OTEP

2.Технологическая схема переработки железных руд

3.Состав металлургического завода с полным производственным циклом

5. Технологическая схема подготовки железных руд к доменной плавке

Чем тщательнее подготавливают руду к доменной плавке, тем:

выше производительность доменной печи

ниже расход топлива

выше качество выплавляемого чугуна

Увеличение железа в шихте на 1 % ведёт к 1) снижение расхода кокса на 2—2,5 %; 2) увеличение производительности печи на 2-2,5%.

Увеличение содержания железа в шихте снижается выход шлака при доменной плавке, что ведет к повышению технико-экономических показателей плавки

В зависимости от характеристики добываемой руды применяют следующие методы подготовки руды:

• дробление;

• сортировку;

• обогащение;

• усреднение;

• окускование.

6.Агломерат, его свойства и состав. Производство агломерата.

Агломерация – процесс окускования мелких руд, концентратов и колошниковой пыли спеканием в результате сжигания топлива в слое спекаемого материала.

Продукт спекания (агломерации) – агломерат представляет собой кусковой пористый продукт черного цвета; упрощенно можно характеризовать его как спеченную руду или спеченный рудный концентрат

Агломерационная шихта и ее подготовка

Основные составляющие агломерационной шихты:

• железосодержащие материалы (рудный концентрат, руда, колошниковая пыль);

• возврат (отсеянная мелочь ранее произведенного агломерата);

• топливо (коксовая мелочь);

• влага, вводимая для окомкования шихты;

известняк, вводимый для получения офлюсованного агломерата

Характеристики основных компонентов агломерационной шихты

В процессе агломерации выгорает 90-98% сульфидной серы, а сульфатной 60-70% и частично (около 20%) удаляется мышьяк

6.Агломерат, его свойства и состав. Производство агломерата. Агломерат разных заводов содержит, %:

Основные преимущества офлюсованного агломерата:

1)Исключение из доменной плавки эндотермической реак­ции разложения карбонатов, т.е. СаСО₃ → СаО + СО₂ – Q₁ или MgCО₃ → MgO + СО₂ – Q₂ 2)Улучшение восстановительной способности газов в самой доменной

3)Улучшение восстановимости агломерата 4)Улучшение процесса шлакообразования 5)Уменьшение числа материалов, загружаемых в доменную печь 6)Сокращение расхода кокса на 6—15 %.

Качество агломерата оценивают рядом параметров:

1)он должен быть в кусках определенной крупности, 2)должен иметь высокую прочность в холодном и в горячем состоянии, 3)высо­кую восстановимость,

4)высокую температуру размягчаемости.

Крупность агломерата для малых и средних печей должна составлять 5-40 мм, а для крупных и сверхмощных – 15-40 мм.

Под холод­ной прочностью подразумевают прочность, препятствующую разрушению агломерата при его транспортировке и загрузке в печь, под горячей – препятствующую разрушению под воз­действием давления столба шихты в печи при высоких темпе­ратурах.

Производство агломерата ведут на агломерационных фаб­риках, в состав которых входят комплекс оборудования для подготовки шихты, ленточные (конвейерные) агломерационные машины и комплекс оборудования для дробления и охлаждения полученного агломерата и отсева его мелочи.

1 - приводная звездочка 2 - спекательная тележка-паллет 3 – питатель 4 – питатель 5 – зажигательный горн 6 – вакуум-камера 7 – холостая звездочка8 – пылеуловитель

9 – эксгаустер 10 - труба

8. Схема коксохимического производства. Продукты, состав и свойства

1 – коксовый эксгаустер 2 – приводная турбина с противодавлением 3 – приводной электродвигатель 4 – загрузочное устройство УСТК 5 – котел-утилизатор 6 – барабан-сепаратор 7 – циркуляционный насос КУ 8 – дымосос УСТК

Кокс содержит, % :

Основные свойства которыми должен обладать кокс :

• высокая прочность

• малое содержание золы

• неспекаемость

• определенный размер кусков

• малое содержание вредных примесей серы и фосфора

• малое и постоянное содержание влаги

высокая пористость

9 Схема доменного производства.

1 — загрузочное устройство, 2 — шихта, 3 – фурменная зона, 4 – холодильники, 5 – воздухонагреватели, 6 – турбокомпрессор, 7 – приводной двигатель, 8 – ГУБТ, 9 – электрогенератор, 10 – смешивающий подогреватель, 11 – редукционное устройство, 12 – газоочистка

1. Зона загрузки шихты

2. Зона восстановления оксида

железа (III) 300 C°

3. Зона восстановления оксида

железа (II, III) 600 C°

4. Зона восстановления

оксида железа (II) 800-1000 C°

5. Зона образования оксида

углерода (II) 1500 C°

6. Зона образования

оксида углерода (IV) 1900 C°

7. Зона шлакообразования

и его удаления

8. Зона выхода расплавленного

чугуна

12.Особенности прямого и косвенного восстановления. Расходы восстановителей

Восстановителями оксидов железа в доменной печи служат: углерод, оксид СО и водород. Восстановление углеродом принято называть прямым восстановлением, а газами — кос­венным.

Реакции косвенного восстановления оксидом углеро­да

1)При температуре > 570 °С: 3Fe₂О₃ + CO = 2Fe₃О₄ + CО₂ + 53 740;

2) Fe₃О₄ + CO = 3FeO + CО₂ +36 680;

3) FeO + CO = Fe + CО₂ + 16 060;

При температуре < 570 °C: 1)3Fe₂О₃ + CO = 2Fe₃О₄ + CО₂ + 53 740;

2) 1/4Fe₃О₄ + CO = 3/4Fe + CО₂ + 2870

Характерной особенностью косвенного восстановления является то, что продуктом реакций всегда является СО₂, и то, что они идут без затрат тепла.

Реакции прямого восстановления углеродом протекают с образованием СО и требуют значительных затрат тепла, например:

FeO + C = Fe + CO – 152 670

Доменную печь условно делят:

на зону косвенного восстановления (зона с температурами < 900-1000°С); зону прямого восстановления (зона с температурами выше 900-1000 °С).

Косвенное восстановление водородом протекает по следующим реакциям:

3Fe₂О₃ + Н₂ = 2Fe₃О₄ + Н₂О - 4200;

Fe₃О₄ + Н₂ = 3FeO + Н₂О - 62410;

FeO + Н₂ = Fe + Н₂О - 27800.

Степень восстановления железа в доменной печи составляет 0,99—0,998, а это означает, что 99—99,8 % железа перехо­дит в чугун и лишь

0,2—1,0% переходит в шлак.

Особенности прямого и косвенного восстановления.

Отрицательной стороной прямого восста­новления является то, что:

• оно протекает с затратой тепла;

• увеличение степени прямого восстановления при­водит к снижению количества кокса, достигающего фурм и, следовательно, к уменьшению прихода тепла в горне.

Косвенное восстановление Реак­ции косвенного восстановления не требуют затрат тепла.

Однако косвенное восстановление требует значительно боль­шего расхода углерода, чем прямое. Причина в том, что для протекания реакций косвенного восстановления необходимо определенное соотношение между СО и СО₂ в газовой фазе.

-В настоящее время степень прямого восстановления на печах, работающих без применения природного газа или ма­зута, составляет 40—60 %

- Степень прямого восстановления на печах, в которых применяют углеводородные добавки, – 20-40%. - Наивыгоднейшая степень прямого восстановления, при которой достигается минималь­ный расход кокса, меньше приведенных величин

14. Образование шлака и его свойства. Доменный (колошниковый) газ.

Помимо чугуна в доменной печи образуется шлак, в который переходят невосстановившиеся оксиды элементов, т.е. СаО, MgO, Al₂О₃, SiO₂ и небольшое количество МnО и FeO, причем СаО специально добавляют к железнорудной шихте для получения жидкого шлака. Функции шлака:

1)Выведение из печи составляющих пустой породы железных руд, вносимых агломератом и окатышами, а также золы кокса.

Основу пустой породы большинства руд так же, как и основу золы кокса, составляют SiО₂ и А1₂О₃, температура плавления которых (соответственно 1710 и 2050 °С) выше температур в доменной печи, в связи с чем они в печи расплавиться не могут.

2) Десульфурация: в шлак из чугуна удаляется сера.

Конечный шлак на 85-95% состоит из SiО2, А12О3 и СаО Состав шлака.

Удельный выход шлака на 1 т выплавляемого чугуна колеблется на разных заводах в пределах от 330—400 до 600—900 кг. Это количество, как и состав шлака, оказывает большое влияние на ход плавки и конечные показатели процесса.

В современных условиях доменной плавки уменьшение выхода шлака на 100 кг на 1 т чугуна дает экономию кокса 20–25 кг/т чугуна и увеличивает производительность печи на 3–4 %. Доменный газ Газ, выходящий из печи через ее верхнюю часть - колошник, называют колошниковым. Он состоит из: СО, СН4, Н2, СО2 и N2. Горючими компонентами в газе являются СО, Н2 и СН4. При выплавке передельного чугуна на атмосферном дутье (без вдувания природного газа) в газе содержится:

Теплота сгорания колошникового газа на атмосферном дутье составляет 3500—4000 кДж/м³

При обогащении дутья О₂ до 24—30 % теплота сгорания такого газа равна 4200-5000 кДж/м³.

15.Дутье. Воздухонагреватели и нагрев дутья.

Дутьем служит атмосферный воздух и зачастую воздух, обогащенный кислородом. Температура дутья на разных печах находится в пределах 1100—1300 °С, давление перед фурмами достигает 0,4—0,5 МПа, расход дутья составляет 1,6—2,3 объема печи в минуту. Па, расход дутья составляет 1,6—2,3 объема печи в минуту.

На печах объемом 5000 м3 расход дутья достигает 8500 м3/мин.

Дутье в доменные печи подают из воздуходувной станции от воздуходувных машин (компрессоров) с приводом в виде паровой турбины и иногда с электроприводом, создающими давление дутья на выходе 0,45—0,59 МПа.

Доменный воздухонагреватель – это нагреватель регенеративного типа, т.е. работающий с чередованием циклов нагрева насадки воздухонагревателя и последующего нагрева дутья путем его пропускания через горячую насадку.

К аждая доменная печь имеет три или четыре воздухонагревателя, которые располагают в линию на одном фундаменте рядом с печью. Большая часть доменных печей имеет воздухонагреватели со встроенной камерой горения, а строящиеся в последние годы печи чаще оборудуют воздухонагревателями с выносной камерой горения, которые позволяют нагревать дутье до более высоких температур.

1- поднасадочное пространство;

2-колонны;

3-борова;

4- тарельчатые дымовые клапаны;

5- дымовые патрубки ;

6- чугунная решетка;

7-насадка;

8- смесительный воздухопровода;

9- патрубок;

10-автоматический смесительный клапан;

11-клапан горелки ;

12-горелка;

13-трубопровод холодного дутья;

14- открываемый клапан

16.Припечная грануляция шлака, направления использования.

П рипечная грануляция позволяет на 15—30 % снизить капитальные затраты и эксплуатационные расходы, прежде всего за счет сокращения большого парка шлаковозов. Доменную печь оборудуют двумя такими установками, располагаемыми симметрично с двух противоположных сторон печи, причем каждая установка имеет две автономные рабочие линии; к одной из них шлак от печи поступает по ответвлению 6а шлакового желоба, а к другой - по отверстию 6б. На больших печах интенсивность выхода шлака достигает 5—10 т/мин.

Стройматериалы из доменного шлака:

литой щебень;

шлаковая пемза;

шлаковая вата;

Из доменных печей объемом 3200—5500 м³, имеющих четыре чугунные летки, практически весь шлак выпускают через чугунные летки вместе с чугуном в главные желоба, оборудованные устройством (скиммером) для разделения чугуна и шлака; после скиммера шлак отводится из главного желоба по отводному шлаковому желобу. Из доменных печей объемом 2700 м³ и менее, имеющих одну-две чугунные и две шлаковые летки, шлак выпускают как через шлаковые летки (верхний шлак), так и через чугунные (нижний шлак).

По шлаковым желобам литейного двора шлак поступает:

либо в ковши шлаковозов, устанавливаемых под сливными носками желобов (ковшевой способ уборки шлака);

либо на установки припечной грануляции (бесковшевой способ уборки).

18.Способы внедоменного (бескоксового) получения железа. Доменное производство имеет существенные недостатки:

• необходимость использования каменноугольного кокса;

• использование железорудного сырья в виде достаточно прочного кускового материала (агломерата).

Решение проблемы получения (в промышленных масштабах) железа, минуя доменный процесс, осуществляется, в основном, следующими способами:

1) твердофазное восстановление – восстановление железа из твердых железорудных материалов взаимодействием с твердыми или газообразными восстановителями по реакциям

Fe₂О₃ + (С; СО; Н₂; СН₄) → Fe + (СО; СО₂; Н₂О)

2)жидкофазное восстановление – восстановление железа в кипящем железистом шлаке по реакциям

(FeO) + (С; СО) → Fe + СО₂

3) получение карбида железа из чистых железных руд по реакции

3Fe₂О₃+ 5Н₂+ 2СН₄= 2Fe₃C + 9Н₂О Процесс протекает при температуре ~600°С и давлении ~ 4 атм (0,4 МПа), получают зерна 0,1-1,0 мм, содержащие > 90 % Fe₃C.

19.. Получение восстановительных газов

Восстановительные газы получают конверсией газообразных углеводородов, либо газификацией твердого топлива.

Конверсия может быть:

Кислородной (воздушной) СН₄+ 1/2О₂ = СО + 2Н₂ + Q

Паровой CH₄ + H₂О = CO + 3H₂ - Q Углекислотной СН₄ + СО₂ = 2СО + 2Н₂ - Q

Газификация твердого топлива осуществляется по следующим реакциям:

С + l/2О₂ = CO + Q;

С + Н₂О = СО + Н₂ - Q;

С + СО₂ = 2СО - Q.

20.Примеры установок твердофазного и жидкофазного восстановления.

Процессы жидкофазного восстановления (ПЖВ)

В США разрабатывается следующая концепция процесса:

-процесс основывается на плавке в ванне железорудных окатышей и мелкой железной руды вместе с углем, с подачей кислорода в непрерывном процессе с получением полупродукта;

-теплота от последующего горения выделяющихся восстановительных газов должна быть эффективно возвращена в ванну, а технологические газы утилизируются для предварительного подогрева и восстановления руды.

В основе японской программы DIOS:

-использование кипящего слоя для предварительного восстановления железорудной мелочи; -плавление и восстановление в агрегате с получением чугуна из предварительно восстановленной железорудной мелочи;

-реформирование отходящих газов путем добавки уголь­ной мелочи. К настоящему времени в России наиболее известны два инженерных решения:

-процесс COREX

- ROMELT

20.Примеры установок твердофазного и жидкофазного восстановления.

Восстановительная плавка происходит в жидкой шлаковой ванне, продуваемой кислородсодержащим дутьем. Источником тепла в процессе служит энергетический уголь, он же является восстановителем. Главной особенностью процесса является одностадийность получения чугуна. Она обеспечивается за счет использования принципа дожигания выделяющихся из ванны восстановительных газов в надшлаковом пространстве агрегата через ряд специальных фурм.

20.Примеры установок твердофазного и жидкофазного восстановления.

Процессы твердофазного восстановления железа

Процесс повышения содержания железа в железорудных материалах получил название процесса металлизации, получаемый продукт — название металлизированного, под степенью металлизации понимают обычно процент железа в продукте. По назначению металлизированные продукты обычно делят на три группы:

• продукт со степенью металлизации до 85 % используется в качестве шихты доменной плавки;

• продукт со степенью металлизации 85—95 % используется в качестве шихты при выплавке стали;

• продукт, содержащий более 98 % Fe, используют для производства железного порошка.

Процессы металлизации железорудных материалов осуществляются при температурах, не превышающих 1000—1200 °С, т.е. когда сырье и продукт представляют собой твердую фазу, а также не происходит размягчения материалов, их слипания и налипания на стенки агрегатов. Такие процессы прямого получения железа из руд получили название процессов твердофазного восстановления. Наиболее распространенными являются способы Мидрекс и ХиЛ. Способом Мидрекс производится примерно 2/3 всего мирового производства, способом ХиЛ— примерно ¼

Главным отличием способа Мидрекс является способ конверсии природного газа. Конверсия в этом процессе осуществляется СО2, содержащимся в отходящем из печи газе по реакции СН4 + СО2 = 2СО + 2Н2. Перед подачей отходящего газа в конверсионную установку он проходит очистку от пыли и Н2О. Конвертированный газ, содержащий ~ 35 % СО и ~ 65 % Н2, подают в печь при температуре 750 °С. Кроме этого, в нижнюю часть печи подают охлажденный оборотный газ. Охлажденные окатыши содержат ~ 95 % Fe и ~ 1 % С.

21. Физико-химические основы процессов получения стали.

Технологические стадии сталеплавильного процесса:

Плавление раскисление легирование

Суть процесса выплавки стали: удаление из чугуна избытка C, а также Si, Mn, S, P и др.

Окислительный процесс:

C + O₂^­ → CO₂↑

Si + O₂ → SiO₂

2Mn + O₂ →2MnO Переносчиком О₂ является закись железа FeO

2FeO + Si = 2Fe + SiO₂

5FeO+ 2P = 5Fe + P₂O₅

FeO + Mn = Fe + MnO

FeO + C = Fe + CO

Велика роль извести

SiO₂ +2CaO = (CaO)₂SiO₂

P₂O₅ + 4CaO = (CaO)₄P₂O₅

FeS + CaO = FeO + CaS + Q

Раскисление заключается в пе­реводе растворенного в стали кислорода в нерастворимый окисел введением в металл элемента-раскислителя. Элемент-раскислитель должен характеризоваться бóльшим сродством к кислороду, чем железо. В результате реакции образуется малорастворимый в металле окисел, плотность которого меньше плотности стали. В ка­честве раскислителей обычно применяют:

• марганец (в виде ферромарганца)

• кремний (в виде ферросилиция)

• алюминий

• сплавы редкоземельных металлов и др.

Легирование - процесс присадки в сталь легируюших элементов, чтобы получить так называемую легированную сталь, т.е. такую сталь, в составе которой находятся спе­циальные (легирующие) примеси, введенные в нее в опреде­ленных количествах для того, чтобы сообщить стали какие-либо особые физико-химические или механические свойства. В ка­честве легирующих элементов обычно применяют:

• элементы, не встречающиеся в простой стали

Ванадий Вольфрам Титан Кобальт и т.д.

• элементы, которые в небольших ко­личествах содержатся во всякой стали

Углерод Марганец Кремний Фосфор Сера

23.Конвертерные процессы. Устройство кислородных конвертеров для верхней продувки. Бессемеровский и томасовский процессы

Сущность конвертерных процессов на воздушном дутье (бессемеровского и томасовского) заключается в том, что залитый в плавильный агрегат (конвертер) чугун продувают снизу воздухом; кислород воздуха окисляет примеси чугуна, в результате чего он превращается в сталь; при томасовском процессе, кроме того, в основной шлак удаляются фос­фор и сера. Тепло, выделяющееся при окислении, обеспечи­вает нагрев стали до температуры выпуска (~ 1600 °С).

Стали обладали повы­шенной хрупкостью и склонностью к старению

Продувка обогащенным кислородом

Увеличение содержания кислорода в дутье до 30—40 % (вместо 21 % в воздухе) не решило проблему; выплавляемая сталь содержала 0,006—0,009% N2, т.е. больше, чем мартеновская. Дальнейшее же увеличение доли кислорода в дутье оказалось неприемлемым, так как вызывало быстрое разрушение футеровки днища из-за его перегрева вблизи фурм вследствие выделения здесь тепла экзотермических ре­акций окисления составляющих чугуна.

Кислородно-конвертерный процесс - процесс выплавки стали из жидкого чугуна и до­бавляемого лома в конвертере с основной футеровкой и с продувкой кислородом сверху через водоохлаждаемую фурму.

Было разработано несколько его разновидностей:

• процессы с верхней продувкой

• процессы с донной продувкой

процессы с комбини­рованной продувкой

Кислородный конвертер представляет собой поворачивающийся на цапфах сосуд грушевидной формы, футеро­ванный изнутри и снабженный леткой для выпуска стали и отверстием сверху для ввода в полость конвертера кисло­родной фурмы, отвода газов, заливки чугуна, загрузки лома и шлакообразующих и слива шлака. Вместимость существующих конвертеров составляет 50-400 т.

24.Охлаждение, очистка и использование конвертерных газов.

25.Выплавка стали в мартеновских и электрических печах. Характеристики и особенности

26.Разливка в изложницы и непрерывная разливка стали Разливка в изложницы Жидкая сталь сливается из печи в разливочный ковш, который представляет собой железный кожух, выложенный внутри огнеупорным материалом (шамотом).

Существуют два способа разливки стали в изложницы:

• сверху – отдельно в каждую изложницу

• снизу ­– сифонным способом.

Для разливки стали применяют чугунные формы различного профиля, в зависимости от назначения слитка, называемые изложницами.

Для прокатки и поковки чаще всего применяют квадратные изложницы, расширяющиеся кверху, или конические.

В настоящее время способом непрерывной разливки разливают около 83% выплавляемой в мире стали, а в развитых странах до 97% производимой стали.

Наиболее распространен способ непрерывной разливки, заключающийся в том, что жидкую сталь непрерывно заливают в водоохлаждаемую изложницу без дна — кристаллизатор, из нижней части которого вытягивают затвердевший по периферии слиток с жидкой сердцевиной. Далее слиток движется через зону вторичного охлаждения, где полностью затвердевает, после чего его разрезают на куски определенной длины.

1 — кристаллизатор, 2 — жидкий металл, 3 — затвердевший металл, 4 — опорный ролик, 5 — форсунка для подачи распыленной воды на слиток, 6 — тянущие валки.

Заливаемый в кристаллизатор металл при контакте с его медными водоохлаждаемыми стенками переохлаждается и затвердевает, образуя корку слитка требуемой конфигурации L = Ka²v

2 7.Нагревательные колодцы и методические печи.

Нагревательный колодец.

Методическая печь – печь для нагрева металлических заготовок перед прокаткой, ковкой или штамповкой.

Заготовки проходят последовательно 3 теплотехнические зоны:

1)методическую (зону предварительного подогрева);

2)сварочную (зону нагрева);

3)томильную (зону выравнивания температур в заготовке).

Основные направления экономии энергии в нагревательных печах:

1)максимально возможная регенерация теплоты уходящих газов на подогрев воздуха для горения топлива, при низкой Q^р_н и подогрев топлива;

2)использование физической теплоты заготовок за счет увеличения доли и температуры горячего посада металла в печь;

3)снижение потерь теплоты через кладку печей за счет применения эффективных теплоизоляционных материалов;

4)перевод охлаждаемых элементов на испарительное охлаждение с использованием этой теплоты для выработки других энергоносителей, например электроэнергии;

5)утилизация теплоты металлопроката и использование ее для различных смежных целей.

28.Основные минералы в медесодержащих рудах. Рудой называется горная порода, содержащая в своем составе металл, или металлы в таких количествах, которые при современном уровне развития обогатительной и металлургической техники могут быть экономически выгодно извлечены в товарную продукцию.

Руда состоит из минералов — природных химических соединений:

CuFeS₂ - халькопирит Fe₃O₄ - магнетит

CuF₂S₃ - кубанит FeS₂ - пирит

Cu₅FeS₄ - борнит ZnS - сфалерит

Cu₂S - халькозин PbS - галенит

CuS - ковеллин SiO₂, CaO и др.

Минералы подразделяют на рудные (ценные) и пустую породу. К пустой породе относят минералы, не содержащие извлекаемых элементов. Чаще всего породообразующими минералами являются кварц, карбонаты, силикаты и алюмосиликаты

29.Термодинамика, кинетика и механизм окисления сульфидов Схема процесса переработки концентратов включает: обжиг, штейнообразование и конвертирование.

В данной системе осуществляются следующие реакции:

• диссоциации

2CuFeS₂ →Cu₂S + 2FeS + S – 78000 (1)

2CuFe₂S₃ → Cu₂S + 4FeS + S – 78000 (2)

FeS₂ → FeS + S – 52100 (3)

Fe₇S₈ →7 FeS + S – 52100 (4)

• окисления

2FeS + 3O₂ + SiO₂→ (FeO)₂SiO₂ + 2SO₂ + 966000 (5)

3FeS + 5O₂ → Fe₃O₄ + 3SO₂ + 17251000 (6)

Cu₂S + O₂ → 2Cu + SO₂ + 217400 (7)

2ZnS + 3O₂ → 2ZnO + 2SO₂ + 443000 (8)

2PbS + 3O₂ → 2PbO + 2SO₂ + 422400 (9)

S + O₂ → SO₂ + 297300 (10)

CaO + SiO₂→CaOSiO₂ + 90085 (11)

Схема концентрационной плавки медного сырья на штейн

3)Сульфидирующее рафинирование ;

Используют для очистки металлов от примесей, обладающих повышенным сродством к сере. При этом также образуются две несмешивающиеся фазы, отделяющиеся друг от друга ликвацией.

Рафинировочные плавки проводят с целью очистки полученных металлов от примесей

30.Структура теплотехнологического комплекса.

Основные стадии пирометаллургического способа производства:

-подготовка руд (обогащение и иногда дополнительно обжиг),

-плавка на штейн (выплавка медного штейна)

-конвертирование штейна с получением черновой ме­ди,

- рафинирование черновой меди (сначала огневое, а затем электролитическое).

31.Обогащение сульфидных медных руд.

Сульфидные медные руды обогащают преимущественно методом пенной флотации. Предварительно руду измельчают до частиц крупностью 0,1—0,5 мм

Флотацией называется способ обогащения, основанный на избирательном прилипании минеральных частиц, взвешенных в пульпе, к пузырькам воздуха. Плохо смачиваемые водой частицы минералов прилипают к пузырькам воздуха и поднимаются вместе с ними на поверхность пульпы, образуя на ней минерализованную пену. Частицы других минералов, хорошо смачиваемых водой, не прилипают к пузырькам и остаются в пульпе. Таким образом, достигается разделение различных минералов.

Обезвоживание флотационных концентратов с высокой тониной помола можно проводить путем сгущения, фильтрации и сушки

Сгущение – процесс обезвоживания путем естественного осаждения твердых частиц из пульпы под действием силы тяжести в относительно спокойной среде. Оно осуществляется в аппаратах непрерывного действия, называемых сгустителями.

Фильтрация — процесс обезвоживания пульп путем отделения воды от твердых частиц с помощью пористых перегородок, проницаемых только для жидкости. В качестве фильтрующих перегородок используют фильтровальное полотно, пористую керамику и другие материалы. Для ускорения процесса фильтрации по одну сторону фильтрующей перегородки создается разрежение (вакуум-фильтры) или повышенное давление (фильтр-прессы). В обогатительной технике чаще всего используются барабанные вакуум-фильтры непрерывного действия.

После флотации получают медный концентрат следующего состава:

Сu S Fe

% 8—35 40—50 30—35

и пустую породу, главными составляющими которой являются SiО₂, А1₂О₃ и СаО. Медь в концентрате находится в виде сернистых соединений, железо – в основном, в виде пирита FeS₂.

32.Барабанные сушилки для медного концентрата и методика их расчета

Для сушки флотационных концентратов преимущественно применяют трубчатые (барабанные) сушилки.

Основная деталь трубчатой вращающейся печи – металли­ческий цилиндрический кожух длиной до 27 м и диаметром 1,5—2 м, установленный под углом 1—2° к горизонту.

1) По заданной производительности (по сухому материалу G, кг сух. мат/ч) и заданной влажности на входе (W₁, кг/кг сух.мат.) и выходе (W₂, кг/кг сух. мат.) из барабана определяют влагосъем, (кг Н₂О)/ч:

ΔW=G(W₁—W₂).

2)Расход воздуха на сушку, м³/ч

V_в = 3,3ΔW.

3)В результате обработки многочислен­ных промышленных данных о сушке в ба­рабанах получено следующее выражение для объемного коэффициента теплообмена

α_v = 0,125t₁ + 0,0026V_в - 2,72W_ср – 20

4) При заданной температуре газа на выходе из барабана рассчитывают средний температурный напор в барабане:

5) Количество тепла, расходуемое на нагрев материала и испарение влаги:

Q = Q₁ + Q₂ = C_мG(υ₁ – υ₂) + ΔW(595 + 0,47t₂ – υ₂)

6) Необходимый объем барабана, м³:

V_в = KQ/( α_v Δt_ср)

33.Виды обжига в цветной металлургии.

Обжиг — металлургический процесс, проводимый при высоких температурах (500—1200° С) с целью изменения химического состава перерабатываемого сырья. Обжиговые процессы, за исключением обжига со спеканием, являются твердофазными.

В цветной металлургии применяют следующие виды обжига:

1)Кальцинирующий обжиг:

2)Окислительный обжиг:

3)Восстановительный обжиг:

4)Хлорирующий и фторирующий обжиг проводят с целью перевода оксидов или сульфидов в водорастворимые или летучие хлориды (фториды).

34.Разновидности рафинировочных плавок.

Плавка — пирометаллургический процесс, проводимый при температурах, обеспечивающих в большинстве случаев полное расплавление перерабатываемого материала.

Рафинировочные плавки проводят с целью очистки полученных металлов от примесей.

1) Окислительное (огневое) рафинирование ;

Основано на различии в сродстве к кислороду основного металла и примеси. Образующиеся при этом оксиды примесей всплывают на поверхность рафинируемого металла, образуя шлак.

2)Ликвационное рафинирование;

В основе этого процесса лежит принцип образования и разделения по плотности (ликвация) двух фаз, одна из которых является рафинируемым металлом. Примесь при этом должна концентрироваться в другой, нерастворимой в основном металле фазе. В зависимости от плотности она будет всплывать на поверхность или погружаться на дно расплава. Образование второй фазы является следствием снижения растворимости примеси в основном металле при снижении температуры. При ликвации одна из фаз обязательно должна быть жидкой, а вторая может быть как жидкой, так и твердой.

3)Сульфидирующее рафинирование ;

Используют для очистки металлов от примесей, обладающих повышенным сродством к сере. При этом также образуются две несмешивающиеся фазы, отделяющиеся друг от друга ликвацией.

4)Хлорное рафинирование;

Основано на различии сродства к хлору металла и примесей. Образовавшиеся хлориды примеси будут всплывать на поверхность металла или улетучиваться.

35.Основные реакции в системе производства меди. Особенности.

В данной системе осуществляются следующие реакции:

• диссоциации

2CuFeS₂ →Cu₂S + 2FeS + S – 78000 (1)

2CuFe₂S₃ → Cu₂S + 4FeS + S – 78000 (2)

FeS₂ → FeS + S – 52100 (3)

Fe₇S₈ →7 FeS + S – 52100 (4)

• окисления

2FeS + 3O₂ + SiO₂→ (FeO)₂SiO₂ + 2SO₂ + 966000 (5)

3FeS + 5O₂ → Fe₃O₄ + 3SO₂ + 17251000 (6)

Cu₂S + O₂ → 2Cu + SO₂ + 217400 (7)

2ZnS + 3O₂ → 2ZnO + 2SO₂ + 443000 (8)

2PbS + 3O₂ → 2PbO + 2SO₂ + 422400 (9)

S + O₂ → SO₂ + 297300 (10)

CaO + SiO₂→CaOSiO₂ + 90085 (11)

Требования к современному металлургическому процессу и его структура

Современные металлургические процессы получения цветных металлов и, тем более, процессы ближайшего будущего должны удовлетворять, по меньшей мере, следующим основным требованиям:

1)высокая удельная производительность применяемых аппаратов;

2)высокая степень извлечения всех ценных составляющих;

3)высокая степень комплексности использования сырья;

4)минимальные энергетические затраты за счет использования внешних источников тепловой энергии или электричества;

5)максимальное использование вторичных энергоресурсов;

6)обеспечение возможности комплексной механизации и автоматизации всех операций;

7)обеспечение возможности создания непрерывных, поточных, полностью автоматизированных

технологических линий получения металлов;

8)обеспечение безопасных и безвредных условий труда и охраны окружающей природы.

36.Окислительный обжиг в пирометаллургии меди. Механизм и реакции.

Целью окислительного обжига в пирометаллургии меди является частичное удаление серы и

перевод части сульфидов железа в форму оксидов, шлакуемых при последующей плавке.

Окислительный обжиг медных концентратов проводят при 750-900⁰С.

Процесс обжига состоит из следующих основных стадий:

1)нагрев и сушка шихты;

2)термическая диссоциация высших сульфидов;

3)воспламенение и горение сульфидов.

При взаимодействии кислорода с каким-либо сульфидом на поверхности его зерна образуется оксидная пленка. Скорость роста пленки оксидов будет зависеть от количества подводимого к реакционной поверхности кислорода и скорости его диффузионного проникновения внутрь окисляемой частицы.

37.Окислительный обжиг сульфидных концентратов в кипящем слое.

Сущность обжига в 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 исходного 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.

О бжиг в кипящем слое является самым высокопроизводительным процессом. Это обусловлено высокоразвитой удельной поверхностью контакта твердой и газообразной фаз. Окисление сульфидов в этих условиях идет очень интенсивно даже при небольшом избытке воздуха — всего 10—20 % сверх теоретически необходимого. При достаточно высокой герметизации печей это позволяет получать газы, содержащие до 12—14 % SО₂.

38.Плавка на штейн в отражательной печи. Основные реакции.

Основной целью плавки в отражательных печах, как и любого другого вида плавки медных концентратов на штейн, является расплавление шихты с получением двух жидких продуктов — штейна и шлака. При этом ставятся задачи как можно полнее перевести в штейн медь и ряд других ценных элементов, например благородных металлов, а пустую породу ошлаковать.

М еханизм 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. Продуктами отражательной плавки являются: 1)штейн; 2)шлак; 3)пыль и газы.

Отражательные печи, отличаясь достаточно высокойуниверсальностью, могут работать на шлаках практически любого состава. Содержание шлакообразующих компонентов в промышленных шлаках этого вида плавки может изменяться в широких пределах, %: 30—46 SiО₂; 32—46 FeO; до 15 СаО; до 12 А1₂О₃. Выход шлака по массе приблизительно превышает выход штейна в 1,1—1,5 раза. От количества получающегося шлака зависят потери с ними меди, а также расход топлива и флюсов Основные недостатки отражательной плавки:

1)самая низкая из всех плавильных процессов удельная производительность;

2)высокий расход углеродистого топлива для плавки сульфидных материалов, которые сами являются топливом; 3)низкий тепловой коэффициент полезного действия;4)невозможность регулирования состава получаемых штейнов;

5)трудности использования бедных серосодержащих газов, что приводит к загрязнению окружающей среды; 5) низкая степень комплексности использования сырья;высокий расход дорогостоящих огнеупоров.

39.Взвешенная плавка и плавка в расплаве. Характеристики основного технологического оборудования.

При сжигании сульфидов в факеле (во взвешенном состоянии) мелкий хорошо вы­сушенный концентрат вдувается в разогретое до высоких температур плавильное пространство вместе с кислородсо­держащим дутьем. Сульфидные частицы, находясь во взве­шенном состоянии, окисляются кислородом дутья и в зависимости от температуры частично или полностью расплавляются.

Образовавшиеся в факеле капли сульфидно-оксидного расплава падают на поверхность спокойной шлаковой ванны, где продолжаются основные физико-химические взаи­модействия и превращения, включая процессы шлако- и штейнообразования и отстаивания.

Кивцэтная плавка — сокращенное название очень сложного по своей структуре пирометаллургического процесса. Это название расшифровывается следующим образом: кислородно-взвешенная циклонно-электротермическая плавка. Процесс основан на сочетании принципов взвешенной и циклонной плавок и рационального использования техноло­гического кислорода и электроэнергии.

Стадии автогенных процессов, осуществляемых в расплавах :

1)плавление загруженной шихты 2)растворение компонен­тов шихты в первичном, хорошо перегретом сульфидно-оксидном расплаве 3)окисление сульфидов 4)процессы штейно- и шла­кообразования.

Среди автогенных процессов особое место занимает плавка в жидкой ванне (ПЖВ), разработанная в Москов­ском институте стали и сплавов под научным руководством профессора А. В. Ванюкова.

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.

Плавки в расплавах по методу «Норанда» (Канада)

Непрерывную плавку сухих медных концентратов по методу «Норанда» осуществляют в горизонтальном цилинд­рическом поворотном аппарате длиной 21,3 м и диаметром 5,18 м.

Плавки в расплавах по методу «Мицубиси» (Япония)

Процесс «Мицубиси» является непрерывной автогенной плавкой, предназначенной для прямого получения черно­вой меди. Все основные стадии технологии — плавку, кон­вертирование и обеднение шлаков проводят в трех отдель­ных стационарных печах овальной формы.

40.Два периода конвертирования медных штейнов. Химизм

Организационно процесс конвертирования медных штей­нов делится на два периода:

• первый период — набор суль­фидной массы

• второй период — получение черновой меди

Первый период конвертирования медных штей­нов

В основе его лежит процесс окисления суль­фидов железа и перевод образующихся при этом его окси­дов в шлак.

Основные реакции первого периода конвертирования:

2FeS + 3О₂ + SiО₂ = 2FeO∙SiО₂ + 2SО₂ + 1030290 кДж. (1)

2FeS + 3О₂ = 3FeO + SО₂ + 937340 кДж, (2)

2FeO + SiО₂ = 2FeO∙SiО₂ + 92950 кДж. (3)

6FeO + О₂ - 2Fe₃О₄ + 635560 кДж (4)

3Fe₃О₄ + FeS + 5SiО₂ = 5(2FeO∙ SiО₂) + SО₂ – 19930 кДж. (5)

Первый период процесса конвертирования носит цикли­ческий характер.

Продолжительность первого периода определяется в основном содержанием меди в штейне.

Второй период конвертирования медных штей­нов

Второй период — получение черновой меди за счет окис­ления ее сульфида по суммарной реакции:

Cu₂S+ О₂ = 2Cu +SO_{2 –}215000 кДж

41.Оборудование для конвертирования медных штейнов

Для конвертирования штейнов используют горизонталь­ные конвертеры.

Конвертер представляет собой железный сварной кожух с торцовыми днищами, футеро­ванный хромомагнезитовым кирпичом.

Горизонтальные конвертеры — аппараты периодического действия. Основными рабочими положениями конверте­ра в зависимости от угла его поворота вокруг горизонталь­ной оси являются:

1)заливка штейна 2)продувка штейна (фур­мы погружены в расплав) 3)слив шлака 4)слив черновой ме­ди

При использовании конвертеров с боковым отводом газов полностью устраняются подсосы воздуха и предотвраща­ется выброс газов в окружающую атмосферу.

42.Огневое рафинирование. Цель и технология. Оборудование.

При огневом рафиниро­вании из расплавленной меди стремятся максимально удалить:

1)Кислород 2)Серу 3)Железо 4)Никель 5)Цинк 6)Свинец 7)Мышьяк 8)Сурьму 9)Растворенные газы

Стадии огневого рафинирования меди :

1)под­готовка и загрузка печи, 2)плавление и разогрев меди (перегрев расплава), 3)окислительная обработка расплава, 4)съем шлака,

5)восста­новительная обработка (дразнение), 6)разливка готовой меди.

Подготовка рафинировочной печи сводится к ее осмот­ру, заделке изъянов в футеровке и заправке выпускной летки. Далее производят загрузку печи.

Расплавление твердой меди занимает до 10 ч. Использование жидкой меди и небольшого количества твердых материалов, значительно сокращют длительность этой стадии.

Стадия окислительной продувки меди начинается после разогрева ванны до температуры около 1200°С. Расплавленную медь окисляют возду­хом, который вдувают в ванну с помощью погружаемых в расплав стальных трубок, покры­тых снаружи огнеупорной обмазкой.

Дразнение можно производить свежесрубленной древе­синой (бревнами), мазутом или природным газом.

Протекают такие восстановительные реакции как:

Cu₂О + Н₂ = 2Cu + Н₂О

Cu₂О + СО = 2Cu + СО₂

4Cu₂О + СН₄ = 8Cu + СО₂ + 2Н₂О и т. д

Продолжительность периода дразнения достигает 2,5— 3 ч и определяется степенью насыщения продутой ранее меди кислородом.

Для разливки применяют изложницы, установленные на горизонтальных разливочных машинах карусельного типа. Разливка анодов из печи емкостью 200—250 т продол­жается до 5—6 ч.

43.Электролитическое рафинирование меди.

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 и серной кислоты с примесями и коллоидными добавками

Электролитическое рафинирование меди включает стадии:

1) электрохимическое растворение меди на аноде с от­рывом электронов и образованием катиона: Cu-2e → Cu²⁺;

2) перенос катиона через слой электролита к поверхности катода;

3) электрохимическое восстанов­ление катиона меди на катоде: Cu²⁺+2e → Cu;

4) внедрение образовавшегося атома меди в кристаллическую ре­шетку катода (рост катодного осад­ка).

Д ля количе­ственной оценки интенсивности про­цесса электролиза на практике поль­зуются величиной плотности тока (D), которая выражается отноше­нием силы тока (I) к единице по­верхности электрода (F):

D=I/F

44.Физико-химические основы обжига колчедана.

Обжиг колчедана - процесс соединения FeS₂ с кислородом, в результате чего получается газообразный сернистый газ и твердая окись железа (Fе₂Oз), называемая огарком.

При обжиге колчедана протекает несколько реакций:

1. FeS₂ → FeS + S

2. S + О₂ = SО₂

3. 4FeS + 7О₂ = 2Fe₂О₃ + 4SО₂

4. 4FeS₂ + 11О₂ = 2Fe₂О₃ + 8SО₂ + 815,2 ккал

5. FeS + 10Fe₂O₃=7Fe₃O₄ + SО₂

Выделение туманообразных примесей

Наиболее быстрое охлаждение обжигового газа происходит в первой промывной башне, где пары серной кислоты конденсируются в объеме в виде мелких взвешенных в газе капель, т. е. тумана.

Полное удаление тумана серной кислоты из газа до­стигается в мокрых электрофильтрах, которые распола­гаются за промывными башнями.

45. Схема контактного аппарата с кипящим слоем катализатора

В охлаждающих элементах могут циркулировать:

1)вода 2) воздух 3)холодный обжиговый газ.

Преимущества аппарата с кипящим слоем катализатора

1)Общая поверхность холодильников в кипящем слое значительно меньшая, чем в аппаратах с неподвиж­ным слоем катализатора.

2)В контактных аппаратах с псевдоожиженным слоем катализатора не требуется предварительного подогрева обжигового газа до температуры начала контактирования

3 ) Благодаря постоянной температуре по всему слою легко осуществляется автоматическое ре­гулирование температурного режима.

Недостатком установок со взвешенным слоем катали­затора является истирание и унос мелких его частиц с газом.

1- газораспределительная коробка; 2- колпачки;3- слой катализатора;

4- расши­ренная часть; 5- охлаждающие элементы;

45.Основы процесса окисления сернистого ангидрида на катализаторах.

Окисление сернистого ангидрида кислородом в при­сутствии твердого катализатора называют контактиро­ванием, так как этот процесс протекает при соприкос­новении (контактировании) газовой смеси с катализато­ром.

Степенью контактирования - отношением количества окислившегося сернистого ан­гидрида к первоначальному его количеству в газе, по­ступающем на контактирование . Она показывает, ка­кая доля сернистого ангидрида превратилась в серный.

Катализаторами, ускоряющими окисление сернистого ангидрида, являются:

1) металлическая платина 2) окислы ванадия 3) окислы хрома 4) окислы олова 5)окислы железа 6)окислы меди и др.

Изменение теоретического процента контактирования с изменением температуры для газа, содержащего 7% сернистого ангидрида и 11 % кислорода, показано в таблице.

Аппараты с не­подвижным слоем катализатора имеют ряд недостатков:

1 )в неподвижном слое можно использовать лишь сравни­тельно крупные гранулы или зерна катализатора не менее 4—6 мм в поперечнике

2)Применение более мелкого катализатора увеличивает гидравлическое сопротивление, что снижает их производительность.

3)В этих аппаратах происходит спекание и слеживание массы, которые возникают при перегреве, измельчении и засорении катализатора, что повышает гидравлическое сопротивление и понижает каталитическую активность.

Пятислойный контактный аппарат

1- термо­пары; 2- пятый слой; 3- четвертый слой;

4- теплообменники-смесители; 5- третий слой;

6- второй слой; 7- футеровка; 8- стальная решетка;

9- первый слой; 10- стальной корпус

46.Состав, свойства и характеристика портландцементного клинкера

Портландцемент - продукт тонкого измельчения клинкера, получаемого обжигом до спекания смеси известняка и глины, с небольшой добавкой гипса (для улучшения строительных свойств).

От ка­чества клинкера зависят свойства портландцемента — прочность и скорость ее нарастания, сопротивление действию агрессивных сред.

Гипс необходим для замедления сроков схватывания портландцемента (клинкер после затворения водой схватывается в течение нескольких минут). Количест­во гипса вводится с таким расчетом, чтобы общее содержание ангидрида серной кислоты SO₃ в портланд­цементе было 1,5 - 3,5% по весу.

Активные минеральные добавки повышают стойкость портландцемента в водных условиях. При твердении портландцемента происходит выделение гидрата окиси кальция Ca(OH)₂ в свободном состоянии. Это вещество, имея относи­тельно высокую растворимость, может вымываться из отвердев­шего цемента — цементного камня, понижая этим его прочность и долговечность в водных условиях (чтобы это избежать используют гидравлические добавки). Содержание активных минеральных добавок в обыкновенном портландцементе не должно превышать 15% по весу.

Интенсификаторы помола (уголь, сажа) добавляют для облегчения помола клинкера. Их содержание в цементе не должно превышать 1 % по весу.

Химический состав клинкера

Глина: SiO₂ – кремнезем Fe₂O₃ – окись железа Al₂O₃ – глинозем

Углекислый кальций CaCO₃: CaO CO₂

После обжига клинкера остаются основные минералы :

CaO – 60-67%, SiO₂ – 19-25%, Al₂O₃ – 4-8%, Fe₂O₃ – 2-6%.

Помимо основных могут присутствовать:

MgO, Na₂O, K₂O,SO₃, TiO₂, P₂O₅, Mn₂O₃.

Минералогический состав клинкера (95-98%)

трехкальциевый силикат (алит) — 3CaO•SiO₂ (C₃S) – 42-65%

двухкальциевый силикат (белит) —2CaO•SiO₂ (C₂S) – 15-50%

трехкальциевый алюминат — ЗСаО •Al₂O₃ (C₃A) – 2-15%

четырехкальциевый алюмоферрит — 4СаО •Al₂O₃•Fe₂O₃ (C₄AF) – 10-25%

Минералогический состав клинкера положен в основу разделения портландцементов на следующие виды:

1)высокоалитовый портландцемент, содержание в котором трехкальциевого силиката превышает 60%;2)алитовый портландцемент, содержащий трехкальциевого силиката 50—60 %;3)белитовый портландцемент, содержащий двухкальциевого силиката более 35%.

47.Модули клинкера и коэффициент насыщения.

Силикатный (кремнеземный) модуль (n)

1,7 < n < 3,5

Глиноземный (алюминатный) модуль (р)

1 < p < 2,5

Коэффициент насыщения (КН)

Задача расчета материального баланса технологического процесса:

на основе результатов химического анализа сырьевых смесей и заданного проектируемого состава клинкера установить массовое соотношение исходных сырьевых компонентов, которое обеспечивает получение клинкера требуемого состава (и свойств).

Упрощенная формула коэффициента насыщения:

Сущность большинства расчетов – определение максимального количества CaO

48.Химизм и кинетика технологических превращений в производстве клинкера

Качество клинкера и свойства цемента зависят от физических свойств и химического состава обжигаемой сырьевой смеси, вида и качества топлива, температуры и продолжительности обжига, а также от скорости охлаждения клинкера.

Вращающиеся печи — основной тепловой агрегат, как при мокром, так и при сухом способах производства клинкера; в них получают примерно 98,1 % клинкера от общего выпуска, 1,9 % клинкера обжигают в шахтных печах.

В зоне дегидратации протекает химическая реакция распада каолинита

Al₂O₃·2SiO₂·2H₂O→Al₂O₃+2SiO₂+2H₂O

Первой зоной периода новообразований является экзотермическая зона. Первая экзотермическая реакция - образование метакаолина из свободных аморфных окислов глинозема и кремнезема:

Al₂O₃+2SiO₂→Al₂O₃·2SiO₂

К первичным минералам, образующимся при температурах 950-1000 ᵒС, относится однокальциевый феррит (CaO∙Fe₂O₃) и однокальциевый алюминат (CaO ∙ Al₂O₃), которые с повышением температуры насыщаются известью и образуют соответственно четырехкальциевый алюмоферрит, иначе «браунмиллерит» (4CaO ∙ Al₂O₃ ∙ Fe₂O₃) и трехкальциевый алюминат (2CaO ∙ SiO₂).

49.Процессы клинкерообразования и тепловые эффекты.

Процессы, протекающие при обжиге клинкера

В обычных условиях известняк и глина инертны, но при нагревании они становятся активными и начинают взаимно проявлять реакционную способность.

Скорость химической реакции возрастает, если часть материалов расплавляется, образуя жидкую фазу. Такое частичное плавление назвается спекание, а материал — спекшимся.

Портландцементный клинкер обжигают до спекания, для более полного химического усвоения окиси кальция СаО кремнеземом SiO₂ и получения при этом трехкальциевого силиката 3CaO·SiO₂.

Количество жидкой фазы, образующейся при обжиге портландцемента в зоне спекания вращающейся печи, колеблется обычно в пределах от 15 до 30 %.

При быстром охлаждении жидкая фаза может застыть в виде стекла, а при медленном – полностью закристаллизоваться.

Факторы, влияющие на процесс клинкерообразования

1. Увеличение содержания в сырьевой смеси СаО

2. Повышение содержания в сырьевой смеси SiО₂

Оптимальное количество расплава в обжигаемой портландцементной сырьевой смеси составляет 25—30 %, при этом содержание минералов рекомендуется изменять в пределах от 20 до 25 %, а силикатный модуль от 1,5 до 2,5

3. Изменение величины глиноземистого модуля

При n смеси более 2,5 глиноземистый модуль рекомендуется понижать до единицы4. Тонкость измельчения сырьевой смеси

1)Особое внимание необходимо уделять тонкости измельчения кварца и известняка.2)Известняк рекомендуется размалывать до размера частиц менее 100 мкм.3)При обжиге смесей, приготовленных на основе глин, рекомендуется работать с возможно более низким силикатным модулем.

49.Процессы клинкерообразования и тепловые эффекты.

5. Использование минерализаторов

Минерализаторы - вещества, которые, будучи добавлены в небольшом количестве (0,1—1%) в сырьевую смесь, ускоряют реакции, протекающие при обжиге клинкера.

При производстве портландцементного клинкера в качестве минерализаторов используют:

• плавиковый шпат CaF₂ в количестве 0,5 % от массы сухого шлама или 1,06 % от массы клинкера;

• кремнефтористые соединения Na₂SiF₆, CaSiF₆, содержание которых в сырьевой смеси не должно превышать 0,5 %;

• гипс CaSO₄ — в количестве 0,6—0,8 %;

• SO₃ в сырьевой смеси;

• апатит, который следует добавлять не более 1 %.

Добавка минерализатора позволяет на 5—10 % повысить производительность вращающейся печи при одновременном снижении удельного расхода тепла на обжиг клинкера.

6. Скорость охлаждения клинкера

При быстром охлаждении клинкера, имеющего глиноземистый модуль р > 1,8, его состав характеризуется повышенным (на 5—10 %) содержанием C₃S. Клинкеры, у которых р колеблется в пределах 0,9—1,8, содержат практически одинаковое количество C₃S при различных режимах охлаждения. Если р < 0,9, то быстроохлажденные клинкеры характеризуются пониженным содержанием C₃S, чем медленноохлажденные. Количество двухкальциевого силиката изменяется в обратной последовательности.

В быстроохлажденных клинкерах практически отсутствуют кристаллические С₃А и C₄AF, они легче размалываются — производительность мельницы при их помоле возрастает на 20—25 %.

При медленном охлаждении клинкера в интервале температур 1300—1200 °С увеличивается содержание C₃S и появляются минералы С₃А и C₄AF. Дальнейшее медленное охлаждение от 1200 до 1000 °С может сопровождаться разложением C₃S, что уменьшает его количество и увеличивает содержание свободной СаО в клинкере.

Рекомендуется медленно охлаждать клинкер до температуры 1200 °С с последующим быстрым охлаждением до конечной температуры.

50.Технологические зоны и соответ¬ствующий им температурный уровень.

П о характеру процессов температурные зоны в печи называют:

I — до 200°С — испарения (сушка шлама);

II — 200—800°С — подогрева (дегидратации);

III — 800—1000° С — декарбонизации (кальцинирования);

IV — 1000—1300° С — экзотермических реакций;

V — 1300—1450—1300° С — спекания;

VI — 1300—1000° С — охлаждения

I - часть зоны оснащается цепными завесами с целью интенсификации процесса сушки. При нагревании шлам вначале разжижается, а затем загустевает и при потере значительного количества воды превращается в крупные комья. При дальнейшем нагревании комья распадаются на значительно более мелкие гранулы, которые выходят из цепной завесы влажностью до 12 %, а температурой около 90—100 °С.

II - происходит частичное или полное разложение глинистых минералов на свободные окислы SiO₂ и AI₂O₃, а также декарбонизация углекислого магния. В результате дегидратации и распада минералов глинистый компонент теряет пластичность и рассыпается в порошок.

III - возникают реакции между основным окислом СаО и кислотными окислами глинистого компонента SiO₂, Al₂O₃ и Fe₂O₃ с образованием основных соединений CaO·Fe₂O₃, СаО·Аl₂О₃ и CaO·SiO₂.

IV - однокальциевый силикат превращается в 2CaO·SiO₂ (C₂S); однокальциевый алюминат— в ЗСаО·Аl₂О₃ (С₃А); окись железа — в 4Са·Аl₂O₃·Fe₂O₃ (C₄AF) или 2CaO·Fe₂O₃. При температуре 1300 °С твердофазовые процессы образования минералов заканчиваются и материал к этому моменту состоит из образовавшихся соединений C₂S, С₃А, C₄AF, C₁₂A₇, C₂F, СаО, MgO.

V - за 25—30 мин обжига образуется C₃S - главная составная часть портландцементного клинкера.

VI - выделяются минералы С₃А, C₄AF, C₂S, MgO и в небольшом количестве C₃S, а часть жидкой фазы затвердевает в виде стекла.

51.Вращающиеся печи мокрого и сухого способов производства клинкера.

Вращающиеся печи — основной тепловой агрегат, как при мокром, так и при сухом способах производства клинкера; в них получают примерно 98,1 % клинкера от общего выпуска, 1,9 % клинкера обжигают в шахтных печах.

Физические свойства сырьевых смесей, приготовленных по сухому или мокрому способу, по мере их нагревания до определенных температур изменяются по-разному. После испарения воды в обоих видах сырьевых смесей при дальнейшем их нагревании протекают одни и те же химические реакции.

52.Сырьевые материалы и их подготовка для производства стекла.

Основными сырьевыми материалами, определяющими наличие необходимых оксидов в стекле (указаны в скобках), являются: кварцевые пески, песчаники, кварциты, жильный кварц, пылевидный кремнезем (основной оксид Si02); известняк и мел (СаО); доломит (СаО и MgO); пегматит, полевой шпат, полевошпатный концентрат, технический гидроксид алюминия (А120з, попутные оксиды Na20, К20, Si02); сода кальцинированная, сульфат натрия природный и химический (Na20), поташ (К20); борная кислота, бура (В20з); сурик (РЬО) и др.

Основное требование ко всем видам исходного сырья — отсутствие примесей и однородность по содержанию основного оксида. Допустимое содержание оксидов железа для оконного стекла и стеклоблоков 0,05 °/о, листового стекла повышенного качества — 0,03 %, увиолевого —0,015%. Для ускорения варки стекломассы в нее вводят стеклобой в количестве 20—40 %..

Подготовка сырьевых материалов включает сушку и очистку песка от посторонних примесей, дробление, сушку и помол карбонатных пород, их дозирование и смешение. Для этого применяют различные способы: промывку в гидромеханических классификаторах и классифицирующих конусах; оттирку пленок гидроксидов железа, обволакивающих зерна песка, при интенсивном перемешивании песочной пульпы в специальных мешалках и контактных чанах; флотационную обработку в специальных машинах, позволяющую очистить песок от железосодержащих примесей, а также тяжелых металлов и частично глинистых примесей; комбинированный спо-соб флотооттирки; магнитную сепарацию, а также способы химического обогащения песка различными химическими реагентами (щавелекислым натрием NaHC204 и др.). Последний способ обогащения является наиболее дорогостоящим, его применяют в основном для производства оптического стекла. Промывка песка является наименее эффективным способом его очистки, позволяющим снизить содержание примесей железа на 25—30 %. Наиболее эффективным способом является оттирка и флотооттирка, при которых удаляется до 80— 90 % примесей железа.

После обогащения песка при влажности свыше 4,5% его сушат в сушильных барабанах горячими газами с температурой 700 °С и просеивают на барабанных, вибрационных грохотах или грохотах ситобурат. Карбонатные породы дробят в щековых дробилках и сушат в сушильных барабанах при температуре не более 400°С. Мел, минуя операцию дробления, поступает на сушку, так как влажный мел забивает дробильные агрегаты. После сушки известковые породы подвергают тонкому помолу в шаровых мельницах или молотковых дробилках с последующим их просевом.

Для совместного помола и сушки карбонатных пород применяют шахтные (см. 2.8) или аэробильные мельницы .

54.Силикатообразование и стеклообразование.

Силикатообразование - эта стадия характеризуется тем, что к ее концу в шихте заканчиваются реакции между компонентами в твердом состоянии и образуются сложные силикатные соединения. Шихта превращается в пенистый непрозрачный расплав, пронизанный большим количеством пузырьков газа и частицами непрореагировавшей шихты. Протекает эта стадия для оконных стекол при температуре 800—900° С.

Компоненты шихты при прохождении этой стадии претерпевают ряд превращений: влага испаряется; гидраты, соли, перекиси разлагаются и теряют летучие соединения; кремнезем изменяет свое кристаллическое строение.

На этапе силикатообразования протекают химические реакции в твердой фазе между компонентами шихты, происходит разложение карбонатов и сульфатов, образуются силикаты и другие промежуточные соединения, появляется жидкая фаза за счет плавления эвтектических смесей и солей, удаляется большая часть газообразных продуктов реакций. К концу стадии, которая завершается при температуре 950 - 1150 С, шихта превращается в плотно-спекающуюся массу.

Стеклообразование - эта стадия характеризуется тем, что к ее концу все химические реакции в расплаве заканчиваются. В результате взаимодействия между гидратами, карбонатами, сульфатами образуются сложные силикаты; зерна кварца окончательно растворяются и переходят в расплавы; стекломасса становится относительно однородной и прозрачной, без непроваренных частиц шихты. Однако в стекломассе остается много пузырей. Для оконных стекол эта стадия завершается при температуре 1100—1200° С.

Скорость протекания процесса стеклообразования в 8—9 раз ниже скорости силикатообразования. На протекание процессов стеклообразования влияет температура, при которой происходит варка. Например, при повышении температуры на каждые 10° до 1450° С скорость стеклообразования увеличивается в среднем на 5%, при дальнейшем повышении температуры скорость стеклообразования увеличивается медленнее. Увеличению скорости протекания процессов стеклообразования способствует понижение давления над расплавом. Это происходит вследствие того, что газы, заключенные в расплаве, начинают выделяться интенсивнее, а это в свою очередь приводит к перемешиванию расплава.

На процесс стеклообразования влияет и изменение химического состава шихты. Так, увеличение содержания в расплаве щелочей повышает растворимость зерен песка, что также ускоряет процесс стеклообразования.

55.Осветление. Гомогенизация и студка стекломассы.

Сырьевые материалы, применяемые для получения стекла, и прежде всего, кварцевый песок, содержат примеси оксидов железа, что приводит к появлению в стекле желто-зеленоватых оттенков. Для предотвращения нежелательного оттенка стекломассу обесцвечивают. Для этого используют химические или физические способы обесцвечивания, основанные на нейтрализации действия красящих примесей за счет окрашивания стекла в дополнительные до белого цвета. Обесцвечивателями стекла являются оксиды никеля, кобальта, диоксид марганца (пиролюзит), селен, селенокислый натрий и др.

В качестве осветлителей стекломассы, способствующих удалению газовых включений и осветлению стекломассы, применяют триоксид мышьяка, селитру и аммонийные соли. Действие осветлителей основано на выделении большого количества газов или паров, способствующих интенсивному перемешиванию стекломассы и объединению мелких газовых пузырей в крупные, которые легче удаляются из стекломассы. Кроме того, выделяющийся при их разложении в процессе нагревания кислород переводит закисные соединения железа в окисные, которые легче поддаются обесцвечиванию.

Для того чтобы гомогенизировать стекломассу, ее нужно привести в движение; хотя из-за высокой вязко­сти стекломассе нельзя сообщить вихревое (турбулент­ное) движение, при котором перемешивание происхо­дит более активно и полно, тем не менее даже при свой­ственном стекломассе ламинарном течении пограничные пленки разнородных ячеек растягиваются в тончай­шие слои или нити с развитой поверхностью контакта. Вблизи этой поверхности облегчается взаимная диффу­зия контактирующих расплавов и уменьшаются разли­чия в их химическом составе. Такую гомогенизирующую работу выполняют потоки движущейся стекломассы, а также пузыри, поднимающиеся внутри расплава: они растягивают пограничные пленки ячеек, не разрывая их.

. Последней стадией подготовки стекломассы к выра­ботке является ее охлаждение (студка), которое начи­нают вести в конце стадий осветления и гомогенизации расплава. Так как полностью охлажденная стекломасса имеет слишком большую вязкость для того, чтобы ее можно было осветлить или гомогенизировать, то обе эти стадии должны завершиться в начале охлаждения. В этих целях охлаждение сначала ведут медленно до температуры стекломассы порядка 1300 °С, после чего скорость студки можно увеличить в любых доступных пределах.

На стадии охлаждения стекломасса должна приоб­рести температурную однородность в вырабатываемом объеме. Для этого в процессе студки температуру стек­ломассы понижают непрерывно и равномерно по объе­му без случайных местных перегревов или переохлаж­дения отдельных участков расплава. Механическое пе­ремешивание расплава, практикуемое для его химиче­ской гомогенизации, эффективно способствует и вырав­ниванию температуры стекломассы.

56.Пламенные ванные печи непрерывного действия.

Рис. 27. Ванная печь с электрическим обогревом: а — продольный разрез, б — план, в — поперечный разрез; 1 — варочная часть, 2— электроды, 3 — проток, 4 — выработочная часть, 5 — подвесной свод

Большее распространение, чем электрические, получили ванные печи с комбинированным пламенными электрическим обогревом. В газоэлектрических печах тепло для стекловарения образуется как за счет энергии сжигания газообразного топлива, так и за счет электрической энергии. Дополнительный электрообогрев печи повышает скорость провара шихты, ускоряет осветление стекломассы, уменьшает износ огнеупоров.

В малых и средних печах дополнительный обогрев используется различно. В малых печах дополнительный электрообогрев в основном интенсифицирует процесс осветления, поэтому главную группу электродов располагают в зоне максимальных температур, увеличивая варочную часть печи. Другую группу электродов устанавливают в пределах варочной части. Схема расположения электродов в проточной газоэлектрической печи показана на рис. 29. Электроды 1 вводят в бассейн печи вертикально через дно. В газоэлектрических печах средней производительности электроды размещают в варочной части и пропускают их через боковые стены на уровне 0,3—0,5 м глубины бассейна.

При комбинированном обогреве условия теплообмена в печи улучшаются, так как помимо излучения от газов и кладки печи шихта и стекломасса получают еще тепло излучением от электрополя, направленное вверх и поглощаемое верхним слоем стекломассы.

57.Теплообменные процессы в стекловаренной печи.

53.Химизм и кинетика технологических превращений, лимитирующие стадии Технологической процесс получения стекла складывается из 1) подготовки сырья, 2) варки стекла в стекловаренных печах и 3) изготовления изделий из стекла. Как и в производстве других силикатных материалов, подготовка сырья должна обеспечить получение стекла заданного состава и способствовать повышению скорости варки.

2Технологическая схема переработки железных руд

3Состав металлургического завода с полным производственным циклом

5Технологическая схема подготовки железных руд к доменной плавке

6Агломерат, его свойства и состав. Производство агломерата.

8Схема коксохимического производства. Продукты, состав и свойства

9Схема доменного производства

12Особенности прямого и косвенного восстановления. Расходы восстановителей

14Образование шлака и его свойства. Доменный (колошниковый) газ.

15Дутье. Воздухонагреватели и нагрев дутья.

16Припечная грануляция шлака, направления использования.

18Способы внедоменного (бескоксового) получения железа.

19Получение восстановительных газов.

20Примеры установок твердофазного и жидкофазного восстановления.

21Физико-химические основы процессов получения стали.

23Конвертерные процессы. Устройство кислородных конвертеров для верхней продувки.

24Охлаждение, очистка и использование конвертерных газов.

25Выплавка стали в мартеновских и электрических печах. Характеристики и особенности.

26Разливка в изложницы и непрерывная разливка стали.

27Нагревательные колодцы и методические печи.

28Основные минералы в медесодержащих рудах.

29Термодинамика, кинетика и механизм окисления сульфидов

30Структура теплотехнологического комплекса.

31Обогащение сульфидных медных руд.

32Барабанные сушилки для медного концентрата и методика их расчета

33Виды обжига в цветной металлургии.

34Разновидности рафинировочных плавок.

35Основные реакции в системе производства меди. Особенности.

36Окислительный обжиг в пирометаллургии меди. Механизм и реакции.

37Окислительный обжиг сульфидных концентратов в кипящем слое.

38Плавка на штейн в отражательной печи. Основные реакции.

39Взвешенная плавка и плавка в расплаве. Характеристики основного технологического оборудования.

40Два периода конвертирования медных штей¬нов. Химизм.

41Оборудование для конвертирования медных штейнов.

42Огневое рафинирование. Цель и технология. Оборудование.

43Электролитическое рафинирование меди.

44Физико-химические основы обжига колчедана.

45Основы процесса окисления сернистого ангидрида на катализаторах. Контактные аппараты.

46Состав, свойства и характеристика портландцементного клинкера.

47Модули клинкера и коэффициент насыщения.

48Химизм и кинетика технологических превращений в производстве клинкера

49Процессы клинкерообразования и тепловые эффекты.

50Технологические зоны и соответ¬ствующий им температурный уровень.

51Вращающиеся печи мокрого и сухого способов производства клинкера.

52Сырьевые материалы и их подготовка для производства стекла.

53Химизм и кинетика технологических превращений, лимитирующие стадии.

54Силикатообразование и стеклообразование.

55Гомогенизация и студка стекломассы.

56Пламенные ванные печи непрерывного действия.

57Теплообменные процессы в стекловаренной печи.