Проект отделения СПК (совмещённой плавки и конвертирования) на воздушном дутье с переработкой клинкера цинкового производства

Содержание
Введение
Теоретический обзор
Выбор технологического процесса
Расчет материального баланса
Расчет теплового баланса
Выбор основного оборудования
Заключение
Список использованной литературы

Для получения требуемого приращения концентрации цинка необходимо переработать:
где - масса, кг/м3;
- извлечение цинка при выщелачивании, д.е.;
(Zn – содержание цинка, д.е.;
(СZn – приращение концентрации цинка в растворе, кг/м3;

Откуда
Объём реактора, занимаемый жидкой фазой
где VРЕАК - объём реактора, м3;
NЖ.Ф. – доля жидкого в пульпе,
где - отношение жидкого к твёрдому в пульпе, т.е. отношение массы нейтрального раствора к массе цинкового клинкера (по сухому весу).
Тогда
.
Тепловой эффект реактора определяют по формуле
Определение температуры процесса. Температуру процесса определяют через тепловой эффект реактора и теплоёмкость клинкера. Для расчёта теплоёмкости находят массы и число молей компонентов клинкера. В связи с незначительностью количества сульфата марганца в растворе, при определении температуры процесса с точностью, достаточной для учебных расчётов, присутствием сульфата марганца пренебрежём.
Масса цинка в реакторе

Масса сульфата цинка в реакторе
Количество молей сульфата цинка в растворе
Объём, занимаемый сульфатом цинка в реакторе
Объём, занимаемый водой в жидкой фазе реактора
Масса воды в реакторе
А количество молей воды
моль.
Теплоёмкость жидкой фазы, Дж/К:
где - теплоёмкость сульфата цинка, 99,1 Дж/(моль(К);
- теплоёмкость воды, равная 75,3 Дж/(моль(К).

Теплоёмкость пульпы можно принять на 10 – 15 % больше из-за неучтённых компонентов раствора (принимаем 10 %)
Температуру процесса определяют по формуле
Таблица 1. Тепловой баланс процесса
Приход Расход Статьи баланса
Количество тепла Статьи баланса Количество тепла кДж % кДж % Экзотермические реакции 79860,678 67,85 Эндотермические реакции 102878,813 87,4 Клинкер 813,3581 0,69 Потери через стенки 11770,8211 10,00 Отработанные газы 35212,7375 29,92 Дефицит (по разности) 3058,5767 2,6 Марг. руда 68,7645 0,06 Влага клинкера 1752,6727 1,49 Итого 117708,2108 100 Итого 117708,2108 100
Выбор основного оборудования
Печь имеет форму горизонтально расположенного стального цилиндра, футерованного хромомагнезитовым кирпичом. В местах наибольшего износа футеровки установлены водоохлаждаемые элементы. Для компенсации недостатка теплоты от окисления сульфидов в обоих торцах вначале были установлены газовые горелки.
По длине печь имеет три рабочие зоны. В первой зоне происходят окислительное плавление и конвертирование. Гранулированную шихту загружают в эту зону питателем с торца печи на поверхность барботируемого дутьем расплава. В нижней части зоны окисления в промышленном агрегате установлены 60 фурм диаметром 54 мм, через которые в слой штейна подается дутье.
Вначале плавку вели на черновую медь на воздушном дутье. Соотношение количества загружаемой шихты и подаваемого воздуха поддерживали на уровне, обеспечивающем полное окисление серы и железа. При этом в ванне постоянно сохранялся слой белого штейна, насыщенный медью, что предохраняло черновую медь от переокисления и позволяло получать несколько более бедные шлаки. Однако медь в этом случае получалась обогащенной серой и железом (1,5 и 0,2% соответственно). Недостаток тепла в плавильной зоне компенсировался сжиганием углеродистого топлива. Горелки работали при этом на природном газе и мазуте; частично вводили твердое топливо непосредственно на расплав. При воздушном дутье 72% теплоты, необходимой для плавки, поступало за счет теплоты экзотермических реакций и 28% от сжигания топлива. Согласно расчетам полная автогенность плавки может быть достигнута при дутье с 40% Cb. Однако даже такое обогащение дутья кислородом приводило к быстрому износу футеровки. Поэтому в процессе максимальная достигнутая степень обогащения не превышала 26-28% О2. С переходом на обогащенное дутье отопление печи начали вести с помощью только одной горелки, расположенной на шлаковом торце печи.
Малая степень обогащения дутья и разбавление газов от сжигания сульфидов топочными газами, естественно, снижают содержание в них SO2 (с 13 до 6-7%) и увеличивают общий объем газов, что повышает затраты на улавливание пыли и производство серной кислоты. Кроме того, большой объем отходящих газов и высокие скорости газовых потоков в печи являются причиной относительно высокого пылеуноса (5% от шихты).
Вторая зона, расположенная в центральной части печи, предназначена для отстаивания жидких продуктов плавки — штейна или черновой меди от шлака. Выпуск черновой меди или штейна производят через два шпура периодически. При плавке на черновую медь ее уровень можно было изменять в очень небольших пределах. Чрезмерное накопление меди затрудняло работу фурм, а полный выпуск ее мог сопровождаться проскоком штейна.
В настоящее время плавку ведут на богатый штейн. Толщину слоя штейна в печи поддерживают на уровне 740- 860, шлака 300- 400 мм. Температура расплава в печи составляет не выше 1250 °С.
В этой же части печи расположена горловина, оборудованная герметизированным водоохлаждаемым напыльником, служащим для отвода газов. Третья зона печи предназначена для отстаивания и обеднения шлака. В ней для продувки через расплав восстановительного газа установлены две фурмы.
На плавку поступает концентрат, содержащий %• 23-28 Си; 27-32 Fe; 28-34 S; до 7 Zn; до 1,2 Рb; 2,5-8 SiO2 При плавке на черновую медь (97,4-97,7% Си) получали шлак, содержащий 10-12% Си; 22-25% SiO2 и 20-26% Fe3O4. Высокое содержание магнетита в шлаках поддерживали преднамеренно. При работе со шлаками, насыщенными магнетитом, увеличивался срок службы футеровки.
При плавке на черновой металл прямое извлечение меди из концентрата составляло всего 55-58%, при этом в шлак переходило до 40% меди. Подавляющая часть меди находилась в шлаке в форме металлических корольков. Флотацией охлажденных шлаков удавалось выделить богатыq концентрат и снизить содержание меди в хвостах до 0,5%, что все же следует признать высоким, а стоимость такого обеднения шлака выше, чем в горячем состоянии. Кроме того, возврат больших количеств богатого концентрата (40% Си) в плавку хотя и повышал конечное извлечение меди приблизительно до 90%, но снижал производительность агрегата по рудному сырью на 9,2% и повышал расход топлива на 12% (отн.). Устранение в процессе эксплуатации конструктивных и технологических недостатков и переход на обогащенное кислородом дутье позволили повысить производительность агрегата с 5-6 до 10 т/(м2 - сут). Однако вывод в оборот большого количества меди со шлаками оставался нерешенной проблемой и завод в конце концов перешел с получения черновой меди на выплавку богатого штейна с 70-75% меди. Содержание меди в шлаках при этом снизилось до 5% что упростило и удешевило их обеднение
Получению богатых по содержанию меди шлаков в процессе, осуществляемому по принципу прямотока (все продукты плавки в печи перемещаются в одном направлении), способствует в значительной степени также тот факт, что шлаки обедняются над богатой медью фазой - черновым металлом или богатым штейном.
Эксплуатация промышленной установки на заводе производительностью 800 т концентрата в сутки показала ее значительную техническую и экономическую эффективность по сравнению с отражательной плавкой.
Важнейшим достоинством процесса является использование теплоты горения сульфидов и благодаря этому снижение расхода топлива, получение постоянного потока газов с содержанием 6 - 8% SO2, существенное снижение капитальных затрат и затрат на рабочую силу.
Вместе с тем организация технологии в процессе далеко не полностью отвечает возможностям автогенных процессов. Подача дутья в слой штейна и контакт шлака с окислительными газами являются основной причиной высокого содержания магнетита в шлаках. Наряду с низкой температурой процесса и малоэффективным методом окисления сульфидов это является основной причиной высокого содержания в шлаках как растворенной меди, так и большого количества капель штейна или черновой меди. Должной промывки шлака штейном в процессе не предусмотрено. Недостатками процесса являются также относительно высокий расход углеродистого топлива, большой пылеунос и малая степень отгонки сопутствующих ценных элементов (свинца, цинка, редких элементов).
Заключение
В рамках данного курсового проекта была выполнена разработка проекта отделения совмещенной плавки и конвертирования на воздушном дутье с переработкой клинкера цинкового производства. Основными задачами, решенными при разработке проекта, являются анализ существующих технологий и выбор применяемых решений, выполнение металлургических расчетов с составлением материального и теплового балансов, а также выбор основного оборудования и компоновка технологического процесса.
Список использованной литературы
Адрышев А. К. Исследование и разработка способов обезвреживания и рационального использования твердых и жидких отходов цветной металлургии. Автореф. дис. на соиск. учен. степ. д.т.н.. Спец. 11.00.11. Алма-Ата, ТГУ им. М.Х.Дулати МН и ВО РК, 1999
Алимбетов У. С.,Проблемы ресурсосбережения и использования вторичных ресурсов в цветной металлургии Казахстана в условиях рынка. Автореф. дис. на соиск. учен. степ. д.э.н.. Спец. 08.00.05. Астана, Ин-т экономики М-ва науки и высш. образования РК, 1999
Горенский Б. М. Автоматизация технологических процессов цветной металлургии на основе имитационных моделей. автореф. дис. на соиск. учен. степ. д-ра техн. наук. специальность 05.13.06 М, МГУ, 2004
Кен Н. А., Воробьев А.Г. Журнал "Цветные металлы". 75 лет истории. (История информ. обслуж. предприятий цв. металлургии). М, МИСИС, 2002
Кренев В. А.,Термодинамическое моделирование и экспериментальное исследование химико-металлургических процессов в технологии редких и цветных металлов. Дис. на соиск. учен. степ. д.х.н. в форме науч. докл.. Спец. 02.00.01. М, Ин-т общей и неорган. химии им. Н.С.Курнакова Рос. Акад. Наук, 1998
Кручер Г.Н. Промышленность по обработке цветных металлов Великобритании//Цветная металлургия. Серия "Обработка цветных металлов и сплавов". Обзор. информ.. ЦНИИцветмет экономики и информ.. Вып. 1. М, 2002
Кузнецов Г. А. Технологическое оборудование литейных цехов. М, МИСИС, 1999
"Металлургия цветных и редких металлов - 2002", российско- индийский симпоз., Металлургия цветных и редких металлов. Сб. ст.. Рос. акад. наук и др., М, 2002
Москвитин В. И. Металлургия легких металлов. Учебник для студентов высших учебных заведений, обучающихся по специальности "Металлургия цветных металлов" направления подготовки "Металлургия". М, Недра, 1988
Новости техники и технологии цветной металлургии. Горное дело. Зарубеж. опыт. ЦНИИцветмет экономики и информ. М, 1991
Общие вопросы металлургии. Производство цветных металлов и сплавов Т. 1. М, МИСИС, 2001
Семенов Г.А., Крючков В.И., Бреславцев А.В.. Совершенствование организации производства во вторичной цветной металлургии. М., МГУ, 2002
Смирнов И.И., Кокорин В.С. Расчеты оборудования в металлургии тяжелых цветных металлов. Учеб. пособие. М, Высшая школа, 1998
Сулеймов Б.А., Мутанов Г.М. Управление технологическими процессами в цветной металлургии. М., Недра, 1992
Татаркин А. И Основные тенденции развития и новые технологии в черной и цветной металлургии. Научные доклады. Препринт. Рос. акад. наук. Урал. отд-ние. Екатеринбург, 2000
Чекушин В. С., Олейникова Н.В. Гидрометаллургические процессы. Практикум для студентов высших учебных заведений, обучающихся по специальности 150102 "Металлургия цветных металлов". М, Высшая школа, 1997

32