- •Глава I основы металлургических расчетов
- •§ 1. Оценка сырья
- •1.1 Руды
- •1.2. Концентраты
- •1.3 Комплексное использование сырья
- •§ 2. Минеральный состав сырья
- •2.1 Значение минерального состава сырья
- •2.2. Примеры расчета рационального состава концентратов
- •§ 3. Справочные данные о шлаках, штейнах и металлах
- •3.1. Свойства шлаков
- •3.2.Св0йства штейнов
- •3.3. Свойства важнейших металлов
- •§ 4. Справочные данные о растворах, парах и газах
- •4.1. Справочные данные о некоторых растворах
- •4.2. Энтальпия водяного пара и газов
- •§ 5. Основы расчета экстракционных и сорбционных процессов
- •Расчеты по металлургии меди
- •§ 6. Обжиг медных концентратов в кипящем слое
- •6.1. Обжиг при обогащении дутья кислородом
- •6.2. Обжиг при воздушном дутье
- •§ 7. Отражательная плавка
- •7.1 Расчет десульфуризации и состава штейна
- •7.2. Расчет количества флюсов для ведения плавки на заданном составе шлаков
- •7.3. Расчет расхода топлива и состава отходящих газов
- •§ 8. Автогенная плавка
- •8.1. Плавка на подогретом воздушном дутье
- •§ 9. Продувка штейна в конверторе
- •§10. Медно-серная плавка
- •10.1 Расчет состава штейна и десульфуризации
- •10.2 Расчет расхода флюсов и количества газов
- •§ 11. Шлаковозгоночный процесс
- •11.1 Расчет материального баланса
- •11.2. Расчет горения природного газа и расхода воздуха
- •§ 12. Огневое рафинирование меди
- •12.1 Расчет материального баланса
- •12.2 Расчет теплового баланса
- •§ 13. Электролитическое рафинирование меди
- •13.1. Расчет расхода злектроэнергии
- •13.2. Расчет количества ванн и преобразовательных агрегатов
- •13.3. Расчет количества катодов и размеров электролизной ванны
- •13.4. Расчет напряжения на ванне
- •13.5. Расчет количества катодов и матричных ванн
- •Глава III расчеты по металлургии никеля
- •§ 14. Агломерация окисленной никелевой руды
- •14.1. Расчет материального баланса агломерации
- •§ 15. Сушка окисленной никелевой руды*
- •§ 16. Плавка окисленных никелевых руд в шахтных печах
- •16.1. Расчет шихты для плавки агломерата
- •16.2 Тепловой баланс плавки
- •16.3 Расчет шахтной печи
- •§ 17 Продувка никелевого штейна в конверторе
- •17.1 Определение расхода воздуха
- •17.2 Определение количества и состава отходящих газов
- •17.3 Расчет теплового баланса
- •§ 18 Обжиг никелевого файнштейна
- •18.1 Расчет расхода воздуха
- •18.2 Расчет теплового баланса
- •§ 19 Обеднение конверторных шлаков
- •19.1 Определение количества штейна, необходимого для обеднения 100 кг шлака*
- •19.2. Определение количества шлака, образующегося в конверторах рафинирования
- •19.3. Определение количества конечной обогащенной массы
- •§ 20. Электроплавка закиси никеля
- •20.1 Расчет расхода восстановителя и размеров электрической печи
- •§ 21. Электроплавка руд на ферроникель
- •§ 22. Рафинирование и обогащение ферроникеля
- •22.1 Расчет материального баланса конвертирования ферроникеля (I стадия)
- •22.2 Расчет материального баланса конвертирования ферроникеля в основном конверторе (II стадия)
- •§ 23. Агломерационный обжиг сульфидного медно-никелевого концентрата
- •§ 24. Электроплавка агломерата и основы расчета рудно-термической электропечи
- •24.1 Расчет материального баланса плавки
- •24.2 Расчет теплового баланса плавки
- •24.3 Основы расчета рудно-термической электропечи
- •§ 25. Продувка никелевого концентрата кислородом в вертикальном конверторе
- •25.1 Расчет расхода кислорода
- •25.2 Расчет теплового баланса
- •§ 26. Очистка никелевого электролита
- •26.1 Технологическая схема очистки
- •26.2 Очистка от железа
- •26.3 Очистка от меди
- •26.4 Очистка от кобальта
- •§ 27. Циркуляция электролита на одну катодную ячейку ванны электролитического рафинирования никеля
- •§ 28. Автоклавно-окислительное разложение пирротинового полупродукта
- •Глава IV расчеты по металлургии свинца
- •§ 29. Агломерация свинцовых концентратов
- •29.1 Расчет расхода концентратов и числа сушильных барабанов
- •29.2 Расчет минералогического состава сульфидного свинцового концентрата
- •29.3 Выбор шлака и предварительный расчет расхода флюсов
- •29.4 Рациональный состав агломерата
- •29.5. Расчет количества аглошихты и числа агл0машин
- •§ 30. Шахтная плавка
- •30.1 Расчет состава продуктов плавки
- •30.2 Расчет расхода воздуха
- •30.3 Расчет количества и состава отходящих газов
- •30.4 Расчет oсhobhыx размеров шахтной печи и определение параметров воздуходувной машины
- •30.5 Расчет теплового баланса шахтной плавки
- •30.6 Проверка правильности расчета высоты печи
- •§ 31. Рафинирование чернового свинца
- •31.1 Расчет обезмеживания чернового свинца
- •31.2 Расчет щелочного рафинирования чернового свинца
- •31.3 Расчет гидрометаллургической переработки щелочного плава
- •31.4 Расчет обессеребривания свинца
- •31.5 Расчет электротермической переработки серебристой пены
- •31.6 Расчет обесцинкования свинца
- •31.7 Расчет обезвисмучивания свинца
- •31.8 Расчет переработки свинцововисмутового сплава
- •31.9 Расчет качественного рафинирования
- •31.10 Расчет оборудования для рафинирования свинца
- •Глава V расчеты по металлургии цинка
- •§ 32. Обжиг сульфидного цинкового концентрата при воздушном дутье
- •32.1 Расчет минералогического состава цинкового концентрата
- •32.2 Расчет рационального состава обожженного цинкового концентрата
- •32.3 Расчет расхода воздуха
- •32.4 Расчет количества и состава обжиговых газов на выходе из печи кс
- •32.5 Принципы расчета печей для обжига в кипящем слое
- •32.6 Расчет теплового баланса печи кс при обжиге цинковых концентратов
- •32.7 Расчет га3oхoднoй системы
- •32.8 Расчет необходимого количества сырья и печей кс для получения в год 200 тыс. Т обожженного цинкового концентрата
- •§ 33. Обжиг сульфидного цинкового концентрата при дутье, обогащенном кислородом
- •33.1 Расчет расхода дутья
- •33.2 Расчет количества и состава обжиговых газов
- •33.3 Расчет печи кс
- •33.4 Расчет теплового баланса печи
- •§ 34. Выщелачивание обожженного цинкового концентрата
- •34.1 Расчет выхода и состава цинковых кеков
- •34.2 Расчет количества нейтрального раствора и извлекаемых из него цинка, кадмия и меди
- •34.3 Расчет количества цинка, меди и кадмия, поступающих в процессе с растворами от выщелачивания вельц-окислов
- •34.4 Расчет выхода и состава медно-кадмиевого кека
- •34.5 Расчет объема оборотных растворов кадмиевого производства и количества цинка в них
- •34.6 Расчет медно-кадмиевой очистки
- •Расчет отмывки цинковых кеков
- •34.8 Расчет баланса растворов и пульп при выщелачивании
- •34.9 Расчет необходимого оборудования
- •§ 35. Вельцевание цинковых кеков
- •35.1 Расчет выхода и состава вельц-окисн
- •35.2 Расчет расхода коксовой мелочи
- •35.3 Уточнение состава вельц-окиси
- •35.4 Расчет выхода и состава клинкера
- •35.5 Расчет баланса Zn, Pb и Cd
- •35.6 Расчет основных размеров вельц-печи
- •§ 36. Электролиз цинкового раствора и переплав катодного цинка
- •36.1 Расчет количества катодного цинка
- •36.2 Расчет производительности одной электролизной ванны
- •36.3 Расчет количества электролизных ванн
- •36.4 Выбор источника тока
- •36.5 Расчет переплавки катодного цинка и выбор печ£й
- •§ 37. Гидрометаллургическая переработка цинковых кеков
- •37.1 Расчет выщелачивания цинковых кеков
- •Расчет осаждения ярозита
- •Расчет осаждения гетита
- •Сульфидным цинковым концентратом
- •Список рекомендуемой литературы
- •Выбор оптимальной плотности тока для электролитического рафинирования меди, методические указания
§ 5. Основы расчета экстракционных и сорбционных процессов
Процессы экстракции и сорбции освоены в металлургии тяжелых цветных металлов за последние 8–10 лет. Их используют в металлургии меди на мелких (производительностью 4–10 тыс. т в год) и крупных предприятиях (до 100 тыс. т в год), в металлургии никеля для глубокого разделения никеля и кобальта и для очистки никелевых растворов от примесей, например от цинка, и затем, возможно, от железа, меди и кобальта, в металлургии меди для очистки медного электролита от никеля. Операции экстракции и сорбции могут служить для извлечения и разделения металлов и для их концентрации. Практически почти всегда приходится иметь дело с разделением и часто с концентрацией. Например, в металлургии меди из первичных растворов, содержащих 2–3 г/л меди, путем экстракции получают растворы с 40–45 г/л меди, т.е. в 15–20 раз более концентрированные. Операции экстракции и сорбции полезны тем, что позволяют получать очень чистые растворы и организовать бесфильтрационные гидрометаллургические процессы, избежать промывки осадков. В случае применения экстракции и сорбции повышается извлечение основных металлов (особенно их спутников), качество продукции, отпадают трудоемкие операции по обслуживанию фильтров и сгустителей. Все это дает большой экономический эффект.
Следует заметить, что экстрагенты и сорбенты пока еще дороги (600–3000 руб. за 1 т), и поэтому необходимо бережное отношение к этим материалам. По этой же причине велики затраты на пуск установки.
В настоящее время чаще всего применяют противоточную непрерывную экстракцию и сорбцию. Для осуществления этой технологии можно применять различную аппаратуру. Последнее время часто устанавливают ящичные экстракторы, имеющие смесительную (малую) и отстойную (большую) камеры. Общая емкость таких экстракторов достигает 2000–3000 м3. Противоточная непрерывная экстракция облегчает автоматизацию процесса. Сорбцию проводят в аппаратах типа пачук, оборудованных аэрлифтами для передачи пульпы (раствора) и сорбента.
Для расчета линии экстракторов необходимо знать коэффициенты распределения или разделения. Коэффициент распределения определяется как отношение концентраций данного металла в органической и водной фазах: Д = С0/Св. Коэффициент разделения Ме1 от Ме2 находят делением коэффициентов распределения металла один и металла два: Крзд =Д1/Д2. Чем больше коэффициенты распределения и разделения, тем легче извлекается данный металл в органическую фазу из бедного водного раствора или отделяется от спутника-примеси. Коэффициенты Д и Крзд определяют экспериментально, так как они зависят от свойств экстрагента, кислотности среды, температуры, концентрации металла в контактирующих фазах, состава соли в водной фазе (например, хлорид или сульфат) и других причин (чистоты экстрагента, добавки к нему, чистоты растворителя).
Для ориентировки приведем данные о некоторых значениях Д для случая экстракции реагентом «табах», растворенным в ксилоле, из водного раствора хлорида и сульфата никеля: ДNi = 0,0016; ДCO, = 4,4; ДCu = 37,0; ДPb = 100; ДFe = 1000; ДZn = 1000. Отсюда находим, что Крзд для пары медь- никель равен 37/0,0016 = 23125. Для пары кобальт-никель Крзд = 2750. Очень большой ДFe указывает, что железо (трехвалентное) может быть удалено из никелевого раствора за одну операцию (одну стадию) экстракции.
Проверим это расчетом. Возьмем для экстракции 1 объем органической фазы на 1 объем водного раствора никелевой соли. Концентрацию никеля берем по данным заводов 80 г/л, а железа 1 г/л (примем 1001 мг/л). После установления равновесия будем иметь распределение железа: 1000 долей в органической фазе и 1 доля в водной, всего 1001 доля. В примере в водной фазе (рафинате) останется 1001–1000 = 1 мг железа, а перейдет в органическую (экстракт) 1001–1=1000 мг. Применяя два объема экстрагента, можно получить остаток железа в водной фазе всего 0,5 мг/л. Отметим, что ввиду высокой цены экстрагентов подавать на экстракцию органическую и водную фазы при отношении более 3–4 нецелесообразно.
Чтобы лучше представить себе сущность экстракционного процесса, проводимого по непрерывной противоточной технологии, проведем два расчета методом последовательных приближений.
Пример. Расчет числа ступеней установки для непрерывной противоточной экстракции меди из раствора, содержащего ее 3 г/л. Условия: Vo: VB = 1: 1; Крзд = 10.
Чтобы получить распределение 10: 1, надо делить поступающее на каждую ступень количество меди на 11 (Д + 1), 10 частей передавать в органическую фазу и 1 часть оставлять в водной. Эту часть передавать на следующую ступень. На первой стадии счета на все ступени подаем чистый экстрагент, а затем на второй стадии счета на первую ступень подаем экстракт второй ступени первой стадии счета и т.д. Результаты представляем в виде таблицы (таблица 21).
ТАБЛИЦА 21. Расчет равновесного состояния экстракционной системы методом последовательных приближений
Приближение |
Ступень 1 |
Ступень 2 |
Ступень 3 |
Сброс |
1-е 2-е 3-е 4-е |
2,72727/0,27273 2,95267/0,29527 2,99/0,299 2,997/0,2997 |
0,24794/0,02479 0,2889/0,02889 0,2957/0,0296 0,297/0,0297 |
0,02254/0,00225 0,02626/0,00263 0,0270/0,0027 0,0270/0,0027 |
0,00225 0,00263 0,0027 0,0027 |
Из данных расчета видим, что цикл замыкается после.4-го приближения, так как цифры начинают повторяться. За три ступени экстракции достигается извлечение 99,9%, а за две ступени 99,0%. Практически равновесие на каждой ступени не достигается, и поэтому, ограничив число ступеней двумя, мы получим существенно меньшее, чем 99%-ное извлечение. Рекомендуется вместо двух теоретических ступеней брать три рабочих, т. е. ввести поправку к расчету коэффициентом 1,5. При большем числе ступеней поправочный коэффициент уменьшается до 1,3–1,2. Время пребывания экстрагента и раствора на каждой стадии оставляет 4–10 мин.
Если проделать аналогичный расчет, уменьшив значение Д до 4, то потребуется провести 10 расчетов приближений. Приводим только конечный результат этих расчетов:
Приближение |
Ступени |
Сброс |
|||
1 |
2 |
3 |
4 |
||
10-е |
2,991/0,7477 |
0,7386/0,1847 |
0,1758/0,044 |
0,0351/0,0088 |
0,009 |
В этом случае высокое извлечение (98,6%) достигается за три теоретические ступени. С поправкой на неравновесность следует принять четыре ступени. Процедура счета путем последовательных приближений становится в данном: случае затруднительной.
Кроме того, метод последовательных приближений не отражает полностью непрерывность процесса. Однако им приходится пользоваться, если Д изменяется, т.е. не является постоянной величиной. Если Д по ступеням экстракции изменяется не более чем вдвое (например, от 3 до 5), то можно определять среднюю величину [в данном примере (3+5) / 2= 4] и пользоваться следующими формулами:
1. Для подсчета извлечения в органическую фазу (в экстракт) на каждой ступени
Е=100КЭ / (КЭ + 1),
где Е– извлечение, %;
Кэ –коэффициент экстракции, равный Д•Vо/Vв (где Vo – объем органической фазы, Vв – водной).
2. Для подсчета извлечения по всему каскаду экстракторов
Е=100Кэ (
–1):(
–1)
Общее извлечение и Д обычно бывают заданы. Для решения задачи о выборе числа ступеней необходимо выбрать отношение объемов органической и водной фаз. Эта сложная технико-экономическая задача решается в зависимости от цен на металл, экстрагент и оборудование. Следует заметить, что объем органической фазы может определиться ее емкостью по металлу. На первой ступени наблюдается следующее приблизительное равенство VBCB=V0C0. Отсюда, если Со ограничено, можно найти Vo при известных VB и СВ исходного раствора.
3. После выбора Кэ число ступеней можно найти по уравнению
n=lg [Cи/Cк–l/Кэ (Cи/Cк–1)]/lg Кэ.
Здесь Си и Ск - исходная и конечная концентрации металла в водной фазе. Отношение Си к Ск находят, задавшись общим извлечением.
4. Количество металла М, находящееся в каждом экстракторе, можно найти по уравнению
М=Мн(Кэ+1)(
–1)(
–1).
Здесь Мн–задаваемое (начальное) количество металла. В этом уравнении ступени считают по ходу органической фазы. Как уже отмечалось, приведенные уравнения справедливы при изменении Д в каскаде менее чем в два раза. При больших изменениях Д приходится пользоваться методом последовательных приближений. Но, как было показано ранее, он неудобен для расчета уже при числе ступеней более трех. В таком случае используют графический способ. Для использования графического способа надо знать равновесную изотерму (рис. 4). Затем, зная начальную концентрацию в водной фазе и задавшись конечной концентрацией по выбранному извлечению, строят график, как показано на рис. 4. Число ступеней в нашем примере равно четырем.
Со, мг/л
2800
2100
1400
А 700 1400 2100 2800
Св, мг/л
Рис 4 Изотерма экстракции (сорбции)
Прямая линия MN проводится, исходя из выбранного отношения Vo:Vв. На графике отношение VB:Vо (обратная величина) определяется ее наклоном (6/14=0,4285), откуда находим отношение Vo:VB=2,33. По графику видно, что в сбрасываемой водной фазе остается 40 мг меди от исходных 2800 мг. Извлечение составляет 98,57%. По изотерме можно проследить изменение Д. В ее начале Д равно примерно 2, в конце около 0,54. Поэтому определение числа ступеней с помощью ранее приведенных уравнений дало бы неудовлетворительный результат.
Расчет сорбционных систем в принципе не отличается от расчетов по экстракции. Как правило, его делают по изотерме. Число ступеней сорбции обычно 5-12. Поток сорбента (смолы) во много раз меньше, чем поток пульпы. Реакция между сорбентом (смолой) и раствором происходит медленнее, чем между экстрагентом и водным раствором. Поэтому каждый из аппаратов в линии заполнен примерно на 20% (15–30%) набухшей смолой. Определим среднее время пребывания смолы и раствора в системе из пяти сорберов, работающих по принципу противотока. Объем каждого сорбера 20 м3, удаляемой примеси в растворе содержится 40 мг/л, поток раствора 100 м3/ч, емкость сорбента по примеси 8 кг/т. Заполнение пачуков смолой 25%, Д=800.
Общий объем сорберов 20•5=100 м3. Свободный объем 100–100•0,25=75 м3. Среднее время пребывания раствора в системе 75/100=0,75 ч, или 45 мин. Необходимый поток смолы определяем по следующим данным. Поступает примеси 100•40•1000/1000•1000=4 кг/ч. Расход сорбента при емкости 8 кг/т =4/8=0,5 т/ч. Плотность набухшей смолы обычно близка к 1000 кт/м3. Объем сорбента в цепи аппаратов 100•0,25=25 м3, или 25 т. Время пребывания смолы в системе 25/0,5=50 ч. Отношение потоков раствор:сорбент=100 0,5=200. Коэффициент распределения равен в данной системе 800. Отсюда Кэ=Кс=800/200=4. Степень очистки задана очень высокой. В очищенном растворе должно остаться 0,1–0,2 мг/л примеси. Определяем число ступеней по приведенной выше формуле:
.
Принимаем 5 ступеней. Извлечение примеси подсчитываем по формуле
E=[100Kc(
–1)]/
–1=400•1023/4095=99,93%.
При значительно изменяющемся Кс необходимо строить график аналогично рис.4.
После извлечения металла экстракцией или сорбцией и отделения органической фазы от водной следует провести реэкстракцию (из экстрагента) или элюирование (из сорбента) металла. Эта операция проводится путем обработки органической фазы раствором кислоты, соды, аммиака или каустической соды. Обычно перевести металл в водную фазу удается за одну-две стадии. После реэкстракции или элюирования экстрагент или сорбент возвращают на операции экстракции или сорбции.
В заключение отметим, что операции реэкстракции или элюирования можно с успехом использовать для разделения металлов.
СПИСОК РЕКОМЕНДУЕМОЙ ЛИТЕРАТУРЫ
Галкин Я.П. Технология урана. М., Атомиздат, 1964, 308 с. с ил.
Зеликман А.Я., Вольдман Г.М., Беляевская Л.В. Теория гидрометаллургических процессов. М., Металлургия, 1975. 504 с. с ил.
Хейфец В.Л., Грань Г.В. Электролиз никеля. М, Металлургия, 1975. 333 с. с ил.
Гудима Н.В., Шейн Я.П. Краткий справочник по металлургии цветных металлов. М., Металлургия, 1975. 541 с. с ил.
Глава П
