- •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
§ 19 Обеднение конверторных шлаков
Основная цель процесса – извлечение кобальта по схеме СоО (шлак) + Fe; (штейн) ↔ Со (штейн) + FeO (шлак). Аналогично извлекается никель. Для успешного хода этой реакции вправо в штейне должно присутствовать в достаточном количестве (около 30–35%) растворенное в нем свободное железо. Содержание серы в штейне по этой причине не должно превышать 20–24%. Но присутствие серы в извлекающей фазе снижает температуру ее плавления и облегчает осуществление обеднения, так как не образуются тугоплавкие настыли из ферроникеля, что наблюдается при обеднении чистым железом. Константа равновесия основной реакции при 13000С для металлизированного расплава (Сошт•FeOшл/СоОшл•FeOшт) равна примерно 20. Отметим, что для чисто металлической извлекающей фазы она равна 32–34. Значение константы только ориентировочное. Концентрации веществ здесь указаны в процентах по массе. Например, если Сошт=1,4; СоОшл=0,07; FeOшл =61,0 и Feшт–58%, то константа равна (1,4•61)/(0,07•58)=21. На заводах, перерабатывающих окисленные никелевые руды, штейн шахтных печей содержит 35–45% металлического железа и является хорошей обедняющей фазой. Напротив, электропечные штейны, выплавленные из медно-никелевого сырья, почти не содержат свободного металлического железа и мало пригодны для обеднения шлаков по реакции СоО + FeS ↔ CoS + FeO, так как константа равновесия в этом случае равна только 5. Обеднение и в этом случае все же проводят штейном, но только в отдельных электропечах обеднения, в которых восстанавливают часть железа конверторного шлака, добавляя к нему мелкий антрацит или коксик.
В этой связи рассмотрим две задачи, имеющие практическое значение:
1. Требуется определить соотношение конверторного шлака и печного никелевого штейна при условии получения отвального шлака, содержащего не более 0,07% Со. Составы штейна и шлака даны в § 16 и 17. Количество поступающего конверторного шлака, равно а при содержании 0,45% Со, расход штейна равен b при содержании 0,6% Со. Всего поступает кобальта а 0,45/100+b0,6/100 т. Пренебрегая изменением массы штейна и шлака, в результате обменной реакции находим, что в штейн переходит кобальта всего:
а(0,45–0,07)/100+b0,6/100=(0,38а+0,6b)/100.
Содержание кобальта в штейне определяем из выражения
Записываем уравнение условной константы:
Отсюда a/b ≈ 2,1. На 1 т штейна можно подать 2 т шлака. Содержание кобальта в штейне равно 0,38•2,1+0,6=1,40; в шлаке 0,07%. Всего кобальта поступает 0,0095+0,006=0,0155 т. Извлечение кобальта в первый штейн составляет 0,0140•100/0,0155=89%. Фактическое извлечение за счет примерно минутной продувки для перемешивания штейна со шлаком ниже и составляет 86–88%. Допуская большие потери в шлаке, можно увеличить отношение а:b до 4–5. При этом содержание кобальта в штейне доводят до 3% и соответственно в шлаках – до 0,15–0,18%. Извлечение из последних порций шлака составляет, очевидно, около 62–65%. Такие шлаки направляют в оборот. Чтобы не потерять с последними шлаками много кобальта, целесообразно иметь их минимальное количество. Поэтому обедняемый шлак заливают порциями и после выдержки в течение 10 мин сливают. Во время обеднения каждой отдельной порции шлака отношение находящихся в конверторе штейна и шлака по массе должно быть равно примерно двум. Из этого следует, что при обработке 1 т штейна 3–5 т шлака следует заливать и сливать шлак 6–10 раз.
2. Требуется определить, сколько следует восстановить железа из конверторного шлака, чтобы получить металлизированный штейн, содержащий 22% S, если отношение а/b=2,0 и в исходном электропечном штейне, выплавленном из медно-никелевого сырья, содержится 26% S. Необходимо также определить расход коксика. Определяем необходимое разбавление штейна железом для снижения содержания серы с 26 до 22%: Р=26/22=1,18 раза, т.е. следует добавить 180 кг Fe. При этом содержание железа в штейне (металлизация) составит 0,18/1,18•100=15,2%. По технологической инструкции допускается металлизация до 25%. При большей металлизации на лещади печи образуются настыли. Определяем общий расход коксика. Для получения 180 кг железа из FeO необходимо углерода 180/56•12=38,6 кг. При содержании углерода в коксике 80% расход его составит 38,6/0,8=48,3 кг. Избытка коксика не подаем, так как во время обеднительной операции расходуют около 0,5% электродов. Вследствие низкой металлизации штейна обеднение в электропечах протекает менее полно. Константа равновесия равна всего 8. Поэтому обеднение ведут последовательно противоточно в две стадии.
Коксик (антрацитовую мелочь) задают в основном на II стадию в количестве 3,5%, а на I стадию загружают около 1,5%. Приводим некоторые данные для расчета технологической схемы. Время обеднения на I стадии 3–4 ч; расход электроэнергии 160–170 кВт-ч на 1 т шлака; в штейне содержится 1,2–1,3% Со; время обеднения на II стадии 6–8 ч, расход электроэнергии 320–360 кВт-ч, содержание кобальта в штейне 0,8–1,0%; в шлаке содержится 0,05% Со. Общее извлечение кобальта составляет около 90%. Выход штейна от исходного 110%. Выход шлака отвального 88–92%. В отвальном шлаке содержится 42–44% Fe (57–60% FeO); 29–31% SiO2.
В качестве примера ниже приводим расчет полной операции обеднения (она состоит из трех операций: собственно обеднение – продувка полученного штейна – обеднение вторичного шлака бедным штейном с получением кобальтовой массы) конверторного шлака на основе практики комбината «Южуралникель». Расчет носит характер частного примера. Его ведут с применением двух уравнений:
1. Уравнение для определения потери массы (Y) обедняющей фазы (штейна) вида Y=386–5,9Х получено путем статистической обработки практически данных комбината «Южуралникель», где X (содержание Fe в штейне) равен примерно 56–60%. Убыль массы штейна объясняется реакциями окисления Fe и FeS штейна во время продувок кислородом воздуха и магнетитом шлака.
2. Уравнение для определения массы конечного штейна
(акг) вида (а+Y/10)•Сошт+Сошл•ЕСо=За,
где ЕСо – извлечение кобальта (85%), составлено для частного случая, когда накопление кобальта в обедняющем штейне ведут до содержания 3% (отсюда 3а). Оно представляет баланс кобальта на обеднении 100 кг шлака.
