Необходимость переработки медного концентрата

Содержание

Введение......................................................................................................... 2

1. Выбор и обоснование технологической схемы..................................... 3

2. Описание технологического процесса.................................................. 4

3. Расчет материального баланса плавки................................................ 10

3.1. Расчет рационального состава медного сырья............................... 10

3.2. Обжиг медных концентратов в кипящем слое.................................. 11

3.3. Расчет материального баланса плавки обожженного концентрата 14

3.3.1. Расчет десульфуризации и состава штейна.................................. 14

3.3.2. Расчет количество флюсов для ведения плавки на заданном составе шлаков.......................................................................................................... 16

4. Расчет теплового баланса плавки........................................................ 19

4.1. Расчет горения природного газа......................................................... 19

4.2. Расход природного газа и тепловой баланс отражательной плавки огарка........................................................................................................................ 20

5. Конвертирование штейнов..................................................................... 24

6. Рафинирование меди............................................................................... 26

6.1 Материальный баланс огневого рафинирования меди.................... 26

6.2 Электролиз меди..................................................................................... 27

7. Расчет сквозного извлечения меди....................................................... 29

Заключение.................................................................................................. 30

Список литературы...................................................................................... 31

Введение

Развитие металлургии меди в последние годы характеризуется повышением комплексности использования сырья, возрастающими масштабами применения кислорода, создание автоматизированных непрерывных производств.

Основное количество меди получают по стандартной пирометаллургической схеме плавка – конвертирование – рафинирование, на долю гидометаллургического способа приходится 12-16%.

В последние годы в ряде стран возросло внимание к гидрометаллургическим способам извлечения меди из потерянного и забалансового сырья.

Смешанные руды перерабатывают по схеме выщелачивания – цементация – флотация.

Проводятся изыскания гидрометаллургической переработки сульфидных медь содержащих материалов с использованием автоклавного способа, солевого выщелачивания, сульфатезации.

Значительные успехи достигнуты по повышению комплексности использования сырья за счет расширения ассортимента выпускаемой продукции, организации пылеулавливания, более полного использования серосодержащих газов, а также использования вторичных энергоресурсов.

Полученные достижения во многом связаны с широким внедрением в металлургию кислорода и природного газа.

В настоящее время при производстве меди извлекается из сырья более 15 компонентов и производится более 20 наименований продукции [1].

1. Выбор и обоснование технологической схемы

Наиболее распространенная технологическая схема переработки медных руд и концентратов обязательно включает плавку на штейн, и последующее его конвертирование. В ряде случаев перед плавкой на штейн проводят окислительный обжиг.

Данный концентрат содержит 23% меди, т.е. является бедным и его предварительно подвергают обжигу.

Для плавки на штейн выбираем отражательную печь, т.к. она является надежным, хорошо освоенным процессом, легко управляется и пригодая для переработки сырья в широком диапазоне его составов.

Полученный в результате плавки штейн направляется на конвертирование. Полученная после конвертирования черновая медь подвергается огневому, а затем электролитическому рафинированию [3]. лавки на штейн выбираем отражательную печь, т.к. жигу.

2. Описание технологического процесса

Обжигом называют пирометаллургический процесс, проводимый в интервале температур 600-1200 0С с целью изменения химического и фазового состава перерабатываемого сырья.

Окислительный обжиг применяют подготовительной обработки сульфидных материалов перед плавкой с целью частичного или полного перевода сульфидов в оксиды.

Основным назначением окислительного обжига медных концентратов перед плавкой на штейн является частичное окисление сульфида железа и перевод его в оксидную форму для того, чтобы при последующей плавки огарка больше железа перешло в шлак. Тогда штейны будут получены с большим содержанием меди. Конечный состав штейна при этом определяется тем, сколько серы было удалено при обжиге. Обычно степень десульфуризации при обжиге составляет 70-75%.

Окисление сульфидов при обжиге осуществляется при повышенных температурах (700-900 0С). Необходимое для процесса обжига теплота получается за счет экзотермических реакции окисления сульфидов.

Получающиеся в процессе обжига газы содержат 6-12% SО2, что позволяет до 70% серы исходного концентрата использовать для производства серной кислоты.

В настоящее время для обжига медных концентратов используют преимущественно печи кипящего слоя.

Характерной особенностью процессов, протекающих в кипящем слое является то, что каждая частица шихты со всех сторон омывается газами, благодаря чему эффективно используется огромная активная поверхность концентрата. Хороший контакт сульфидных частиц с газами обуславливают высокую скорость протекания реакций, а следовательно и высокую удельную производительность печи.

Высокая скорость протекания процесса обуславливает практически полное использование кислорода. Это в свою очередь является причиной получения богатых по содержанию SО2 газов.

Для регулирования температуры необходимо отводить тепло из слоя с помощью кессонов.

Продувание воздуха через слой мелких материалов неизбежно связано со значительным выносом пыли. Поэтому печи КС оборудуют мощной системой пылеулавливания. Пыль является готовым продуктом и объединяется с огарком.

Переработка хорошо термически подготовленной, тщательно перемешанной шихты приводит к существенному увеличению удельного проплава отражательных печей и снижению расхода топлива. Таким образом, включение в технологическую схему процесса обжига позволяет не только управлять составом штейна, уменьшить выбросы сернистого ангидрида, снизить затраты на конвертирование, но и делает более экономичной саму отражательную плавку.

Большая газонасыщенность горячего огарка делает его текучим и сильно пылящим при перегрузках. Возникает задача герметизации загрузки и уменьшения пылевыноса из отражательных печей.

Поверхность ванны при плавке огарка в большей своей части покрыта слоем шихты. Поступающая на поверхность ванны теплота воспринимается в основном шихтой. При загрузке огарка большими порциями из-за плохой его теплопроводности первоначально плавятся и перегреваются только поверхностные слои шихты. При загрузке огарка малыми порциями на поверхность шлака нагрев его осуществляется частично за счет теплоты, аккумулированной расплавом. При этом в поверхностном слое ванны формируется шлаковый расплав, отвечающий среднему их составу в печи. Таким образом, плавление огарка при загрузке небольшими порциями протекает в более благоприятных условиях.

При плавке огарка в газовую фазу переходит незначительное количество серы. В тоже время реакция взаимодействия высших оксидов железа и ферритов с сульфидами получает значительное развитие.

При плавке огарка основное количество магнетита поступает с шихтой и восстанавливается на поверхности расплава, где температура более высокая. Это обуславливает высокую степень восстановления магнетита.

Включение в технологическую схему процесса обжига существенно влияет на поведение и распределение ценных спутников. Чем больше степень десульфуризации при обжиге и чем более богатым получается штейн, тем больше цинка переходит в шлак.

Подавляющая часть отражательных печей отапливается мазутом и природным газом или их смесью.

Сущность отражательной плавки заключается в том, что шихта плавится за счет тепла от сжигания углеродистого топлива в газовом пространстве над ванной расплава в печи с горизонтально расположенным рабочим пространством (рисунок 1).

Шихту при этом загружают на ванну или на откосы вдоль боковых стен печи. Раскаленные топочные газы, проходя над поверхностью ванны и шихты, нагревают их, а также стены и свод, и покидают печь, имея еще сравнительно высокую температуру.

Теплопередача в печи осуществляется в основном за счет лучеиспускания от раскаленных стен, свода и продуктов сгорания.

Конструктивно отражательная печь состоит из фундамента, стен, пода, свода, газохода, металлического каркаса, устройств для загрузки шихты и выпуска продуктов плавки, горелок для сжигания топлива.

Стены печей выкладывают из хромомагнезитового кирпича непосредственно на фундаменте. В верхней части печи они имеют толщину 0,5-0,6 м, а у лещади 0,75-1 м. При плавке сырой шихты вдоль боковых стен печи образуются устойчивые шихтовые откосы, которые защищают огнеупорную кладку от быстрого разрушения.

Отражательные печи являются пламенными. Воздух для вдувания, распыления и сжигания топлива обогащают кислородом до 23-28% иногда подогревают до 200-400 0С.

Штейн, полученный в результате плавки подвергают конвертированию.

Конвертирование осуществляют продувкой штейна воздухом в горизонтальном конвертере. Перерабатываемые штейны состоят из сульфидов меди и железа. Вследствие экзотермичности основных реакции конвертирование не требует затрат топлива.

Процесс конвертирования идет в два этапа. Процесс начинается с окисления сульфида железа по реакции

2FeS + 3O2 + SiO2 = FeSiO4 + SO2 + Q

Пока в расплаве имеется достаточное количество железа, сульфида меди практически не окисляется, поскольку равновесие реакции

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO

Нацело сдвинуто вправо вследствие более высокого сродства железа к кислороду и меди к сере. Таким образом, в первом периоде конвертирования происходит селективное окисление сульфида железа. В фурменной зоне вследствие относительного избытка кислорода окисление FeS протекает по схеме

FeS => FeO => Fe3О4

В конечном итоге при глубоком окислении все железо может быть перекислено до магнетита, который при температурах конвертирования находится в твердом состоянии. При перемешивании расплава воздухом будет образовываться однородная гетерогенная масса, состоящая из магнетита и оставшихся сульфидов.

Для отделения образующихся оксидов железа от сульфидов необходимо их конвертировать не в твердом а в жидком продукте и добиваться возможно меньшего переокисления железа до магнетита и получение его в основном в виде FeO по реакции:

2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2 + Q

С этой целью для образования железосиликатного расплава в первом периоде конвертирования в конвертер подают кварц. При растворении вюстита в шлаке снижается его активность и тем в большей степени, чем больше концентрация SiO2 в шлаке.

В первый период конвертирования происходит постепенное накопление в конвертере обогащенной медью сульфидной массы. В связи с этим после каждой заливки штейна и его частичной продувки из конвертера сливают шлак и заливают дополнительную порцию штейна. Затем вновь проводят продувку.

Первый период конвертирования заканчивается холостой продувкой (без заливки штейна)., целью которой является практически полное окисление сульфида железа из обогащенной медью сульфидной массы и получение белого штейна, представляющего собой почти чистый сульфид меди CuS.

Химизм второго периода конвертирования, имеющего своей целью получение черновой меди, может быть выражен реакцией.

Cu2S + O2 = 2Cu + SO2

Которую часто изображают как последовательное протекание двух процессов

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + SO2

Cu2S + 2Cu2O = 6 Cu + SO2

Процесс конвертирования в горизонтальных конвертерах является периодическим.

Рафинирование черновой меди от примесей по экономическим соображениям проводят в две стадии – сначала методом огневого рафинирования, затем электрохимическим методом.

Цель огневого рафинирования – подготовить медь к электролитическому рафинированию путем удалении из него основного количества примесей.

При электролитическом рафинировании решаются две задачи – глубокое рафинирование меди от примесей, что обеспечивает ее высокую электропроводност, и попутно извлечение ценных золота, серебра и селена [3].

3. Расчет материального баланса плавки

3.1. Расчет рационального состава медного сырья

Состав медного сырья,%: 23,0 Cu, 25,5 Fe, 33,0 S, 0,5 CaO, 0,5 MgO, 2,0 SiO2,5,2 Al2O3,10,3 прочие.

По минералогическому составу медь и железо находится в виде CuFeS2, остальное железо в виде FeS2.

Расчет ведем на 100 кг сырья.

Рассчитаем содержание CuFeS2

63,6 кг Cu входят в 183,4 кг CuFeS2

23 кг Cu входят в х кг CuFeS2

Х = 66,32 кг

Зная количество и состав халькопирита, найдем сколько серы и железа связано в халькопирите

183,4 кг CuFeS2 содержат 64 кг S

66,32 кг CuFeS2 содержат х кг S

Х = 23,14 кг

Количество железа в халькопирите

183,4 кг CuFeS2 содержат 64 кг Fe

66,32 кг CuFeS2 содержат х кг Fe

Х = 20,18 кг

Количество железа в пирите

25,5 – 20,18 = 5,32 кг

С этим количеством железа связано серы

55,8 кг Fe – 64 кг S

5,32 кг Fe – х кг S

Х = 6,10 кг

Количество пирита

5,32 + 6,10 = 11,42 кг

Остальная серы находится в элементарном состоянии

33 – 23,14 – 6,10 = 3,76 кг

По данным расчета составляем таблицу 1 рационального состава медного сырья.

Таблица 1 - Рациональный состав медного сырья, % CuFeS2

3.2. Обжиг медных концентратов в кипящем слое

Обжиг ведем на дутье, обогащенным кислородом до 35%. Степень десульфуризации при обжиге принимаем 55%, температуру обжига 8500С. Расчет ведем на 100 кг шихты.

Определим количество серы, диссоциирующей при обжиге.

По реакции

2CuFeS2 => Cu2S + 2 FeS + Sобразуется

S своб 66,32.32 / 366,7 = 5,79 кг

FeS 66,32.175,7 / 366,7 = 31,78 кг

Cu2S 66,32.159 / 366,7 = 28,75 кг

По реакции

FeS2 => FeS + Sобразуется

Sсвоб 11,42.32 / 119,85 = 3,05 кг

FeS 11,42.87,85 / 119,85 = 8,37 кг

Всего выделится свободной серы

5,79 + 3,05 = 8,84 кг

При 55% десульфуризации в газы перейдет серы

33,0.0,55 = 18,15 кг

В том числе 3,76 кг за счет окисления свободной серы концентрата и за счет окисления FeS

18,15 – 8,84 – 3,76 = 5,55 кг

Образуется сернистого ангидрида

18,15.2 = 36,3 кг

Принимаем, что в процессе обжига сернистое железо окисляется до Fe3O4 по реакции

3FeS + 5 O2 = Fe3O4 + 3 SO2

На практике наряду с образованием Fe3O4 может происходить образование FeO и Fe2O3

Количество окислившегося FeS

5,55.263,5 / 96 = 15,23 кг

В огарке останется сернистого железа

31,78 + 8,37 – 15,23 = 24,92 кг

Для окисления FeS потребуется кислорода

15,23.160 / 263,5 = 9,25 кг

Результаты расчетов сводим в таблицу 2.

Таблица 2 – Рациональный состав огарка

Выход огарка 85,55%.

Для определения материального баланса обжига рассчитаем количество серы и состав отходящих газов. Для окисления элементарной серы по реакции

S + О2 = SО2

Потребуется кислорода

(8,84 + 3,76).32 / 32 = 12,6 кг

Образуется при этом сернистого ангидрида

12,6.2 = 25,2 кг

Всего кислорода с учетом окисления сернистого железа потребуется

12,6 + 9,25 = 21,85 кг

Количество дутья при содержании кислорода 35% составит

22,4.21,85.100 / (35.32) = 43,7 м3

Азота в этом дутье будет

43,7.65 / 100 = 28,41 м3

Состав отходящих газов

кг м3 % (об)

SO2 36,3 12,7130,91

N2 40,5828,4169,09

Для проверки проделанных расчетов составляем материальный баланс обжига (таблица 3).

Таблица 3 - Материальный баланс обжига

3.3. Расчет материального баланса плавки обожженного концентрата

3.3.1. Расчет десульфуризации и состава штейна

Расчет ведем на 100 кг огарка

По данным практики десульфуризация при плавке огарка составляет 15-20%. Примем степень десульфуризации 15%. Тогда должно выделится серы

17,33.0,15 = 2,6 кг за счет окисления магнетитом конвертерного шлака и огарка.

В штейн перейдет серы

17,33 – 2,6 = 14,73 кг

По данным практики извлечение меди в штейн при плаке огарка составляет 93-96%. Для определения состава штейна примем, что извлечение составляет 93%. В штейн перейдет меди из огарка

26,88.0,93 = 25,0 кг

В заводских штейнах содержание серы колеблется в пределах 23-27%. Примем содержание меди в штейне 25%. Выход штейна будет равен

14,73 / 0,25 = 58,92 кг

Содержание меди в штейне составит

25,0.100 / 58,92 = 42,43%

Максимальная растворимость кислорода в штейне 6%. Примем содержание кислорода в штейне 2%.

На основании этих данных получаем следующий предварительный состав штейна

Cu42,4325,0Fe30,5718,01

S254,73О221,18

Для определения кислорода, связанного с магнетитом конвертерного шлака, примем, что все железо штейна переходит в конвертерный шлак состава,%: 2,3 Cu, 1,4 S, 25 SiO2,35 Fe, 11 O2,6 Al2O3,19,3 прочие. Количество конвертерного шлака составит

18,01 / 0,35 = 51,46 кг

Определим количество магнетита в конвертерном шлаке по отношению кислорода к железу

В FeO

О2: Fe = 16 / 55,85 = 0,286

В Fe3О4

О2: Fe = 64 / 167,55 = 0,382

Из полученных соотношений составляем уравнение

11 = 0,286х + (35 – х).0,382,

Где х – количество железа, связанного в виде FeО

35 – х – количество железа, связанного в виде Fe3О4

Отсюда х = 24,69 кг

С этим железом связано кислорода

24,69.16 / 56,85 = 7,07 кг