Добавил:
Upload Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:
КУНИ ВАЖНОЕ.БИЛЕТЫ.docx
Скачиваний:
26
Добавлен:
07.07.2019
Размер:
108.79 Кб
Скачать

Билет №1

1. При проектировании завода по переработке флотационного медного концентрата, содержащего 20% Cu и 30% S? Решался вопрос, какому из процессов: автогенной шахтной плавке или процессу «Норанда» следует отдать предпочтение? Сравните достоинства и недостатки этих процессов.

Шахтная плавка (автогенная-пиритная)

1)перерабатывается только кусковый материал не меньше 10мм

2)высокая степень десульфуризации 85-95%

3)невозможно перерабатывать мелкую шихту

4)самый высокий уровень КПД ή тепл. = 90%

5)для автогенного прохождения этой плавки необходимо содержание серы не менее 38-42% от концентрата а у нас все го лишь 30% серы т.е недостаточно серы

Производительность = 30-40 тонн/м2 в сутки.

а)ограниченность запасов пиритных руд, пригодных для осуществления процесса

б)трудность управления технологическим процессом и малый срок службы печей(не более 1 месяца)

в)невозможность использования технологических сернистых газов, вследствие их разбавления подсосом воздуха на колошнике.

Расход кокса = 2-2,5% шихты. Шлаки содержат 60-65% (FeO + Fe3O4).Крупность шихты 40-50мм

«Норанда»

1)работают на мало обогащенном дутье и поэтому содержание SO2 = 6-8%

2)пылевынос = 5-10%, из-за большого объёма дутья

3)расход топлива около 5-10% шихты

4)шлаки содержат 20-25% Fe3O4 для удлинения срока службы футеровки

5)малый срок эксплуатации агрегатов = 180-200 суток

6)производительность доходит до 10 тонн/м2 в сутки

7)Большие размеры

8)Малая степень отгонки ценных элементов (Pb,Zn,редк.)

Важное достоинство – использование теплоты горения сульфидов, следовательно и снижается расход топлива, капитальных затрат и затрат на рабочую силу.

Следует отдать предпочтение методу норанда т.к в шахтной плавке невозможно перерабатывать мелкую шихту. Кроме этого надо отметит что метод норанда появился сравнительно не давно чем шахтная плавка что является самим историческим методом плавки медных руд. Когда разрабатывали шахтную печь еще не было известно про флотационные методы обогащения . А у нас концентрат флотационный.

2. От каких основных примесей проводят очистку никелевого электролита (анолита)? От чего зависит последовательность удаления примесей из анолита? Химизм процессов очистки.

Очистка анолита сводится к осуществлению трёх основных операций: очистки от Fe, Cu, Co и при необходимости очистки от органических примесей т.к именно эти примеси являются причиной появления пор(пузырьков) в катоде

Существует 3 технологии очистки анолита

1)последовательная очистка от Fe,Cu и Co

2)очистка от Cu последующей совместной очисткой от Fe и Co

3)очистка от Fe последующей совместной очисткой от Co и Cu

Какой технологией очищать анолит зависит от содержания примесей в анолите. Но самый распространенный это первый метод где можно получить цементную медь что отправляется в мед заводы и кобальтовый концентрат для производстваCo

Химизм процессов очистки:

FeSO4 + O2 +H2O = Fe(OH)3 + H2SO4

Fe: H2SO4 + NiCO3 = NiSO4 +H2O + CO2

NiCO3 добавляют для уменьшения pH (pH=3.4-3.8 должно быть) и обогащения анолита никелем что повышает показатели электролиза.

Cu: CuSO4 + Ni = Cu + NiSO4

эту реакцию необходимо проводить в отсутствие кислорода т.к Cu может окислиться и раствориться. Процесс проводится строго при pH=3.5 т.к при pH<3 идет растворение меди из-за кислорода а при pH >4 из-за образования солей ухудшается фильтрация

Co: CoSO4 + Cl2 + H2O + NiCO3 = Co(OH)3 + NiSO4 + NiCl2 + CO2

Цель добавки NiCO3 такая же как у Fe т.к pH должен быть 5,2-5,4

Очищенный электролит содержит %: <0.0003Fe: <0.008Cu и 0,008-0,012

Со

Билет№2

1. На Джезказганском ГМК (Казахстан), применяющем электроплавку концентратов на богатый штейн(60%Cu) и кислый отвальный шлак(55-60%SiO2), предложено при конвертировании штейнов заменить кварцевый флюс на жидкий отвальной шлак элекктроплавки. Дайте оценку этому техническому предложению(+/-).

«+» предложения

1)с отвальным шлаком мы вносим дополнительное физическое тепло в конвертор что способствует уменьшению Fe3O4 в шлаках вследствие его восстановления при более высоких температурах

2)уменьшаем расходы на приобретения кварцевых флюсов

3)вместо того что бы выбрасывать шлаки мы их дополнительно используем что улучшает экономические показатели

4)улучшается контакт SiO2 с FeS т.к SiO2 в шлаках находится в жидком состоянии вследствие чего сокращается время первого периода конвертирования

5)уменьшается вынос кварцевого флюса газовыми потоками т.к используем жидкий SiO2

«-» предложения

1)в связи с тем что в отвальном шлаке 55-60%SiO2 а в кварцевом флюсе 95-96%SiO2 увеличивается выход конверторного шлака как минимум на 70%(х=95*100%/55=72%

2)уменьшается время использование конвертора под дутьем что связано с большой тратой времени на выпуска конверторного шлака который намного больше чем при использовании обычного кварцевого флюса

3)из-за большого количество конверторного шлака увеличивается потеря меди в шлаках

5)использование больше холодных присадок в первом периоде конвертирования что связано внесением дополнительным физическим теплом.

6)если в конверторе не предусмотрено дополнительное отопление при сливе шлака уменьшение срока службы футеровки что связано с большим охлаждением открытой части футеровки из-за большим временим слива шлака.

На вопрос принимать ли это предложение необходимо провести экономические расчеты и если это экономически выгодно чем покупать просто флюсы то можно принять.