- •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
§ 13. Электролитическое рафинирование меди
Электролитическое рафинирование меди производится для удаления примесей и получения металла высокой чистоты. Так как основное количество благородных металлов, имеющихся в сырье, при пирометаллургической переработке концентрируется в анодной меди, процесс электролиза позволяет получать, кроме меди высокой чистоты, также шламы, в которых содержатся золото, серебро и платиноиды (см. Приложение I).
Электролиз анодной меди ведется в сернокислых растворах двухвалентной меди, содержащих свободную серную кислоту. Обычно электролит содержит 140–200 г/л CuSO4•5H2O и 150–220 г/л H2SO4. Процесс электролиза ведется при температурах электролита 55–650С. Для получения качественного катодного осадка в электролит вводят поверхностно активные добавки; клей, тиомочевину и другие вещества.
Анодами служат пластины с ушками, получаемые при огневом рафинировании меди. Катодами являются тонкие листы из меди, получаемые электролитическим путем на матрицах из меди, нержавеющей стали или титана. Электролиз осуществляется на постоянном токе или реверсированном постоянном токе. Преобразование тока производится с помощью кремниевых выпрямителей.
Технологическими расчетами процесса электролиза определяется материальный баланс, накопление примесей в электролите и количество электролита, выводимого на регенерацию.
В нашем примере требуется рассчитать материальный баланс электролиза меди такого состава: 99,5% Сu; 0,09% Аu; 0,045% Ag; 0,06% Se; 0,02% Те; 0,06% Pb; 0,1% Ni; 0,05% As; 0,03% Sb; 0,01 % Bi; 0,015% Fe; 0,02% O2. Для расчета задаемся следующими данными, полученными на практике заводов. Выход анодного скрапа 18%. По данным института «Гинцветмет» и литературным источникам примем следующее распределение меди и примесей, за вычетом скрапа, между раствором, шламом и катодным осадком:
|
Сu |
Аu |
Ag |
Se |
Те |
Pb |
Ni |
As |
Sb |
Bi |
Fe |
O2 |
В раствор |
1,9 |
– |
– |
– |
– |
8 |
92 |
25 |
7 |
52 |
70 |
– |
В шлам |
0,1 |
99 |
98,5 |
99 |
99 |
83 |
1 |
51 |
64 |
7 |
20 |
90 |
В катоды (по разности) |
98 |
1 |
1,5 |
1 |
1 |
9 |
7 |
24 |
29 |
41 |
10 |
10 |
Примечания:
1. Показан выход обезмеженного шлама. Выход первичного шлама составляет 0,3–0,5%.
2. Переход меди в раствор принят максимальный. Обычно он колеблется от 0,2 до 1,97%.
С учетом указанного распределения составляем материальный баланс электролиза, кг:
|
Сu |
Аu |
Ag |
Se |
Те |
Pb |
Поступило |
995 |
0,9 |
0,45 |
0,6 |
0,2 |
0,6 |
Перешло: в скрап и остатки в шлам в раствор на катод |
179,1 0,816 15,502 799,582 |
0,162 0,731 – 0,007 |
0,081 0,364 – 0,005 |
0,108 0,487 – 0,005 |
0,036 0,162 – 0,002 |
0,108 0,408 0,039 0,045 |
|
Ni |
As |
Sb |
Bi |
Fe |
O2 |
Поступило |
1,0 |
0,5 |
0,3 |
0,1 |
0,15 |
0,2 |
Перешло: в скрап и остатки в шлам в раствор на катод |
0,18 0,008 0,754 0,058 |
0,09 0,218 0,103 0,089 |
0,054 0,158 0,017 0,071 |
0,018 0,006 0,043 0,033 |
0,027 0,087 0,024 0,012 |
0,036 0,148 – 0,016 |
Расчет объема электролита, выводимого на регенерацию. Объем электролита, выводимого на регенерацию, определяется исходя из предельного содержания элементов в электролите. На основе практических данных для нашего примера примем следующее предельное содержание элементов в электролите, г/л: 40 Сu, 20 Ni, 4 As, 0,7 Sb.
Объем электролита, подлежащего выводу из процесса, определяется по ведущей примеси. По данным материального баланса определим количество примесей, переходящих в электролит из 1000 кг анодов:
Элементы |
Содержится в анодах, кг |
Переходит в электролит, кг |
Принятое содержание, г/л |
Необходимо выводить электролита, л |
Ni |
1,0 |
0,754 |
20 |
37,7 |
As |
0,5 |
0,103 |
4 |
25,75 |
Sb |
0,3 |
0,017 |
0,7 |
24,3 |
Сu |
995 |
15,502 |
40 |
387,6 |
Таким образом, для поддержания заданного состава меди необходимо выводить из циркуляции и на регенеративные ванны на каждую тонну анодов 387,6 л электролита, из которых на производство никелевого купороса следует направить 37,7 л, а на регенеративные ванны 349,9 л.
Расчет состава отработанного электролита. В регенеративную ванну за 1 ч поступает 0,4 м3 электролита, содержащего 40 г/л Сu и 150 г/л H2SO4. Необходимо определить состав отработанного электролита.
Электролиз с нерастворимыми анодами осуществляется для выделения меди из растворов и регенерации серной кислоты по реакции
CuSO4 + Н2О ↔ Сu + H2SO4 + 0,5О2.
Примем, что сила тока при электролизе равна 12400А, а выход по току равен 88%. Тогда за 1 ч выделится меди: 12400•1,185•1•0,83=12196 г. В поступающем за 1 ч растворе количество меди равно 400•40=16000 г. В отработанном электролите останется меди 16000–12196=3804 г, а содержание меди в электролите составит 3804/400=9,5 г/л.
По приведенной выше реакции на 63,5 г Сu выделится 98 г H2SO4, а на 40–9,5=31,5 г/л меди выделится 31,5•98/63,5=48,6 г/л H2SO4. Количество кислоты в электролите будет составлять 150+48,6=198,6 г/л.
