Краткая теория процесса электроплавки, расчет материального и теплового баланса. Современное состояние автоматизации технологических процессов рудно-термической электроплавки. Характеристика электропечного передела как источника загрязнения атмосферы.
При низкой оригинальности работы "Процесс электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов на штейн", Вы можете повысить уникальность этой работы до 80-100%
В результате проделанной работы рассмотрен процесс электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов на штейн в руднотермических печах. Произведены рассчеты материального и теплового баланса процесса. Проведен аналитический обзор текущего состояния автоматизации руднотермических печей ОАО «Кольская ГМК». В дипломном проекте спроектирована автоматическая система стабилизации мощности электропечи. Так как последовательно с регулятором в цепь включено интегрирующее звено (гидравлическая система перемещения электродов), статическая ошибка равна нулю.
Введение
Электроплавка на штейн является одним из важнейших переделов в технологии переработки сульфидного медно - никелевого сырья. Основной целью процесса электроплавки является получение медно-никелевого штейна за счет расплавления исходной шихты и поддержания расплава в жидкотекучем состоянии, вследствие чего происходит ликвация или расслоение материала на штейн и шлак. Более легкий шлак, состоящий из оксидов и силикатов поднимается на поверхность расплава, в то время как штейн, представляющий собой сплав сульфидов цветных металлов и железа с некоторым содержанием металлической фазы и обладающий большей плотностью, стремится опуститься на дно ванны.
Агрегатом электроплавки является шестиэлектродная руднотермическая электропечь, имеющая прямоугольную форму. На своде печи располагаются 24 загрузочных отверстия, через которые шихта подается в печь. Газы отводятся через 6 газоотводов на своде печи.
Процесс электроплавки является непрерывным. Шихта, состоящая из смеси обожженных в печи КС окатышей и руды, при необходимости содержащая некоторое количество кварцевых флюсов, периодически поступает в руднотермическую электропечь через загрузочные отверстия на своде и опускается в расплавленный шлак. Слив штейна и шлака происходит через специальные шпуровые отверстия, расположенные на разной высоте.
Электроплавка имеет ряд достоинств. Электродуги, возникающие между электродами, способны нагреть шихту до высокой температуры за сравнительно небольшой промежуток времени, кроме того, электроэнергия по стоимости дешевле других видов топлива. В связи с этим плавка на штейн в руднотермических электропечах широко распространена и применяется на всех медно-никелевых предприятиях России.
Несмотря на широкое распространение электроплавки этот процесс является практически неавтоматизированным. В данном проекте была проанализирована работа руднотермической электропечи, синтезирована автоматическая система стабилизации мощности печи путем регулирования величины заглубления электродов и ступеней напряжения трансформаторов. В качестве объекта управления взята руднотермичсекая печь плавцеха АО ГМК «Печенганикель».
1. Теоретическая часть
1.1 Основные сведения о плавильном цехе АО ГМК «Печенганикель»
Плавильный цех, расположенный на промышленной площадке п. Никель, является важнейшим звеном в технологической схеме горнометаллургического комбината «Печенганикель». Основное назначение плавцеха - это переработка сравнительно бедного по содержанию цветных металлов сульфидного сырья (руда, окатыши, обороты) на богатый продукт - файнштейн, содержащий а 75% Ni Cu и ? 0,7-1% Со. Медно - никелевый файнштейн является конечной продукцией комбината. Его дальнейшая переработка осуществляется на комбинате «Североникель».
В электропечном отделении плавцеха осуществляется электроплавка сульфидного медно-никелевого сырья для извлечения содержащихся в нем цветных и драгоценных металлов, отделения их от пустой породы и концентрации в сульфидном сплаве (штейне).
Рис. 8. Электропечь комбината «Печенганикель»
а - продольный разрез; б - поперечный разрез; 1 - каркас печи; 2 - футеровка; 3 - свод;
При пропускании электрического тока через твердые тела или жидкости последние нагреваются, т.е. в результате их сопротивления электрическая энергия превращается в тепловую.
Количество тепла, выделяемого при превращении электрической энергии в тепловую, определяется по формуле Джоуля-Ленца
, где Q - количество тепла, Дж;
I - сила тока, протекающего через данное сопротивление, А;
R - величина сопротивления, Ом;
t - время, сек.
Электронагрев широко применяется в металлургии, где в ряде производств электропечи - основной тип металлургических печей. Электропечами называются печи, в которых тепловая энергия, необходимая для их работы, получается за счет электроэнергии. По способу преобразования электроэнергии в тепловую электропечи делят на четыре группы: - печи сопротивления;
- дуговые электропечи;
- индукционные печи;
- печи смешанного действия.
Руднотермические электропечи для плавки медно-никелевых руд и концентратов являются печами смешанного действия, где преобразование электрической энергии в тепловую происходит частично в газовой среде (через дугу), а частично в твердой или жидкой (через сопротивление).
Электропечь для плавки сульфидных медно-никелевых руд схематично можно представить в виде ванны, в которой имеются два расплавленных слоя (рис. 3). Толщина верхнего (шлакового) слоя составляет 1500-2000 мм, толщина нижнего (штейнового) слоя 600-1000 мм.
Исходная твердая шихта (руда, окатыши, флюсы и т.д.) загружается на поверхность ванны в виде конусов (откосов), погруженных в расплав. Условие плавучести конуса шихты подчинено закону Архимеда: масса конуса шихты равна массе шлака, вытесненного объемом погруженной в расплав части конуса: m =V??, где m - масса конуса, т;
V - объем погруженной части конуса, м3;
? - плотность шлака, т/м3.
Загрузка шихты ведется таким образом, что конусы шихты расположены в ванне печи без разрывов.
При таком расположении основания конусов перекрывают друг друга, чем достигается устойчивость конусов и покрытие шихтой всего зеркала ванны.
Погруженные в расплав конусы шихты плавятся за счет тепла шлаковой ванны.
Электрический ток подводится в ванну печи при помощи самоспекающихся электродов, погруженных в шлак на 300-700 мм. Ток в ванне может проходить двумя путями: 1. От электродов через шлак в слой штейна (по схеме «звезда»).
2. От одного электрода по шлаку к другому электроду (по схеме «треугольник»).
Соотношение между распределением энергии по схемам «звезда» и «треугольник» зависит от величины погружения электродов в шлаковую ванну, ее высоты, наличия в печи конусов шихты и величины их заглубления в расплав.
В шлаковой ванне происходит преобразование электрической энергии в тепловую, при этом 40-80% тепла выделяется у поверхности электродов в переходном контакте электрод-шлак, остальная часть - в шлаковой ванне.
Значительное выделение тепла в контакте электрод-шлак объясняется наличием вокруг рабочего конца электрода газового слоя, так называемого «газового мешка», через который электрический ток проходит в виде большого числа мелких точечных разрядов - микродуг.
В результате механического давления потока электронов шлаковый расплав оттесняет от электрода, образовавшаяся пустота заполняется газами от сгорания электрода и газами, выделяющимися из шлака. Газовый слой обладает высоким электросопротивлением, поэтому прохождение по нему электрического тока связано с высоким падением напряжения (до 90% от напряжения, приходящегося на электрод).
Количество тепла, выделяемого в контакте электрод-шлак, зависит от заглубления электрода в шлак. При малом заглублении (?0,3 м) электродов в контакте электрод-шлак преобразуется в тепловую энергию до 80% мощности печи, при большом заглублении (?0,6 м) до 50%. Остальная часть электроэнергии преобразуется в тепловую в самом шлаке вследствие его электросопротивления.
Токопроводящей частью ванны служит околоэлектродная зона, находящаяся от оси печи на расстоянии двух диаметров электрода, причем 90% токовых линий проходит от оси электродов на расстоянии одного диаметра.
Общая зона активных тепловыделений составляет 30-40% от полного объема ванны печи.
Участки шлаковой ванны, удаленные от оси электродов более чем на два диаметра, в токопроводе не участвуют и не имеют собственных тепловыделений.
Они обогреваются за счет теплообмена в ванне печи, который происходит в результате конвекционного движения шлака, переносящего тепловую энергию из горячих зон в более холодные.
В области контакта электрод-шлак слой шлака, прилегающий к поверхности электродов, сильно перегрет. Плотность шлака в результате растворения в нем большого количества газов значительно уменьшается, поэтому возникает разница в плотностях перегретого слоя шлака и граничащего с ним более холодного. Легкие массы перегретого шлака непрерывно всплывают около электродов на поверхность и растекаются во все стороны от электрода. Встречая на своем пути конусы шихты, потоки перегретого шлака отдают им избыток своего тепла и расплавляют шихту на поверхности шихтовых конусов, погруженных в ванну. Потоки шлака, смешиваясь с холодным расплавом шихты, опускаются в нижние глубинные слои ванны. Одна часть нисходящих потоков разворачивается к электродам и, дойдя до них, перегревается в контактной зоне электрод-шлак, и вновь поднимается на поверхность ванны. Другая часть охлажденного шлака, смешанного с расплавом шихты, опускается в нижние слои ванны, где конвекция выражена очень слабо.
Наиболее интенсивный тепломассообмен за счет конвекции происходит в зоне, равной двум-трем заглублениям электрода (при заглублении электрода в расплав 300/400 мм). Поэтому в верхней части шлаковой ванны непрерывно циркулирует шлак по замкнутым траекториям. Линейная скорость движения шлакового потока составляет 2 см/сек. Нижний подэлектродный слой шлаковой ванны можно считать застойным.
Тепловое поле печи так же, как и электрическое, определяет величина заглубления электрода.
С увеличением заглубления электрода происходит перемещение в глубь ванны зон, отвечающих наиболее активному выделению энергии. Верхние слои шлаковой ванны имеют наибольшую температуру, примерно равную температуре жидкотекучести шлака (1350-1450"С). Верхняя зона практически является изотермической вследствие интенсивного конвекционного теплообмена. Нижний слой шлаковой ванны характеризуется значительным перепадом температур в вертикальном направлении, поэтому температура шлака на границе со штейном снижается до 1200-1250°С.
Поскольку в тепловом отношении отдельные участки ванны неравноценны, то и скорость плавления шихты по мере удаления от электродов снижается. О скорости плавления можно судить по скорости схода шихты в откосах (м/час), которая вблизи электродов примерно в 7 раз выше, чем у стен печи, В связи с этим загрузка шихты производится в приэлектродную зону, находящуюся от оси печи в пределах 1,5 диаметра электрода.
Наиболее интенсивное плавление шихты происходит на поверхности шихтовых конусов, которая обращена к электроду.
При плавке неэлектропроводной шихты последняя достигает зоны плавления термически не подготовленной. Прогреву шихты потоком горячих газов, выделяющихся из расплава, препятствуют сплошная спеченная корка по границе расплав-шихта и малая газопроницаемость шихты.
В зоне наибольшего схода шихты корка на границе шихта - расплав отсутствует. На этом участке шихта пронизывается газами, но вследствие большой скорости схода не успевает прогреваться.
При плавке электропроводной шихты часть тока ответвляется на шихту и нагревает ее. Поэтому при плавке электропроводная шихта поступает в зону плавления термически подготовленной.
В состав шихты электроплавки входят: окатыши, руда, кварцевый флюс (песок, кварцит), уголь, жидкий конвертерный шлак и т.д.
Компоненты шихты электроплавки состоят из следующих минералов и химических соединений: сульфидов Fe7S8; (Fe, Ni) S; CUFES2; COS; окислов и ферритов Fe2O3, Fe3O4, NIO, СОО, CUO, Al2O3; силикатов (МЕО • SIO2); сульфатов - MESO4; карбонатов - МЕСО3; гидратов - Ме(ОН)2, где Ме - любой из металлов: Са, Mg, Fe, Ni, Cu, Со.
Сульфиды никеля, меди, кобальта, железа взаимно растворяются и образуют основной продукт электроплавки - штейн. В штейне растворяются также благородные металлы и магнетит. Основные реакции штейнообразования: Cu2O FES = FEO Cu2S
3 NIO 3 FES = Ni3S2 З FEO ? S2
СОО FES = COS FEO
2 Cu2O Cu2S = 6Cu SO2
2Cu FES = Cu2S Fe
4CUFE2О3 (Cu2S FES) = 6Cu 3 Fe3O4 S2
Таким образом, штейн содержит: Cu2S, Ni3S2, COS, FES, Fe304, благородные металлы.
Окисленное железо и другие основные окислы (САО, MGO), вступая во взаимодействие с SIO2, образуют силикаты типа m МЕО • n SIO2, которые, смешиваясь в расплавленном состоянии, образуют другой продукт электроплавки - шлак.
Основные реакции шлакообразования: 10 Fe2O3 FES = 7 Fe3O4 SO2;
З Fe3O4 FES 5 SIO2 = 5 (FEO)2 • SIO2 SO2
2 FEO SIO2 = 2 FEO • SIO2
САО SIO2 = САО • SIO2;
MGO SIO2 = MGO • SIO2;
FEO Al2O3 = Fe • Al2O3
В результате указанных реакций образуется смесь компонентов шлака: 2 FEO • SIO2, САО • SIO2, MGO • SIO2, Fe3O4, FEO • Al2O3.
Разделение шлака и штейна в печи происходит вследствие разности их плотностей (шлак - 2,9 т/м3, штейн - 5 т/м3). Шлак руднотермических печей является отвальным продуктом.
В процессе электроплавки образуются также и газообразные продукты: SO2, SO3, H2O, СО2.
Часть газов растворяется в шлаке, а остальные удаляются из печного пространства через газоходы. За счет подсосов воздуха они разбавляются азотом и кислородом.
Сера при электроплавке удаляется в результате термического разложения с сульфидами железа. Удаление серы или так называемая десульфуризация при плавке медно-никелевых обожженных окатышей составляет 3-5%, при плавке высокосернистой (25% S) руды НГМК - 15% и из сернистой местной руды (12% S) - 15%.
Интенсивная конвекция шлака в руднотермических печах создает благоприятные условия для переработки жидкого конвертерного шлака, заливаемого для извлечения из него никеля, меди и кобальта. При этом конвертерный шлак перемешивается с печным шлаком и благодаря конвекции энергично контактирует с сульфидами, флюсами и восстановителем твердой шихты. Происходит восстановление магнетита конвертерного шлака и окислов цветных металлов, их сульфидирование, укрупнение и осаждение сульфидов, насыщение шлака кремнеземом. В результате конвертерный шлак обедняется цветными металлами до отвального.
При добавке в шихту углеродистого восстановителя (угольный штыб) шлаки обедняются более эффективно, так как активизируется процесс восстановления окислов металлов.
Восстановлению этих соединений способствует конвекционное движение шлака в ванне электропечи, обеспечивающее непрерывный «скользящий» контакт шлаковых масс с восстановлением.
При взаимодействии восстановителя со шлаком в первую очередь будут восстанавливаться окислы меди, никеля, кобальта и железа. Но поскольку окислов железа в шлаке больше, чем окислов других металлов, то преимущественно будут восстанавливаться окислы железа. В результате получается металлический сплав, состоящий в основном из железа. Этот сплав растворяется в штейне и образуется так называемый металлизированный штейн.
Взаимодействие шлака с углеродистым восстановителем может быть представлено следующими взаимосвязанными реакциями: (Ме0)шл СО = [Ме]спл СО2
С СО2 = 2 СО
Здесь символом Ме обозначен любой из металлов: Ni, Cu, Со, Fe.
Соединения, находящиеся в шлаковой фазе, заключены в круглые скобки, в штейновой и металлической - в квадратные. При прохождении капелек сплава и металлизированного штейна через шлаковый слой происходит восстановление окислов цветных металлов металлическим железом штейна согласно реакции: (Ме0)шл [Fe]шт = [Ме]спл (Fe0)шл
Восстановленные металлы растворяются в штейне и, реагируя с сульфидом железа, переходят в сульфидную форму по уравнению: [Ме]спл [FES] = [MES]шт [Fe]шт
Таким образом, при введении в шихту электроплавки угля восстановление цветных металлов шлака осуществляется как непосредственно углеродистым восстановителем, так и металлическим железом. Причем основная масса окислов восстанавливается металлическим железом штейна.
2. Технологическая часть
В процессе электроплавки протекают следующие химические реакции: 1) COO Fe Co FEO
2) NIO Fe Ni FEO
3) 6NIO 6FES Ni3S2 6FEO S2
4) S2 2O2 2SO2
5) FES 3Fe3O4 10FEO SO2
6) FEO CO Fe CO2
7) FES 3Fe3O4 5SIO2 5Fe2SIO4 SO2
8) 2C O2 2CO
9) C O2 CO2
10) MGO SIO2 MGO?SIO2
11) CAO SIO2 CAO?SIO2
12) Al2O3 SIO2 Al2O3?SIO2 [7]
2.1 Расчет материального баланса электроплавки
Расчет материального баланса электроплавки проводится для 100 кг шихты.
Состав шихты
Таблица 2.1. Элементарный состав шихты электроплавки, %
Ni Cu Co Fe S SIO2 CAO MGO Al2O3
6,11 2,76 0,21 28,48 11,71 28,98 1,1 10,72 4,5
Таблица 2.2. Вещественный состав шихты электроплавки, %
При загрузке шихты в электропечь мелкие частицы уносятся в виде пыли вместе с газами через газоотводы, после чего улавливаются специальными фильтрами. Пыль имеет такой же состав, как и исходная шихта. Масса пыли составляет 1,5% от массы шихты. m (пыли) = 1,5 кг
Массы компонентов пыли также равны 1,5% от масс этих компонентов в исходной шихте.
Расчет масс компонентов штейна
По данным практики среднее суммарное содержание цветных металлов (Ni, Cu, Co) в конечном продукте электроплавки - штейне в настоящее время составляет 22%. Извлечение цветных металлов: никель - 95%, медь - 94%, кобальт - 80%.
При переплавке 100 кг шихты получится штейн, содержащий цветные металлы по массе: m (Ni) = 6,11·0,95 = 5,8 кг m (Cu) = 2,76·0,94 = 2,59 кг M?ЦВ.Ме = 8,56 кг m (Co) = 0,21·0,8 = 0,17 кг
Зная массу цветных металлов и их содержание в штейне, можно найти массу штейна: m (штейна) = 38,91 кг
Медь присутствует в штейне в виде сульфида меди Cu2S: MCU2S (Cu) = 2,59 кг
MCU2S (S) = кг m (Cu2S) = MCU2S (Cu) MCU2S (S) = 2,59 0,65 = 3,24 кг
Кобальт в штейне присутствует в виде чистого металла, образованного по реакции (1): COO Fe = Co FEO m (Co) = 0,17 кг m COO (Co) = 0,17 кг m COO (O) = 0,05 кг m (COO) = m COO (Co) m COO (O) = 0,17 0,05 = 0,22 кг m (Fe) = кг m FEO (Fe) = 0,16 кг m FEO (O) = = 0,05 кг m (FEO) = m FEO (Fe) m FEO (O) = 0,16 0,05 =0,21 кг
Никель присутствует в штейне в виде хизливудита Ni3S2, который переходит в штейн из исходной шихты, а также образуется по реакции (3): 6NIO 6FES = 2Ni3S2 6FEO S2 и чистого металла, который образуется по реакции (2): NIO Fe = Ni FEO
Масса хизливудита, перешедшего из исходной шихты в штейн, равна разности масс исходного хизливудита в шихте и Ni3S2, ушедшего в пыль:
m ших. (Ni3S2) = m исх. (Ni3S2) - m пыли (Ni3S2) = 7,08 - 0,11 = 6,97 кг m Ni3S2 (Ni) = кг m Ni3S2 (S) = кг
Всего в штейне содержится 5,8 кг никеля. Следовательно, 0,69 кг никеля переходит в штейн из исходного оксида никеля в виде хизливудита и чистого никеля, образующихся по реакциям (2), (3). Масса оксида никеля, участвующего в реакциях (2), (3), находится следующим образом: m NIO (Ni) = 0,69 кг m NIO (O) = кг m (NIO) = m NIO (Ni) m NIO (O) = 0,69 0,18 = 0,87 кг
Расчет реакции (2): NIO Fe Ni FEO
На реакцию идет 30% оксида никеля из 0,87 кг. m (NIO) = 0,87 кг m NIO (Ni) = 0,21 кг m NIO (O) = 0,05 кг m (Fe) = кг m FEO (Fe) = 0,2 кг m FEO (O) = = 0,05 кг m (FEO) = m FEO (Fe) m FEO (O) = 0,2 0,05 =0,25 кг
Расчет реакции (3): 6NIO 6FES Ni3S2 6FEO S2
На реакцию (3) идет 70% оксида никеля из 0,87 кг. m (NIO) = 0,87 кг m NIO (Ni) = 0,48 кг m NIO (O) = 0,13 кг m (FES) = кг m FES (Fe) = кг m FES (S) = = 0,26 кг m Ni3S2 (Ni) = 0,48 кг m Ni3S2 (S) = кг m р-ция (3) (Ni3S2) = m Ni3S2 (Ni) m Ni3S2 (S) = 0,48 0,17 = 0,65 кг m FEO (Fe) = m FES (Fe) = 0,46 кг m FEO (O) = m NIO (O) = 0,13 кг m (FEO) = m FEO (Fe) m FEO (O) = 0,46 0,13 = 0,59 кг m (S2) = m FES (S) - m Ni3S2 (S) = 0,26 - 0,17 = 0,09 кг
Из расчета видно, что в штейне содержатся следующие соединения никеля: хизливудит Ni3S2 m (Ni3S2) = m ших. (Ni3S2) m р-ция (2) (Ni3S2) = 6,97 0,65 = 7,62 кг m Ni3S2 (Ni) = кг m Ni3S2 (S) = кг металлический никель Ni m Ме (Ni) = 0,21 кг
Общая масса никеля в штейне: m (Ni) = m Ме (Ni) m Ni3S2 (Ni) = 0,21 5,59 = 5,8 кг
Железо содержится в штейне в виде металлического железа и сульфидного железа.
Содержание металлического железа в штейне равно 19% [3]. m Me (Fe) = кг
Металлическое железо образуется по реакции (6): FEO CO Fe CO2
Часть образовавшегося железа переходит в штейн, часть идет на восстановление никеля и кобальта из оксидов. Общая масса железа, образованного по реакции (6): m (Fe) = m Me (Fe) m NIO (Fe) m COO (Fe) =7,39 0,2 0,16 = 7,75 кг m FEO (Fe) = m (Fe) =7,75 кг m FEO (O) = = 2,22 кг m (FEO) = m FEO (Fe) m FEO (O) = 7,75 2,22 =9,97 кг m (CO) = кг m CO (C) = кг m CO (O) = кг m (CO2) = m (CO) m FEO (O) = 3,89 2,22 = 6,11 кг m CO2 (C) = кг m CO2 (O) = кг
Оксид железа, идущий на реакцию (6) образуется по реакциям (1), (2), (3), (5): 1) COO Fe Co FEO
2) NIO Fe Ni FEO
3) 6NIO 6FES Ni3S2 6FEO S2
5) FES 3Fe3O4 10FEO SO2
Необходимо рассчитать массы реагентов реакции (5). Всего требуется получить 9,97 кг оксида железа. Из них по реакциям (1) - (3) образуется: m р.(1) - (3) (FEO) = 0,21 0,25 0,59 = 1,05 кг тогда по реакции (5) образуется: m р.(5) (FEO) = 9,97 - 1,05 = 8,92 кг m FEO (Fe) = кг m FEO (O) = m р.(5) (FEO) - m FEO (Fe) = 8,92 - 6,93 = 1,99 кг m FES (Fe) = кг m FES (S) = кг m (FES) = m FES (Fe) m FES (S) = 0,69 0,4 = 1,09 кг m Fe3O4 (Fe) = m FEO (Fe) - m FES (Fe) = 6,93 - 0,69 = 6,24 кг m Fe3O4 (O) = кг m (Fe3O4) = m Fe3O4 (Fe) m Fe3O4 (O) = 6,24 2,38 = 8,62 кг m SO2 (S) = m FES (S) = 0,4 кг m SO2 (O) = кг m (SO2) = m SO2 (S) m SO2 (O) = 0,4 0,39 = 0,79 кг
Итак, металлическое железо составляет 19% штейна, т.е. 7,39 кг. Остальную массу штейна составляют металлический никель, металлический кобальт, сульфиды никеля и меди и сульфид железа FES: m (FES) = m (штейна) - m (Ni3S2) - m (Ni) - m (Cu2S) - m (Co) - m (Fe)=
= 38,91 - 7,62 - 0,21 - 3,24 - 0,17 - 7,39 = 20,28 кг m FES (Fe) = 12,88 кг m FES (S) = 7,4 кг
Общая масса железа в штейне: m (Fe) = m Me (Fe) m FES (Fe) = 7,39 12,88 = 20,27 кг
Сера в штейне присутствует в сульфидах меди, никеля и железа. Ее общая масса в штейне равна: m (S) = MCU2S (S) m Ni3S2 (S) m FES (S) = 0,65 2,03 7,4 = 10,08 кг
Таким образом, массы всех компонентов штейна найдены.
Расчет масс компонентов шлака
Шлак электропечного передела представлен силикатным расплавом. В его состав входит прежде всего фаялит (Fe2SIO4), а также такие соединения, как силикаты магния, кальция и алюминия.
Фаялит образуется по реакции (7): FES 3Fe3O4 5SIO2 5Fe2SIO4 SO2
Сульфид железа из исходной шихты уходит в пыль (0,37 кг), переходит в штейн (20,28 кг), идет на реакцию (3) (0,72 кг) и на реакцию (5) (1,09 кг). Остальная масса FES идет на реакцию (7). m (7) (FES) = m исх. (FES) - m шт. (FES) - m (3) (FES) = 25 - 0,37 - 20,28 -0,72 - 1,09 = 2,54 кг m FES (Fe) = кг m FES (S) = кг m Fe3O4 (Fe) = FES (Fe) = кг m Fe3O4 (O) = кг m (SIO2) = 8,66 кг m Fe2SIO4 (SIO2) = m (SIO2) = 8,66 кг m Fe2SIO4 (FEO) = кг m Fe2SIO4 (Fe) = кг m (Fe2SIO4) = m Fe2SIO4 (SIO2) m Fe2SIO4 (FEO) = 8,66 20,71 = 29,37 кг
В трех молях магнетита содержится 12 атомов кислорода, два из них идут на образование сернистого ангидрида. Следовательно: m SO2 (O) = m Fe3O4 (O) = m Fe3O4 (O) = кг m SO2 (S) = кг m (SO2) = m SO2 (S) m SO2 (O) = 0,93 0,92 = 1,85 кг
Силикаты магния, кальция и алюминия образуются по реакциям (10), (11), (12).
Расчет реакции (10): MGO SIO2 MGO·SIO2
Оксид магния из исходной шихты (10,87 кг) идет в пыль (0,16 кг) и идет на реакцию (10). Масса оксида магния, идущего на реакцию (10), равна: m (MGO) = 10,87 - 0,16 = 10,71 кг m (SIO2) = кг m (MGO·SIO2) = m (MGO) m (SIO2) = 10,71 15,96 = 26,67 кг
Расчет реакции (11): CAO SIO2 CAO·SIO2
Оксид кальция из исходной шихты (1,1 кг) идет в пыль (0,02 кг) и идет на реакцию (11). Масса оксида кальция, идущего на реакцию (11), равна: m (CAO) = 1,1 - 0,02 = 1,08 кг m (SIO2) = кг m (CAO·SIO2) = m (CAO) m (SIO2) = 1,08 1,16 = 2,24 кг
Расчет реакции (12): Al2O3 SIO2 Al2O3·SIO2
Оксид алюминия из исходной шихты (4,5 кг) идет в пыль (0,06 кг) и идет на реакцию (12). Масса оксида алюминия, идущего на реакцию (12), равна: m (Al2O3) = 4,5 - 0,06 = 4,44 кг m (SIO2) = кг m (Al2O3·SIO2) = m (Al2O3) m (SIO2) = 4,44 2,62 = 7,06 кг
Кремнезем из исходной шихты (28,83 кг) уходит в пыль (0,43 кг) и идет на реакции (7) (8,66 кг), (10) (15,96 кг), (11) (1,16 кг), (12) (2,62 кг).
Масса расходуемого кремнезема: m (SIO2) = 0,43 8,66 15,96 1,16 2,62 = 28,83 кг, Это совпадает с массой исходного оксида кремния. Это означает, что в исходном материале нет ни избытка, ни недостатка кремнезема. Следовательно, необходимости во введении в шихту электропечи кварцевых флюсов при плавке окатышей данного состава нет.
В шлак переходят также гематит Fe2O3, оксиды кобальта, никеля и сульфид меди.
Гематит из исходной шихты (9,01 кг) уходит в пыль (0,14 кг) и переходит в шлак. Его масса в шлаке: m (Fe2O3) = 9,01 - 0,14 = 8,87 кг m (Fe) = кг m (O) = кг
Оксид кобальта из исходной шихты (0,27 кг) уходит в пыль (0,01 кг), идет на реакцию (1) (0,22 кг) и переходит в шлак. Масса оксида кобальта в шлаке: m (COO) = 0,27 - 0,01 - 0,22 = 0,04 кг m (Co) = кг m (O) = кг
Оксид никеля из исходной шихты (1,17 кг) уходит в пыль (0,02 кг), идет на реакции (2) (0,26 кг), (3) (0,61 кг) и переходит в шлак. Масса оксида никеля в шлаке: m (NIO) = 1,17 - 0,02 - 0,26 - 0,61 = 0,28 кг m (Ni) = кг m (O) = кг
Сульфид меди из исходной шихты (3,46 кг) уходит в пыль (0,05 кг), переходит в штейн (3,24 кг) и идет в шлак (механические потери). Масса сульфида меди в шлаке: m (Cu2S) = 3,46 - 0,05 - 3,24 = 0,17 кг m (Cu) = кг m (S) = кг
Таким образом, был произведен расчет масс компонентов шлака. Следовательно, можно найти массу всего шлака, просуммировав массы всех компонентов, и их процентное содержание в шлаке электропечного передела.
Расчет массы необходимого конвертерного шлака
В исходном материале содержится 8,71 кг магнетита Fe3O4. Магнетит в процессе плавки идет в пыль (0,13 кг) и на реакции (5) (8,62 кг) и (7) (20,02 кг). Всего расходуется: m (Fe3O4) = 0,13 8,62 20,02 = 28,77 кг
Очевидно, что магнетит в исходной шихте явно в недостатке. Масса недостающего магнетита 20,06 кг. Возникает технологическая задача, решением которой может являться слив в электропечь оборотного конвертерного шлака. Содержащийся в нем магнетит восполнит недостающее в окатышах количество. Кроме того, высокое содержание цветных металлов в конвертерном шлаке позволит повысить массу извлеченных в штейн цветных металлов и увеличить их процентное содержание в штейне. Недостатком технологии введения в электропечь конвертерного шлака является неоднократная переработка железа и его соединений.
Состав конвертерного шлака приведен в таблице 2.3.
Таблица 2.3. Элементарный состав конвертерного шлака, %
Ni Cu Co Fe S O SIO2 CAO MGO Al2O3
1 0,8 0,3 50 0,38 16,27 25,09 1 4,23 0,93
50% никеля в конвертерном шлаке окислено, 50% присутствует в виде хизливудита. Кобальт окислен на 100%, медь представлена в виде сульфида. Содержание магнетита 25%.
Таблица 2.4. Вещественный состав конвертерного шлака, %
Недостаток магнетита в окатышах 20,06 кг. Зная процентное содержание магнетита в конвертерном шлаке, можно вычислить массу шлака, а затем, зная его процентный состав, вычислить массы всех его компонентов. m (Fe3O4) = 20,06 кг m (конв. шл.) = кг
Извлечение цветных металлов из конвертерного шлака в штейн принимается таким же, как из исходной шихты: Ni - 95%; Cu - 94%; Co - 80%.
Так как шлак заливается в печь в жидкотекучем состоянии (t = 1280°C), его компоненты в пыль не уходят. Следовательно, состав пыли не изменится. Содержащиеся в конвертерном шлаке вещества будут переходить в штейн и в шлак. В связи с этим массы компонентов штейна и шлака электропечного передела необходимо пересчитать заново, учитывая изменение состава исходного материала.
Пересчет масс компонентов штейна
Извлечение цветных металлов из конвертерного шлака в штейн принято таким же, как из окатышей: Ni - 95%; Cu - 94%; Co - 80%.
Вывод
электроплавка рудный электропечной штейн
В результате проделанной работы рассмотрен процесс электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов на штейн в руднотермических печах. Произведены рассчеты материального и теплового баланса процесса. Проведен аналитический обзор текущего состояния автоматизации руднотермических печей ОАО «Кольская ГМК». На основе промышленных данных построена математическая модель печи, как объекта управления.
В дипломном проекте спроектирована автоматическая система стабилизации мощности электропечи. Заданный критерий оптимальности - минимизация интегральной оценки переходного процесса. Для максимального быстродействия системы управления выбран пропорциональный закон регулирования. Так как последовательно с регулятором в цепь включено интегрирующее звено (гидравлическая система перемещения электродов), статическая ошибка равна нулю. Система обладает минимальным временем регулирования и астатизмом.
Коэффициент передачи П-регулятора рассчитан в соответствии с заданным критерием оптимальности. Получены переходные процессы для двух режимов работы печи при подаче на вход единичного возмущения. По графикам переходных процессов оценено качество управления, которое удовлетворяет предъявленным требованием.
В работе также произведен расчет электроснабжения плавильного цеха, рассмотрены вредные факторы и экологическая опасность данного передела для персонала предприятия, населения и природы района. Приведены характеристика и анализ потенциально опасных и вредных условий труда, динамика травматизма в плавильном цехе, рассмотрены мероприятия по охране труда на производстве.
Вычислен годовой экономический эффект от внедрения АСР для данного передела, который составил 1210000 рублей.
Список литературы
Серебряный Л.Я. «Электроплавка сульфидных медно - никелевых руд и концентратов». М., «Металлургия», 1974
«Организация и управление производством». Методические указания по курсовому проектированию для студентов всех форм обучения специальностей 110200, 1110300 и 210200. / В.И. Кудасов. СПБ: СПГГИ (ТУ), 2001.
«Технологическая инструкция по переработке никельсодержащего сырья в руднотермических электропечах». РАО «Норильский никель», ОАО «Кольская ГМК», плавильный цех, п. Никель, 1999 г.
Гальнбек А.А., Водовоздушное хозяйство металлургических заводов. - Л.: ЛГИ, 1974. -278 с.
Гальнбек А.А., Шалыгин Л.М., Шмонин Ю.Б. Расчеты пирометаллургических процессов и аппаратуры цветной металлургии. - Челябинск: Металлургия, 1990. - 448 с.
Глинков Г.М., Маковский В.А. Проектирование систем контроля и автоматического регулирования металлургических процессов. - М.: Металлургия, 1970.
Диомидовский Д.А. Печи цветной металлургии. - М.: Металлургия, 1963. - 460 с.
Диомидовский Д.А., Шалыгин Л.М., Гальнбек А.А., Южанинов И.А. Расчеты пиропроцессов и печей цветной металлургии. - М.: Металлургия, 1963. - 400 с.
Каганов В.Ю., Блинов О.М. Автоматизация металлургических печей. - М.: Металлургия, 1975. - 376 с.
Новоселов А.И. Автоматическое управление (техническая кибернетика) Учебное пособие для вузов. - Л.: Энергия, 1973. - 320 с.
Теория автоматического управления. Под ред. А.В. Нетушилина. Учебник для вузов. - М., Высшая школа, 1976 ?400 с.
Постников Н.П, Рубашов Г.М. Электроснабжение промышленных предприятий. - Л.: Стройиздат, 1989. - 352 с.
Южанинов И.А. Защита воздушного бассейна. - Л.: ЛГИ, 1983. - 102 с.
Краткий справочник машиностроителя. Под. ред. А.С. Близнянского. - М., Гос. Научно-Техническое издат-во машиностроительной литературы, 1950. - 480 с.
Методические указания к экономической части дипломных проектов. - Л.: ЛГИ, 1995. - 25 с.
Отчет о прохождении второй технологической практики. Составитель студ. Нифонтов Д.Ю. 2001.
Охрана труда: Учебник / Б.А. Князевский, П.А. Долин, Т.П. Марусова и др.; Под ред. Б.А. Князевский. - М.: Высш. шк., 1982. - 311 с.
Размещено на
Вы можете ЗАГРУЗИТЬ и ПОВЫСИТЬ уникальность своей работы
