
1273	0	0	0	0	0	0
1373	0	0	0	0	0	0
1473	0	0	0	0	0	0
1573	2.25E-08	0.094	0	0	0	0
1673	1.166E-07	0.488	1.904E-08	0.007	0	0
1773	4.653E-07	1.947	2.017E-07	0.073	2.1774E-08	0.093
1873	0	0	0	0	0	0
1973	0	0	1.888E-05	6.824	1.7672E-06	7.535
2073	0	0	6.416E-05	23.186	5.6431E-06	24.060
2173	2.329E-05	97.470	0.0001935	69.91	0.000016022	68.312
2273	0	0	0	0	0	0
Сумма	2.389E-05	100	0.0002767	100	2.34541E-05	100

T	FeO	%	FeO2	%
1273	0	0	0	0
1373	0	0	0	0
1473	0	0	0	0
1573	0	0	0	0
1673	0	0	0	0
1773	3.0528E-08	0.18738321	0	0
1873	0	0	0	0
1973	8.4312E-07	5.17513529	2.532E-08	23.0452076
2073	3.4051E-06	20.9007652	8.4551E-08	76.9547924
2173	0.000012013	73.7367163	0	0
2273	0	0	0	0
Сумма	1.62917E-05	100	1.09871E-07	100

Таблица 3.1.2 - Результаты исследование конденсированных фаз

T	k*Cu2S	%	k*Fe3O4	%	k*CaFe2O4	%	k*FeSiO3	%
1273	32716	11.18263	93343	14.42859	20133	11.111	17584	11.111
1373	32716	11.18263	93343	14.42859	20133	11.111	17584	11.111
1473	32716	11.18263	93343	14.42859	20133	11.111	17584	11.111
1573	32716	11.18263	93343	14.42859	20133	11.111	17584	11.111
1673	32715	11.18228	93342	14.42843	20133	11.111	17584	11.111
1773	32712	11.18126	93341	14.42828	20133	11.111	17584	11.111
1873	0	0	0	0	0	0	0	0
1973	32537	11.12144	86876	13.42894	20133	11.111	17584	11.111
2073	32175	10.99771	0	0	20133	11.111	17584	11.111
2173	31558	10.78681	0	0	20133	11.111	17584	11.111
2273	0	0	0	0	0	0	0	0
сумма	292561	100	646931	100	181197	100	158256	100

T	K*FeAl2O4	%	K*Cu	%	K*FeS	%	K*FeO	%
1273	12034	11.111	0	0	0	0	0	0
1373	12034	11.111	0	0	0	0	0	0
1473	12034	11.111	0	0	0	0	0	0
1573	12034	11.111	0	0	0	0	0
1673	12034	11.111	0	0	0	0	0	0
1773	12034	11.111	0	0	0	0	0	0
1873	0	0	0	0	0	0	0	0
1973	12034	11.111	84653	74.85255	13498	36.69331	0	0
2073	12034	11.111	28440	25.14745	0	0	86817	50.06488
2173	12034	11.111	0	0	23288	63.30669	86592	49.93512
2273	12034	11.111	0	0	0	0	0	0
сумма	108306	100	113093	100	36786	100	173409	100

3.2 Обработка результатов расчета программы "АСТРА-4"

Рисунок 3.2.1 - Зависимость содержания газовых фаз Ar, S от температуры

Рисунок 3.2.2 - Зависимость содержания газовых фаз SO₂ от температуры

Рисунок 3.2.3 - Зависимость содержания газовых фаз SO₂,O₂ от температуры

Рисунок 3.2.4 - Зависимость содержания газовых фаз Cu от температуры

Рисунок 3.2.5 - Зависимость содержания газовых фаз Cu₂S,Fe от температуры

Рисунок 3.2.6 - Зависимость содержания газовых фаз CuS, FeS от температуры

Рисунок 3.2.7 - Зависимости содержания конденсированных фаз Cu₂S, Cu температуры

Рисунок 3.2.8 - Зависимости содержания конденсированных фаз FeSiO₃, FeS от температуры

Рисунок 3.2.9 - Зависимости содержания конденсированных фаз CaFe₂O_4, FeO от температуры

Рисунок 3.2.10 - Зависимости содержания конденсированных фаз Fe₃O_4, FeAl₂O₄ от температуры

Заключение

Проведен анализ производство меди, минералы, оксиды и методы получения меди, а также расчет шихты для выплавки меди. В результате исследований термодинамических расчетов с использованием программного комплекса "АСТРА-4" были установлены основные существующие конденсированные и газовые фазы, характеризующие составы выплавляемых сплавов.

Список использованных литератур

1.      Ванюков А.В., Уткин Н.И. Комплексная переработка медного и никелевого сырья.М., Металлургия, 1988.

2.      Общая металлургия. Учебник для вузов / Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. - 6-изд., перераб. и доп. - М.: ИКЦ "Академкнига", 2002. - 768 с.

.        Общая металлургия. Севрюков Н.Н., Кузьмин Б.А., Челищев Е. В.3-е изд. - М.: Металлургия, 1976. - 568 с.

.        Расчеты по металлургии тяжелых цветных металлов. /Ф.М. Лоскутов, А.А. Цейдлер.М., Металлургиздат, 1983.

.        Технология металлургического производства цветных металлов. Матвеев, Стрижко, М.: Металлургия, 1987. - 462 с.

.        Технологические расчеты в металлургии тяжелых цветных металлов. Под ред. Гудимы Н.В.М., Металлургия, 1997.

.        Уткин Н.И. Металлургия цветных металлов., М.: Металлургия, 2004. - 576 с.

.        Уткин Н.И. Металлургия цветных металлов., М.: Металлургия, 2002. - 578 с.