1.5. Переработка электролитного шлама

Переработку шлама обычно начинают с обезмеживания. Сначала от шлама отделяют крупную фракцию меди путем грохочения. Затем оставшуюся медь растворяют в серной кислоте по реакции (1.9) при температуре 80 °С и продувании воздуха в качестве окислителя.

По окончании процесса пульпу направляют на фильтрацию. Следующей операцией является извлечение селена и теллура.

Извлечение селена в раствор при переработке шлама основано на образовании растворимого в воде селената натрия. С этой целью к шламу добавляют соду в растворе, что обеспечивает хороший ее контакт со шламом.

Пульпу прокаливают в муфельных печах при 600–659 °С для образования водно-растворимого селената натрия по реакции

SeO₃ + Na₂CO₃ + 1,5O₂ = Na₂SeO₄ + CO₂ (1.10)

Образовавшийся при прокалке спек выщелачивают горячей водой, полученные растворы упаривают. Селенат натрия далее восстанавливают до селенита соляной кислотой, а из раствора осаждают селен сернистым ангидридом по реакции

Na₂SeO₃ + 2SO₂ + H₂O = Na₂SO₄ + H₂SO₂ + Se (1.11)

Кек после выщелачивания селена обрабатывают серной кислотой для растворения теллура. Полученный раствор теллуровой кислоты Н₂ТеO₄ подвергают такой же обработке, как и раствор селената натрия, и получают черновой теллур.

Теллур из шламов (после удаления из них селена) извлекают щелочным выщелачиванием или переводом его в содовый шлак при плавке шлама на золотосеребряный сплав.

Плавку шлама на золотосеребряный сплав проводят в сильно окисли-тельной атмосфере. Для полного окисления и перевода неблагородных при-месей в первичный силикатный шлак в шихту добавляют окислитель – селитру NaNO₂. Силикатный шлак в качестве оборотного материала направляют в анодные печи. Затем с целью извлечения теллура из сплава на поверхности последнего наводят содовый шлак. Очищенный от примесей золотосеребряный сплав (сплав Доре) направляют на аффинаж.

Способы совершенствования электролитического рафинирования меди

В настоящее время в технологии электролитического рафинирования меди наметились две тенденции: 1) дальнейшая интенсификация процесса и 2) дальнейшая механизация и автоматизация процесса, ведущая к повышению производительности труда.

Интенсификацию процесса электролитического рафинирования осуществляют путем повышения силы тока, проходящей через ванны. Повысить силу тока работающих ванн можно одним из двух способов или их сочетанием. Так, можно повысить силу тока, увеличив действующую поверхность катодов путем увеличения их числа и размеров в ванне. Например, на «Уралэлектромеди» (Верхняя Пышма), увеличив длину электродов на 10 см и понизив расстояние между центрами двух одноименных электродов с 110 до 101 мм, повысили производительность цеха на 26%. При этом понизился удельный расход электроэнергии и пара.

Другой способ интенсификации — повышение силы тока на ваннах за счет повышения плотности тока. Практически этот способ уже давно используют на заводах СССР. На протяжении последних 10 лет плотность тока возросла со 180 до 240-280 А/м². Это позволило повысить производительность действующих цехов без капитальных вложений на 30-40%. Тенденция интенсифицировать процесс путем повышения силы тока на ваннах путем увеличения размеров электродов, а также за счет повышения плотности тока наблюдается и на зарубежных заводах. На одном из заводов Японии испытывали процесс при плотности тока от 225 до 300 А/м².

Вторым путем интенсификации процесса является давно известный в гальванотехнике способ питания ванн реверсивным током. Применительно к рафинированию меди он разработан в Народной Республике Болгарии . Эффект реверсирования тока, при котором первый электрод сначала работает длительный период как катод, а затем короткий период как анод, а второй электрод длительный период работает как анод, а короткий период как катод, заключается в следующем: понижается и катодная, и анодная поляризация; может быть повышена анодная плотность тока без опасения возникновения солевой пассивности; на катоде осаждается более мелкокристаллический осадок, так как в период работы катода анодом не только прекращается рост кристаллов, но и происходит растворение образовавшихся неровностей.

Из других способов совершенствования процесса электролиза меди следует отметить механизацию и автоматизацию — они позволяют снижать удельный расход электроэнергии и трудовые затраты. К числу мероприятий, улучшающих работу цехов электролиза, следует отнести отливку анодов с разницей в массе, равной 1-2 кг. Такие аноды срабатываются более равномерно. Отпадает необходимость операции подсада.

Повышению выхода по току способствует также внедрение различных систем быстрого обнаружения коротких замыканий . Благодаря этому можно значительно сократить штат дежурных по цеху.

Значительное количество рабочих занято на матричном переделе — это бригады по наращиванию и сдирке основ, а также рабочие по приклепыванию ушек, нанесению ребер жесткости и заправке катодных штанг. Существенно сократить этот штат можно, если на титановых матрицах осаждать сразу товарные катоды. Большой интерес представляет получение катодов, пригодных для прокатки. Однако здесь встречаются трудности, которые пока еще не разрешены.

Разрабатываются способы получения тонкой медной фольги в ваннах барабанного типа с последующим доращиванием ее до нормальной толщины в ваннах другой конструкции. Лента должна поступать на автоматизированную линию заготовок и сборки катодных основ.

Испытываются и внедряются различные способы механизации процесса снятия основ с матриц. По одному из способов вакуумными присосками отрывается верхняя часть осадка, в образовавшуюся щель подается струя воздуха под давлением, отрывающая всю основу.

Важными направлениями дальнейшего развития электрохимических процессов в металлургии меди являются производство электролизом медного порошка и фольги.

Получение медных порошков основано на проведении электролиза при высокой плотности тока (до 2000 А/м²) и низком содержании меди в электролите ( 10-13 г/л). В этих условиях разряд ионов меди на катоде происходит с большими скоростями по сравнению со скоростью их поступления в прикатодное пространство и формирование компактного катодного осадка невозможно – получается порошкообразный осадок.

Электролитическую медную фольгу получают путем электрохимического осаждения меди на барабанном вращающем катоде. Электролит для получения фольги содержит 45 – 60 г/л Сu и 40 -60 г/л Н₂SO₄. Электролиз ведут при 35- 50 ͦ С с интенсивным перемешиванием электролита сжатым воздухом при плотности тока 1800-3000 А/м².

Совершенствование способа электрорафинирования меди можно достичь снижением удельного расхода электроэнергии на производство катодной меди и повышением ее качества, что связанно со снижением электросопротивления и повышением рассеивающей способности электролита, а также с обеспечением допустимого уровня суммы сульфат-ионов в нем. Указанные факторы обеспечиваются поддержанием концентрации кислоты на максимально возможном для любых концентраций меди уровне, характеризующемся отсутствием солевой пассивации анодов.

Впервые управление электросопротивлением электролита и факторами, определяющими электрохимическое растворение анодов и катодное осаждение меди, осуществляется путем поддержания концентрации кислоты в электролите в зависимости от концентраций меди и никеля по определенному алгоритму.

Состав электролита должен обладать низким электросопротивлением и обеспечивать необходимое качество катодной меди. Величина электросопротивления электролита имеет обратную зависимость от концентрации серной кислоты и прямую зависимость от концентрации меди.

Концентрация серной кислоты в электролите ограничивается допустимой суммой сульфат-ионов, что напрямую связано с концентрациями ионов меди.

Предельно допустимая концентрация сульфат-ионов является одним из определяющих факторов получения качественной меди и возникновения солевой пассивности анодов. В свою очередь, концентрация ионов меди в электролите должна быть достаточно высокой, так как является одним из факторов, регулирующих качество катодного осадка.

Повышение концентрации серной кислоты в электролите для электролитического рафинирования меди выше предлагаемых границ увеличивает сумму сульфат-ионов более допустимого уровня, что может привести к возникновению солевой пассивности анодов и снижению качества катодного осадка за счет образования дендритных наростов.

Понижение концентрации серной кислоты в электролите при электролитическом рафинировании меди ниже предлагаемых границ увеличивает удельный расход электроэнергии на производство катодной меди, обусловленный увеличением электросопротивления электролита, и может привести к снижению качества катодной меди, связанному с уменьшением рассеивающей способности электролита.

Безосновная технология электролитического рафинирования меди

ЗАО "Кыштымский медеэлектролитный завод" впервые в России освоил безосновную технология электролитического рафинирования меди. В основу технологии заложен процесс осаждения меди на матрицы из титана и нержавеющей стали. Промывка, сдирка катодов с матриц, их стопирование, взвешивание и обвязка пакетов производятся в автоматическом режиме на стрип-машине. В результате удалось достичь очень высокой чистоты катодной меди (среднее содержание меди в катодах - 99,997%).

Работа на повышенной плотности тока в цехах электролиза

Реконструкция систем шинопроводов и токоподводов, контроль химического состава электролита, его температуры и скорости циркуляции позволили на 10% увеличить производительность электролизных цехов не снижая качества продукции.

Оптимизация мощностей по производству медного купороса

В связи с ограничением сбыта медного купороса, специалистами предприятия были разработаны изменения технологических схем организации процесса электролиза, что позволило существенно уменьшить выпуск меди в виде купороса, отказаться от затратного производства дополнительного получения медных порошков из вторичного сырья и увеличить за счет этого выпуск катодной продукции, не ухудшая при этом качество электролита по лимитирующим примесям.

Оптимизация процесса электролитического рафинирования меди заключается в снижении энергозатрат и уменьшении образования кислых сточных вод.

Расчет процесса электролитического рафинирования меди

Исходные данные: производительность 200 тыс. тонн катодной меди в год.

Состав анодов, %: Сu – 99,3; Ni – 0,1; Fe – 0,01; O₂ – 0,2;

Sn – 0,0006; Pb – 0,08; Zn – 0,001; прочие. Выход анодного скрапа - 15%.

Принимаем следующее распределение меди и примесей (за вычетом скрапа) между раствором, шлаком и катодным осадком:

Cu Ni Fe O₂ Sn Zn Pb

В раствор 1,8 92 70 - - 60 8

В шлам 0,2 1 20 90 99 32 83

В катоды 98 7 10 10 1 8 9

С учетом принятого распределения рассчитываем материальный баланс. Расчет введем на 1000 кг анодов.

В 1000 кг анодов содержится 993 кг меди. Перешло меди в скрап:

993∙0,15=148,95 кг

Всего в раствор, на катоды и шлам перешло:

993 – 148,95=844,05 кг меди.

Тогда в шлам перешло 844,05∙0,002=1,68 кг меди, в раствор 844,05∙0,018=15,193 кг меди. На катод перешло 844,05−1,68−15,193=827,169 кг меди.

Аналогично рассчитываем распределение примесей. Результаты расчета сводим в табл. 1.1.

Таблица 1.1.

Материальный баланс электрорафинирования меди

Элементы	Количество Сu
	Поступило		Перешло
			в скрап		в шлам		в раствор		в катоды
	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%
Сu	993	99,3	148,95	14,895	1,688	0,1688	15,193	1,5193	827,169	82,7169
Ni	1	0,1	0,15	0,015	0,0085	0,00085	0,782	0,0782	0,0595	0,00595
Fe	0,1	0,01	0,015	0,0015	0,017	0,0017	0,0595	0,00595	0,0085	0,00085
O2	2	0,2	0,3	0,03	1,53	0,153	-	-	0,17	0,017
Sn	0,006	0,0006	0,0009	0,00009	0,005	0,0005	-	-	0,0001	0,00001
Zn	0,01	0,001	0,0015	0,00015	0,0027	0,00027	0,0051	0,00051	0,0007	0,00007
Pb	0,8	0,08	0,12	0,012	0,5644	0,05644	0,0544	0,00544	0,0612	0,00612
прочие	3,084	0,3084	0,4626	0,04626	0,912	0,0912	1,22	0,122	0,4894	0,04894
Итого	1000	100	150	15	4,727	0,4727	17,314	1,7314	827,958	82,7958

На 1000 кг катодной меди необходимо затратить 1:827,958=1,2077 т. анодов, с учетом анодного скрапа - 1,2077∙100/(100−15)=1,4208т.

При производительности 200 тыс. тонн катодной меди в год суточная производительность составит – 200000:365=548 т/сут.

Расчет основного оборудования

Расчет количества катодов и размеров электролизной ванны

Плотность тока принимаем равной 290 А/м². Тогда при силе тока 16200 А площадь катодной поверхности одной ванны составит: F=16200:290=56 м².

Размеры катодного полотна ,м , следующие: длина а_к=0,86, ширина b_к=0,96. Так как число катодов на один больше числа анодов, а крайние катоды работают только одной стороной, общая площадь катодов в ванне будет равна F=2аb(n−1).

Отсюда число катодов n_к= F/2аb+1=56/2∙0,86∙0,96+1=35

Число анодов будет равно n_а= 34

Ширина анода – 925 мм, длина – 830 мм.

При толщине анода 40 мм, толщине катода, вынимаемого из ванны 15 мм, расстояние между одноименными электродами по центру 100 мм и зазорах от внутренней поверхности ванны до поверхности крайних катодов, равных 200 мм, длина ванны составит

L=100(n_к−1)+200+200=3800 мм.

Ширину ванны определяем по длине катода и ширине зазоров между катодом и внутренней поверхностью ванны, равных 50∙2 мм ( это расстояние обычно применяется от 50 до 75 мм).

В= 960+100=1060 мм.

Глубина ванны при расстояниях от дна полотна катода 300 мм и от поверхности электролита до борта ванны 55 мм с учетом длины полотна катода (860 мм) будет равна

H=860+300+55=1215 мм.

Объем ванны равен

V=L∙B∙H=4,89 м³.

Ванна заполняется электролитом и электродами пимерно на 90% от своего объема. Следовательно, объем ванны, заполненный электродами и электролитами, равен V^/=4,89∙0,9=4,4 м³.

Объем электролита в ванне V_эл= V^/− V_а− V_к,

где V_а и V_к− соответственно объемы, заполненные анодами и катодами.

V_эл=4,4−35∙0,86∙0,96∙0,015−34∙0,925∙0,83∙0,04=2,92 м³.

Расчет количества ванн

Количества ванн, необходимых для производства 200 тыс.т катодной меди в год, находим по формуле:

Р=N_р∙I∙365∙24∙M∙1,186∙A,

Р – производительность проектируемого цеха, тыс.т в год; N_р – число ванн; 365 – число календарных суток; 24 – время, ч; 1,186 – электрохимический эквивалент меди, г/(А∙ч); А – выход по металлу, 0,96; М – машинное время работы ванн, 0,92; I – сила тока, 16200 А.

N_p = 200000∙10⁶/ (16200∙24∙0,92∙0,96∙1,186∙ 365) = 1345.

В цехе устанавливается 42 серии, каждая серия состоит из 32 ванн.

Расчет напряжения на ванне

Рассчитаем сопротивление электролита следующего состава (г/л):

Cu - 50; H₂SO₄ - 110; Ni - 25; Fe - 1; Zn- 5. Остальные примеси не учитываем.

Расчет введем по методу Сковронского. Удельное сопротивление электролита рассчитаем по формуле

ρ=к∙1,364 + 0,00942∙C_Cu + 00942∙С_Ni∙A_Cu/A_Ni + 0,00942∙C_Fe∙A_Cu/A_Fe +

+ 0,00942∙C_As∙A_Cu/A_As,

где к – коэффициент, получающийся в результате деления удельного сопротивления раствора H₂SO₄ заданной концентрации на удельное сопротивление раствора серной кислоты концентрации 150 г/л; к= 1,287; с –концентрация металлов, г/л; А- атомные веса металлов.

ρ=1,287∙1,364 + 0,00942(50 + 25∙63,55/58,71 +1∙63,55/55,85 + 5∙63,55/65,37) = =2,54 Ом.

При 60 º С

ρ=2,54 - 0,0065(t - 55) = 2,5075 Ом/см³.

При выходе анодных остатков 15 % и стартовой толщине анодов 40 мм толщина анодных остатков составит: 40∙0,15 = 6 мм.

При толщине катодной основы 1 мм максимальное расстояние между электродами будет равно: (100 - 6 -1)/2 = 46,5 мм = 4,65 см.

Площадь среднего сечения электролита между анодом и катодом, по которому протекает электрический ток, равна:

(а_к ∙b_k + а_а∙ b_a)/ 2 = (0,86∙ 0,96 + 0,83∙ 0,925)/ 2 = 0,7967 м².

В ванне 34 анода и 35 катодов, следовательно, число межэлектрод­ных промежутков равно 68. Тогда общее сечение электролита, по которому протекает электрический ток, составляет: 0,7967∙ 68 = 54,1756 м² .

При межэлектродном расстоянии l = 46,5 мм сопротивление элек­тролита составит: R_эл= p∙l/s = 2,5075∙4,65/(54,1756∙10⁴) = 2,152∙10^-5 Ом.

Сопротивление шлама составляет в среднем 10-15 % от общего сопротивления шлама и электролита. Принимаем 15 %, тогда сопротивление составит: R_шл = R_эл 15/85 = 2,152∙10^-5∙ 15/85 = 0, 379∙10^-5Ом.

При силе тока на ванне, равном 16200 А, через каждый катод и ка­тодную штангу протекает: 16200/35 = 463 А.

Принимаем допустимую токовую нагрузку на 1 мм поперечного

сечения штанги равной 2 А/мм ². Тогда поперечное сечение штанги будет равно 463/ 2 = 232 мм².

Длина штанги - 1200 мм. Сопротивление штанги при t = 15 °С может быть определено по соотношению: R ¹⁵_шт = р ¹⁵* l/s, где р ¹⁵ - удельное сопротивление меди при t = 15 °С; р¹⁵ = 0,0175 Ом*мм² /м.

Подставляя численные значения, получим:

R¹⁵_шт = 0, 0175∙ 1,2/232 = 0, 91∙10^-4 Ом.

Температуру штанги, находящейся над горячим электролитом под токовой нагрузкой, принимаем равной 45 °С. Тогда сопротивление штан­ги определяем по формуле:

R⁴⁵_шт=R¹⁵_шт[l+α(t-15)] = 0,91∙10^-4[1 + 0,004(45 - 15)] = 1,02∙10^-4 Ом,

здесь α- температурный коэффициент удельного сопротивления меди, α = 0,004 Ом/град.

Сопротивление 35 штанг: R_шт= 1,02 ∙10^-4/35 = 0,29 10^-5 Ом.

Принимаем сопротивление контакта анод-катодная штанга рав­ным 7,56∙10^-5 Ом, тогда сопротивление контактных групп всей ванны со­ставит: 7,56∙10^-5 :35 = 0,22 10^-5 Ом.

Сумма анодной и катодной поляризаций принимается равной 0,04 В. Тогда сопротивление ЭДС поляризации будет равно: 0,04/16200 = 0,25 10^-5

Таким образом, общее сопротивление средней ванны в блоке складывается из следующих значений сопротивлений, Ом:

Электролита - 2,152 ∙10^-5 Ом

Шлама - 0,379∙10^-5 Ом

катодных штанг - 0,29∙10^-5 Ом

контактов – 0,22∙10 ^-5 Ом

ЭДС поляризации - 0,25∙10^-5 Ом

и в сумме составит - 3,291∙10^-5Ом

Краевые ванны имеют большее сопротивление. Поперечное сечение шины принимаем равным 22400 мм ², длина шины - 4140 мм. Тогда, подставляя численные значе­ния, получим:

R⁴⁵_ш = 0,0175[1 + α(t- 15)] l/s = 0,0175(1 + 0,004∙30)4,14/22400 = 0,36 ∙10^-5 Ом.

Следовательно, сопротивление краевой ванны составит:

3,291∙10^-5 + 0,36∙10^-5= 3,651∙10^-5 Ом

В соответствии со значениями сопротивления отдельных элемен­тов ванны и силы тока составляем ее электрический баланс (таблица 1.2)

Таблица 1.2

Электрический баланс ванны

Элементы сопротивления ванны	Падение напряжения
	В	% от общего
Электролит Шлам Катодные штанги Контакты ЭДС поляризации	0,348	65,4
	0,061	11,5
	0,046	8,7
	0,036	6,7
	0,041	7,7
Итого	0,532	100

Расход электроэнергии на тонну катодной меди составит:

W = 0,592∙10³/ (1,186∙0,96) = 520 кВт∙ч

Расчет количества катодов

При размерах анода, равных 925x830x40 мм, его масса составит: 0,925∙ 0,830∙ 0,04∙ 8,5 = 0,261 т (8,5 т/м³ - плотность меди).

По материальному балансу на катоды перейдет из анодов 82,7169 % меди или 261∙0,827169 = 216 кг.

Тогда при производстве 200000 т катодной меди в год необходимо переработать анодов: 200000/ 0,21589= 92592 шт.

При плотности тока, равной 290 А/м² и выходе по току 96 %, на катоде в сутки отложится меди:

1,186∙0,96∙ 24∙ 290∙ 2∙0,86 ∙ 0,96 = 13085 г = 13,085 кг.

Продолжительность растворения анода составляет:

216:13,085 =16,499 = 16,5 сут.

При соотношении срока растворения анода к сроку наращивания катода 3:1 количество произведенных катодов в год составит:

925920∙3 = 2777760 шт. (или 2777760/(365∙ 24) = 318 катодов в час) при средней массе 216/3=72 кг.

Матричные серии ванн должны в сутки выдавать 318∙24 = 7632 шт. основ, и примерно 10 % от этого количества основ затрачивается на из­готовление ушков и покрытие брака.

Количество матричных ванн в цехе определяется по формуле:

1,1N_p∙n_k^T∙t^T_k

Х=

2n^M_k∙t^T_k+ 1,1n^T_k∙t^M_k,

где N_p - общее количество ванн в цехе; n_k^T, n^M_k - количество катодов в товарной и матричной ваннах соответственно; t^T_k,, t^M_k -сроки наращивания катода и основы в товарной и матричной ваннах.

Подставляя численные значения, получим:

1,1∙1345∙35∙1

Х= 2∙34∙5,3+1,1∙35∙1 = 130

Так как серия состоит из 32 ванн, то в цехе должно быть установ­лено 4 серии. Приняв плотность тока на матричном переделе равной 270 А/м² , размеры катодного полотна 0,86 ∙0,96 м, выход по току 96 %, рассчитаем массу и толщину катодной основы.

Масса основы равна:

0,86∙0,96∙1,186∙0,96∙270∙24

1000 = 6,09 кг.

Масса основы с учетом ушков должна быть увеличена на 6 %, т.е. до 6,5 кг. Тогда толщина основы составит: 6500/(86 ∙96∙ 8,5) = 0,093 см ≈ 1 мм.

Определение ведущей примеси и объема электролита, выводимого в купоросный цех

В катоды переходит 82,7169 % меди и 0,0789% примесей. Тогда ежесуточно во всех ваннах растворяется меди: 548/0,827169 = 662,5 т.

Следовательно, в сутки при растворении анодной меди в раствор перейдет следующее количество примесей:

никеля - 0,001∙ 662500∙0,92 = 609,5 кг;

железа - 0,0001∙662500∙ 0,7 = 46,375 кг;

цинк - 0,00001∙662500∙ 0,6 = 3,975кг.

Общий объем электролита в ванне 2,92 м³ . Полный объем элек­тролита в цехе рассчитывают по формуле:

V_ц=1,2∙V_эл ∙N_р,

где 1,2 - коэффициент запаса; V_эл- объем электролита в ванне; N_р- ко­личество ванн в цехе. Подставив численные значения, получим:

V_ц= 1,2∙ 2,92∙ 1345 = 4712,88 м³.

Предельное содержание примесей в электролите, г/л, примем рав­ным: никеля - 15, железа - 2, цинка - 50.

Электролит обогатится до предельного содержания за следующее время: по никелю за (4712,88∙ 15)/609,5 = 116 сут; по железу за (4712,88∙2)/46,375 = =203 сут; по цинку за (4712,88 ∙50)/3,975 =59281 сут.

Следовательно, ведущей примесью является никель, содержание которого в электролите достигает предельного значения за 116 сут. Для поддержания концентрации в электролите никеля и других примесей на допустимом уровне следует ежесуточно выводить из циркуляции и на­правлять в купоросный цех определенное количество электролита. Най­дем его объем.

Из анодов переходит в электролит никеля 609,5 кг/ сут. Следова­тельно, ежесуточно в купоросный цех необходимо выводить электролита:

609500:15 = 40633 л ( 41м³ ).

В купоросном цехе электролит перерабатывается с получением катодной меди, медного и никелевого купороса.

Определение числа ванн регенерации

При электролитическом рафинировании медь в раствор электро­лита переходит как электрохимическим путем, так и в результате хими­ческого взаимодействия по реакции:

Сu + O₂ + Н₂SО₄ = СuSО₄ + Н₂О (1.12)

Вследствие коррозии анодов в электролит переходит дополни­тельно 2-3 % меди. Принимаем, что химическим путем растворяется 2,1% меди ано­дов. При производительности цеха 548 т/сут катодной меди электро­химически растворяется 662,5 т/сут анодной меди. При этом за счет кор­розии в раствор перейдет: 662,5∙ 0,021 = 13,91 т меди.

С электролитом в купоросный цех выводится меди 50∙41=2050 кг/сут.

Таким образом, в ваннах регенерации из электролита необходимо удалять меди 13,91 – 2,05 = 11,86 т/сут.

При производительности ванны регенерации, равной производи­тельности товарной ванны (548:1345 = 0,407 т/сут меди), количество ванн регенерации должно равняться 11,86/0,407 = 29 шт.

Тепловой баланс ванны

Приход тепла

Учитываем только тепло, которое непосредствен­но идет на нагревание электролита и электродов. Греющее сопротивление ванны слагается из сопротивления элек­тролита, шлама и ЭДС поляризации. Приход тепла за 1 ч может быть определен по формуле:

0,239∙I ²∙R_гр∙3600

Q_пр = ∙4,184,

1000

где R_гр= R_эл + R_шл + R_эдс, здесь R_эл - сопротивление электролита; R_шл - сопротивление шлама; R_эдс - сопротивление ЭДС поляризации. Под­ставляя численные значения, получим:

R_гр = 2,152∙10^-5 + 0,379∙10^-5 + 0,25∙10^-5 = 2,781∙10^-5 Ом

0,239∙16200² ∙2,781∙10^-5∙3600

Q_пр = ∙4,184 = 26273 кДж/ч

1000

Расход тепла ванной слагается из тепла, затрачиваемого на испа­рение воды из электролита, на потери, связанные с лучеиспусканием и конвекцией, теплопроводностью стенок и дна ванны.

Потери тепла с испаряющейся водой

Площадь дна ванны составляет: 4,14∙1,06 = 4,39 м².

Часть этой площади составляет поверхность электролита, другая часть занята анодами и катодами.

Вычислим площадь зеркала, занимаемую 35 катодами шириной 960 мм и толщиной 1 мм (35∙0,96∙0,001 = 0,034 м² ), 34 анодами шири­ной 925 мм и толщиной 40 мм (34∙ 0,925∙0,04 = 1,26 м²).

Следовательно, свободная поверхность (зеркало) электролита со­ставит:

4,39 - (0,034 + 1,26) = 3,096 м² ≈3,1 м².

Количество испаряющейся воды с 1 м зеркала ванн за 1 ч в зави­симости от температуры электролита приведено в табл. 3. При температуре, равной 60 °С, с каждого 1 м зеркала электролита испаряется во­ды 4,18 кг/ч, а со всей поверхности ванны: 4,18/ 3,1 = 12,958 кг/ч.

Таблица 1.3

Зависимость количества испаряющейся воды от температуры

Температура, º С	30	35	47	48	51	54	56	60	67	70
Количество испаряющейся воды с 1м2 зеркала ванны за 1 ч,кг	0,4	0,65	1,4	1,8	1,95	2,25	2,7	4,18	5,95	7,5

Таблица 1.4

Значения теплоты парообразования воды при различных температурах электролита

Температура, º С	55	56	57	58	59	60	61	62	63	64	65
Теплота парообразования кДж/кг	2369	2366	2364	2361	2359	2356	2354	2351	2349	2346	2344

Теплота парообразования воды при температуре 60 °С составляет 2356 кДж/кг. Каждая ванна за счет испарения воды за 1 ч теряет сле­дующее количество тепла: Q_исп = 2356∙12,958 = 30529 кДж.

Потери тепла зеркалом электролита

Тепло теряется лучеис­пусканием и конвекцией. Определим величину этих потерь, используя уравнение Фурье:

Q_изл = kF(t₁ –t₂),

где k – коэффициент теплоотдачи, определяемый по уравнению Стефана-Болъцмана:

( T₁ )⁴ ( T₂ )⁴

100 - 100

k= α_луч+α_конв = 4,184 (C T₁-T₂+ 2,2*⁴√ t₁-t₂ ) ,

здесь С - коэффициент, равный 3,2 для зеркала электролита; Т₁ и Т₂- со­ответственно, температуры электролита и окружающего воздуха, К.

Примем температуру воздуха в цех t₂ равной 20 °С.

(333/100)⁴ – (283/100)⁴

к = 4,184∙(3,2∙ 333-293 + 2,2 ⁴√ 60-20 )= 39,64 кДж/м²∙ч∙град

Q_изл =39,64∙3,1∙40 = 4915 кДж/ч

Потери тепла железобетонной поверхностью ванны

Величи­на этих потерь также определяется по уравнению Фурье:

Q_ст = кF(t₁ – t₂)

Температуру наружных стенок ванны принимаем равной 35 °С, температуру воздуха в цехе - 20 °С, коэффициент С для железобетона - 4,0. Тогда коэффициент теплоотдачи к = 34,85 кДж/(м²∙ч∙град).

Зная габариты ванны, определим величину внешней поверхности торцевых и боковых стен и дна ванны.

Величина поверхности торцевых стен:

S_Т = 2(1060∙ 1215)/10⁶ = 2,58 м².

Величина поверхности боковых стен:

S_б= 2(4140∙1215)/10⁶ = 10,06 м²

Величина поверхности дна:

S_д = 4140∙1060/10⁶ = 4,39 м²

Потери тепла торцевыми стенами:

Q_ст = 34,85∙2,58(35 - 20) = 1349 кДж/ч

боковыми стенами:

Q_б= 34,85∙10,06∙15= 5259 кДж/ч

дном:

Q_д = 34,85∙4,39∙15 = 2295 кДж/ч

Потери тепла дном и стенами ванны:

Q_cт =1349 + 5258 + 2295= 8903 кДж/ч

Q_расх= Q_изл +Q_исп+Q_ст=30529+4915+8903=44347 кДж/ч.

Недостаток тепла, который должен быть компенсирован подогре­вом электролита паром в теплообменнике, определяют разностью:

Q_расх - Q_прих = 44347 – 26273 = 18074 кДж/ч,

для всех ванн он равен:

18074∙1345 = 24309530 кДж/ч ~ 24,3∙10⁶

При нахождении расхода пара на подогрев электролита необходи­мо учесть потери тепла в трубопроводах при циркуляции электролита. Для этого сначала рассчитаем количество электролита, протекающего по всем трубопроводам цеха за 1 ч при скорости циркуляции 20 л/ мин. При объеме

электролита в ванне, равном 2,92 м , и принятой скорости циркуляции пол­ная смена электролита в ванне произойдет за: (2,92∙1000)/(20∙60) = 2,5 ч.

Суммарный объем электролита в ваннах равен 2,92∙1345 = 3927 м³ .

Тогда за 1 ч по трубопроводам цеха должно протекать 3927/2,5 = 1570,8 м³

электролита.

Принимаем, что снижение температуры электролита в трубопро­водах на участке от ванны до подогревателя и обратно равно 1 °С. Плотность электролита принимаем равной 1,27 г/см, а удельную теплоем­кость - 3,43 Дж/(г °С). Тогда потеря тепла за 1 ч в трубопроводах цеха равна:

1570,8∙1,27∙3,43∙2 = 13,68∙10⁶ кДж/ч.

Таким образом, общее количество тепла, которое необходимо пе­редать электролиту в теплообменнике, составит:

24,3∙10⁶ + 13,68∙10⁶ = 37,9∙10⁶ кДж/ч.

Расчет теплообменника

Принимаем, что для подогрева электролита применяются змеевиковые

теплообменники, одновременно являющиеся напорными баками в системе циркуляции раствора.

Змеевик теплообменника спиральный, сделан из свинца. Теплоноситель - водяной пар с давлением 2,6 кг/см² , температурой 128 °С, плотностью 1,405∙10³ г/см³ , теплосодержанием 2719 кДж/кг.

При температуре конденсата, вытекающего из теплообменника, 90 °С 1 кг пара отдает электролиту тепла:

2719 -1∙90 ∙4,184 = 2342 кДж.

Рассчитаем необходимое количество пара для подогрева всего электролита в цехе в течение часа:

37,9 ∙10⁶/2342 = 16182 кг ≈ 16,2 т/ч

В сутки расход пара составит: 16,2∙24 = 388,8 т, а на 1 т катодной ме­ди: 388,8/548 = 0,709 т.

Количество тепла, которое передается от пара к электролиту в теплообменнике на участке конденсации пара за 1 ч:

Q₁= 16182 (2342 – (1∙1∙100∙4,184)) = 31,1∙10⁶ кДж/ч

Поверхность змеевика на участке конденсации пара определяют по формуле:

F₁= Q₁/k₁(t₁ – t₂),

где (t₁ – t₂) - средняя разность температур конденсата и электролита; k₁-коэффициент теплопередачи на участке охлаждения конденсата. Прини­маем t₁ = 100 ⁰С, t₂ = 59 ⁰C

Коэффициент теплопередачи рассчитываем по формуле:

k₁ = 1/(1/α₁ + 1/α₂ + δ/λ),

здесь α₁ - коэффициент теплопередачи от пара к стенке змеевика, равный 4,184∙10⁴ кДж/(м²∙ч∙град); α₂ - коэффициент теплопередачи от

стенки змеевика к электролиту, равный 4,184∙10³ кДж/(м²∙ч∙град); δ - толщина стенки змеевика, равная 4 мм; λ - коэффициент теплопроводности свинца, равный 125,5.

При найденном значении коэффициента теплопередачи k₁= 3404 кДж/(м²∙ч∙град), величина поверхности змеевика составит:

F₁= 31,1∙10⁶/(3404∙(100 - 59) = 222 м².

Площадь поверхности змеевика на участке охлаждения конденсата до 90 °С определяют по формуле:

F₂=Q₂/k₂∙(t₁ – t₂)

Количество тепла, теряемое конденсатом на этом участке:

Q₂ = 37,9 ∙10⁶ – 31,1∙10⁶ = 6,8∙10⁶ кДж

Коэффициент теплопередачи: k₂ = 1/(1/α₁ + 1/α₂ + δ/λ),

где α₁ = 8,368∙10 кДж/(м²∙ч∙ град).

Остальные величины в этом выраже­нии имеют те же значения, что и при определении k₁. Тогда после подстановки найдем k₂ = 2574 кДж/(м²∙ ч∙град).

Определим среднюю величину разности температур:

t₁ - t₂ =((100 - 59) + (90 - 59)) = 36 °С.

После подстановки численных значений, получим:

F₂ = 6,8∙10⁶/(2574∙36) = 73,38 м²

Тогда площадь общей поверхности змеевика составит:

F₁ + F₂= 222 + 73,38= 295,38 м².

В цехе 42 серии разделены на 7 циркуляции (по 6 серий в каждой циркуляции). Следовательно, в цехе должно быть 7 теплообменников.

Площадь поверхности змеевика в каждом теплообменнике будет равна:

295,38/7 = 42 м²

За 1 ч через каждый работающий теплообменник пройдет пара:

16200/7 = 2314 кг.

Пар массой 1 кг занимает объем 1/1,415 = 0,706 м³. Тогда объем пара, поступающего в подогреватель в 1 с составит: 2314∙0,706/3600 = 0,45 м³

При скорости пара на входе в змеевик теплообменника, равной

300 м/с, площадь поперечного сечения змеевика: f = 0,45/300 = 0,015 м²

При круглом сечении змеевика его внутренний диаметр составит:

d_вн = √0,015∙4/3,14 = 0,138 м=13,8 см=138мм.

Определим наружный диаметр змеевика при толщине стенки 4 мм:

d_нар = 138 + 2∙4= 146 мм

Длина змеевика: L = F/(π∙d_нар) = 42/(3,14∙0,146) = 90,37 м

Примем диаметр витков змеевика равным 2 м, тогда число витков:

n = 90,37/(3,14∙2) = 15

Расстояние между наружными стенками соседних витков примем равным 40 мм, тогда высота змеевика: Н = 15∙146+15∙40 = 2790 мм.

Список литературы

1. Производство цветных металлов. – 2-е издание – М.: Интермет Инжиниринг, 2004. – 442с.: ил. Уткин. Н.И.

2. Металлургия тяжелых цветных металлов.: электрон. учеб. пособие / Н. В. Марченко, Е. П. Вершинина, Э. М. Гильдебрандт. – Электрон. дан. – Красноярск: ИПК СФУ, 2009.

3. Баймаков Ю.В., Журин А.И. Электролиз в гидрометаллургии. - М.: Металлургия, 1977.

4. Совершенствование технологии электрорафинирования меди. т.1, Отчет, рег. №70061954. Норильск, 1976.

5. Бледнов Б.П., Дульнева В.Е. Расчеты по металлургии меди и никеля. Учебное пособие / ГУЦМиЗ. – Красноярск,2004.

6. http://rmk-group.ru. «Русская медная компания».

33