Содержание к диссертации
Введение
1. Методы переработки медных отходов (Литературный обзор) 10
1.1. Классификация медного скрапа 10
1.2. Способы переработки медного скрапа за рубежом 13
1.3. Применение кислородно-топливных горелок для плавки продуктов цветной металлургии 34
1.4. Заключение по главе 1 39
2. Поведение Ni, Zn, Sn, Pb, Sb, As и S, содержащихся в медных расплавах, методом высокотемпературной масс-спектрометрии 41
2.1. Описание методики проведения исследований 41
2.2. Результаты исследований системы Cu-Ni-S 44
2.2.1. Система Cu-Ni 44
2.2.2. Система Cu-S (с исходным содержанием серы 2,2% об.) 46
2.2.3. Система Cu-Ni-S (с содержанием серы менее 4,6% об.) 48
2.3. Исследование поведения примесей Zn, Pb, Sn, Sb и As 52
2.3.1. Система Cu-Zn 54
2.3.2. Система Cu-Sn ( 57
2.3.3. Система Cu-Pb 60
2.3.4. Система Cu-Sb 63
2.3.5. Система Cu-As 65
2.4. Исследование поведения примесей в расплаве меди, содержащей кислород 67
2.4.1. Система Cu-Zn-0 69
2.4.2. Система Cu-Pb-0 72
2.4.4. Система Си -As-0 74
2.5. Заключение по главе 2 76
3. Поведение Zn, Sn, Pb, So, As при продувке расплавов меди инертным газом 77
3.1. Методика проведения исследований 77
3.2. Результаты исследований и их обсуждение 79
3.3. Заключение по разделу 3 80
4. Укрупненно-лабораторные исследования по удалению примесей из черновой меди 81
4.1. Методика проведения исследований 81
4.2. Результаты исследований 85
4.3. Заключение по разделу 4 88
5. Рафинирование черновой меди от кислорода 89
5.1. Методика проведения исследований 89
5.2. Раскисление черновой меди алюминием, кремнием, ферросилицием 91
5.3. Раскисление черновой меди медным концентратом от разделения файнштейна 102
5.3.1. Продолжительность взаимодействия между кислородом и серой при плавлении и продувке расплава инертным газом 103
5.3.2. Поведение кислорода и серы в черновой меди, не содержащей никеля 108
5.3.3. Поведение серы и кислорода в никельсодержащей черновой меди 111
5.4 Заключение по главе 118
6. Разработка технологии плавки и рафинирования медных металлических отходов в вертикальном конвертере с применением кислородно-топливных фурм 119
6.1. Методика проведения работы 119
6.1.1. Характеристика оборудования 119
6.1.2. Характеристика сырья и материалов 121
6.1.3. Аспекты промышленных исследований 122
6.2. Результаты испытаний 123
6.2.1. Сводные показатели плавок 123
6.2.2. Загрузка ВММ 126
6.2.3. Влияние коэффициента избытка кислорода на ход процесса 127
6.2.4. Тепловая работа конвертера 130
6.2.5. Характеристики конвертерных газов 138
6.2.6. Шлаки 139
6.2.7. Поведение примесей при плавке вторичных медьсодержащих материалов с использованием мазутно-кислородной фурмы 143
6.2.8. Переработка в КВК цементной меди 145
6.2.9. Переработка в КВК цеховых холодных материалов 146
6.2.10. Восстановление окисленной меди горелочными газами 148
6.2.11. Восстановление окисленной меди медным концентратом , 148
6.3. Заключение по главе 6 149
Выводы по работе 151
Список использованных источников 154
- Применение кислородно-топливных горелок для плавки продуктов цветной металлургии
- Исследование поведения примесей в расплаве меди, содержащей кислород
- Продолжительность взаимодействия между кислородом и серой при плавлении и продувке расплава инертным газом
- Поведение примесей при плавке вторичных медьсодержащих материалов с использованием мазутно-кислородной фурмы
Введение к работе
В настоящее время АО «Комбинат Североникель» по существу является рафинировочным предприятием, перерабатывающим медно-никелевые файнштейны, получаемые на ОАО "ГМК "Норильский никель" и ОАО «Комбинат Печенганикель». Технологическая схема переработки файнштейна включает дробление, измельчение и флотацию с получением никелевых и медных концентратов.
В плавильном цехе комбината «Североникель» медный концентрат подвергается плавке в отражательной печи, расплав продувается кислородом в вертикальных конвертерах с получением черновой меди, твердых шлаков и газов, направляемых в сернокислотное производство [1]. До недавнего времени часть концентрата подвергалась сушке и вдуванию в конвертер вместе с кислородным дутьем [2]. В цехе установлены две отражательные печи (одна резервная), четыре 30-тонных конвертера. В стадии освоения находится комплекс автогенной плавки медного концентрата [3]. Осваивается работа печей КС для обжига части медного концентрата с получением огарка, направляемого в гидрометаллургическое производство.
Черновая медь заливается в анодные поворотные печи, где подвергается рафинированию. Аноды направляются в цех электролиза меди.
По проекту производительность цеха составляла 116 тыс. тонн черновой меди в год. В настоящее время из-за снижения выпуска файнштейна производство черновой меди сократилось почти в два раза, что не могло не сказаться на технико-экономических показателях работы цеха. Одним из реальных путей повышения эффективности производства могла бы стать переработка относительно дешевых медных металлических отходов. Расчеты, выполненные в институте Гипроникель, показали, что дополнительная переработка медных ломов при максимальной загрузке всех существующих мощностей приводит к снижению общих удельных затрат на про- изводство катодной меди на $27,6 на тонну, прирост ЧДА составит $29,3 млн. [4].
Реально без строительства специальных установок в плавильном цехе вторичная медь может перерабатываться лишь в конвертерах в качестве холодных при конвертировании белого матта. Однако количество вторичной меди, которое может быть переработано этим методом, весьма ограничено. Дополнительные количества меди могут быть проплавлены в конвертерах при использовании мазуто-кислородных горелок (фурм).
Как правило, вместе с медными отходами в производство поступает значительное количество Zn, Pb, Sn, As, Sb. На комбинате в медном и никелевом производстве отсутствуют технологические процессы и оборудование для очистки металлов от этих примесей. В связи с этим необходимо детальное изучение поведения примесей, а также никеля и серы, которые присутствуют в полупродуктах цеха, в процессе плавки медных отходов.
Целью настоящей диссертационной работы является разработка технологии плавки медных металлических отходов в вертикальных конвертерах с использованием мазуто-кислородных горелок и изучение поведения примесей Zn, Pb, Sn, As, Sb, Ni и S.
Разработка и внедрение данной технологии позволит существенно повысить эффективность производства.
Для решения поставленной задачи в работе методом высокотемпературной масс-спектрометрии исследованы термодинамические свойства металлических расплавов меди, содержащих Zn, Pb, Sn, As, Sb, Ni и S, поведение этих примесей при продувке расплавов инертным газом. Исследованы процессы раскисления меди алюминием, кремнием, ферросилицием и медным концентратом от разделения файнштейна.
Приведены результаты опытно-промышленных испытаний плавки медных металлических отходов в вертикальных конвертерах с использованием мазуто-кислородных горелок.
7 Научную новизну работы можно сформулировать следующим образом:
1. Методом высокотемпературной масс-спектрометрии определены молекулярный состав пара, парциальные давления и активности компонен тов в расплавах Cu-Ni (1500 и 1600 К), Cu-S (содержание серы до 2,2% ат, 1500 К), Cu-Ni-S (содержание Ni менее 4,9% ат, S - менее 4,6% ат., 1500 К), Cu-Zn, Cu-Pb, Cu-Sn, Cu-Sb, Cu-As (содержание примесей 0,31- 0,50% масс), Cu-Zn-O, Cu-Pb-O, Cu-Sn-O, Cu-Sb-O, Cu-As-0 (содержание кислорода- 0,4% масс).
Исследовано поведение этих примесей при выдержке расплавов в глубоком вакууме.
2. Проведены лабораторные исследования по раскислению насы щенной кислородом меди при температуре 1200 С алюминием, кремнием, ферросилицием при расходе их от 70 до 150% от теоретически необходи мого и медным концентратом от разделения файнштеина при температуре 1200-1350С. Установлено, что при введении в медный расплав алюминия, кремния и ферросилиция остаточное содержание кислорода в меди состав ляет 0,12-0,20%. Методами РЭМ и РСМА обнаружено наличие в меди ок сидов всех указанных металлов.
Исследовано влияние соотношения металл-концентрат и температуры расплава на скорость и полноту удаления серы и кислорода. Установлено, что раскисление меди, насыщенной кислородом, медным концентратом от разделения файнштеина в количестве 40-50 кг/т при 1200С позволяет снизить содержание кислорода до 0,05% при содержании серы менее 0,01% и может быть рекомендовано для промышленного внедрения.
Практическую значимость работы можно сформулировать следующим образом:
1. Разработана технология плавки медных металлических отходов в вертикальных конвертерах с применением мазуто-кислородной фурмы. Технология характеризуется высокой производительностью и позволяет
8 получать металл с пониженным содержанием примесей. Установлено, что максимальная интенсивность плавки материала имеет место при 0=1,0-1,1 и составляет -0,2 т/мин, расход мазута ~60 кг/т. Ведение процесса плавки при а-1 позволяет получить кондиционную по содержанию серы и кислорода черновую медь. Разработанная технология переработки медных металлических отходов защищена патентом и внедрена на АО «Комбинат «Североникель». Дополнительная переработка медных ломов при максимальной загрузке всех существующих мощностей приводит к снижению общих удельных затрат на производство катодной меди на $27,6 на тонну. Прирост ЧДА составит $29,3 млн.
Разработана технология рафинирования медных расплавов, в том числе содержащих кислород, от Zn и РЬ продувкой инертным газом. Технология позволяет снизить содержание этих примесей в меди до остаточного содержания <0,1%.
Разработана технология раскисления меди, насыщенной кислородом, медным концентратом от разделения файнштейна. При расходе концентрата 40-50 кг/т при 1200С остаточное содержание кислорода может быть снижено до 0,05%, серы - менее 0,01%.
Показано, что при раскислении насыщенной кислородом меди алюминием, кремнием, ферросилицием при расходе их от 70 до 150% от теоретически необходимого содержание кислорода в меди составляет 0,12-0,20% вследствие наличия в расплаве оксидов всех указанных металлов. Данный метод не может быть рекомендован для внедрения.
9 На защиту выносятся:
Результаты исследований методом высокотемпературной масс-спектрометрии термодинамических свойств расплавов на основе меди, содержащих Ni, Zn, Pb, Sn, Sb, As и кислород.
Результаты исследований процесса рафинирования расплавов на основе меди от Zn, Pb, Sn, Sb, As методом продувки их инертным газом.
Результаты исследований процесса раскисления меди кремнием, алюминием, ферросилицием и медным концентратом от разделения файн-штейна.
Технология переработки медных металлических отходов в вертикальных конвертерах с применением мазуто-кислородной фурмы.
Применение кислородно-топливных горелок для плавки продуктов цветной металлургии
Для производства 400 т анодной меди в обычной отражательной печи требуется не менее 24 часов, а процессом Contimelt - 8 часов. В процессе Contimelt потребляется вдвое меньше энергии и на треть снижаются трудовые затраты по сравнению с рафинированием в обычной анодной отражательной печи.
Оборудование двухстадиального процесса Contimelt состоит из короткой отражательной печи с шахтой, установленной эксцентрически на ее крыше, и непрерывно работающей печи-отстойника барабанного типа, которая также служит печью-миксером (рисунок 1.5). Дополнительное оборудование включает скиповой подъемник для загрузки, котел-утилизатор, камеру пылеуловителя с тканевыми фильтрами и пульт управления.
Комбинация подовой-шахтной печи названа анодной шахтной печью. Анодная шахтная печь оборудована 16 горелками в трех секциях, каждая из которых может контролироваться отдельно. Первая секция состоит из 10 плавящих горелок, которые установлены в стене, образуя полукруг вокруг основания загруженной шихты. Вторая секция состоит из трех горелок, установленных в боковых стенках, одна около отверстия для скачивания шлака и две - около выпуска меди.
Целью этих горелок является перегреть ванну меди. Они расположены под таким углом, чтобы привести шлак во вращательное движение. Там, где пламя попадает в ванну, шлак выдувается, и тепло передается непосредственно меди, перегрева ее достаточно, чтобы слить ее в печь-отстойник. Три горелки, установленные на крыше, образуют третью секцию. Эти горелки способствуют либо перегреву ванны, либо расплавлению шихты, либо и тому, и другому. Воздух для горения предварительно нагревается до 230С в теплообменнике теплом отходящих газов [9].
В Замбии накопилось огромное количество отвальных медно кобальтовых шлаков отражательной плавки плавильного медного завода Rokana. Эти шлаки содержат 1-3% кобальта и 1,5% меди. Зарубежные исследователи [10] провели работу по извлечению меди и кобальта из таких шлаков. Они проводили исследования на конвертерных шлаках, содержащих 3,2% кобальта, 4,4% меди и 42% железа. Их плавили в электропечах с производством металлического сплава, содержащего 25% меди и 17%» кобальта. В отвальном шлаке содержалось 0,3%» кобальта. В металлический сплав из перерабатываемого шлака извлекалось 80% меди и 90% кобальта. Сплав гранулировался до дисперсного состояния, а затем выщелачивался под давлением кислорода. Железо удалялось в виде гематита, а медь извлекалась из раствора. Шестиводный сульфат кобальта растворялся, очищался, и из очищенного раствора электроэкстракцией получали катодный кобальт. Этот способ извлечения металлов из шлаков был признан нерентабельным из-за высокого потребления угля на плавку (12%), сильного разрушения футеровки, причиной которого были вюститные шлаки, кроме того, низкое сопротивление шлака не позволяло производить большую загрузку в электропечь. Потребление электроэнергии при использовании кварцитных флюсов составляло 440 кВтч/т шлака.
Отечественные исследователи И.Д. Резник и А.В. Тарасов считают, что невозможно вести плавку с одновременным производством сплава, содержащего 25% кобальта, и шлака с содержанием 0,3% кобальта. Они предложили, как они считают, более легкий способ переработки медно-кобальтовых шлаков, не требующий строительства специального отделения и обеспечивающий высокое извлечение кобальта. Существо предлагаемого способа состоит в переработке медно-кобальтовых шлаков на существующих мощностях плавильных заводов, перерабатывающих сульфидные медно-никелевые руды, на примере плавильных заводов Кольского полуострова.
На рисунке 1.6 представлена схема переработки на этих плавильных заводах сульфидных медно-никелевых концентратов. На этом рисунке справа представлена предлагаемая схема переработки медно-кобальтовых шлаков. Шлак, руда в качестве сульфидизатора и коксовая мелочь загружаются в отдельную электропечь. Полученный в печи штейн загружается в конвертер основной производственной линии на конечной стадии производства файнштейна. Почти вся медь переходит в файнштейн, откуда она извлекается вместе с медью, перешедшей в него из рудного концентрата обычным способом, принятым на отечественных или зарубежных заводах. Кобальт, частично перешедший при электроплавке в шлак, доизвлекается в обеднительной электропечи, где производится обеднение ковертерных шлаков основного производства [11].
На плавильных заводах по производству первичной меди образуются медьсодержащие пыли, содержащие другие ценные и вредные элементы. Пыли образуются либо при плавке медных концентратов, либо при конвертировании медных штейнов, либо это пыли совмещенных процессов плавки и конвертирования (таблица 1.2). В зависимости от перерабатываемого сырья, вида плавки и вообще процесса переработки, пыли различаются по своему составу и, соответственно, могут быть предложены разные методы переработки пыли.
Выбор процесса переработки пыли основывается на свойствах пыли, т.е. на ее химическом составе, физической природе, минералогическом составе и форме выделения соединений. Это особенно важно, если выбирается гидрометаллургический способ переработки пыли, т.к. некоторые элементы могут присутствовать в пыли в виде растворимых в кислоте соединений (сульфаты или оксиды) или в виде нерастворимых в кислоте соединений (например, Си - в виде сульфида, Zn - в виде феррита). Также важна валентность мышьяка в пыли, присутствует ли он в трехвалентном или пятивалентном состоянии или в обоих.
Исследование поведения примесей в расплаве меди, содержащей кислород
Эти шлаки восстанавливались в электродуговой печи с добавкой 8-10% угля, чтобы частично восстановить железо и сконцентрировать медь и кобальт в сплав. Содержание кобальта в шлаке снижалось до 0,1%, в то время как его содержание в сплаве доходило до 3% в течение получасового восстановления. При подаче 40-43 кВт электроэнергии через 40 мин извлекалось 85% меди и кобальта. Извлечение меди и кобальта снижалось при более высокой подаче энергии, что может быть объяснено повышением перехода кобальта в шлак при более высокой температуре. Расплавленный шлак гранулировался перед подачей его на выщелачивание. Выщелачивание велось серной кислотой с концентрацией 355 г/л при температуре 70 С и плотности пульпы 20% с перемешиванием. Средний химический состав остатка выщелачивания следующий, %: Со - 0,8; Си -41,21; S - 11,28; Ni - ОД; С - 2,5; Si02 - 6,65; Pb - 0,24; Zn - 0,03; А1203 - 4,6; Fe - 32,6. Образовывалось около 10 г остатка на 100 г сплава. Этот легко фильтруемый остаток выщелачивания может непосредственно направляться в медный конвертер.
Кобальт осаждался доведением РН раствора выщелачивания до 2,5 добавкой 25% об. NH3 и барботированием 12 л/час H2S. Осаждение кобальта в течение 60 мин снижало содержание кобальта в растворе до 0,6 г/л. Извлечение кобальта при осаждении - 90,6%, а железа - 1,04%. Получившийся осадок содержал 47,54% Со, 14,75% Fe, 0,15% Си, остальное 33 сера. Из оставшегося раствора, концентрированного по FeSOa, получали магнитный оксид железа (РегОз), применяя метода гетитного осаждения с последующими дегидратацией, контролируемым восстановлением и повторным окислением [14].
Как видно из описанного выше, технологиям получения вторичной меди уделяется большое внимание. Однако в настоящее время наиболее распространенной технологией является плавка скрапа и отходов в шахтных печах с последующим конвертированием, плавкой полученной в конвертерах черновой меди в отражательных печах на аноды, из которых электролизом получают чистую катодную медь. Большое количество вторичной меди получают из скрапа, используемого в качестве холодных добавок при конвертировании. Более совершенными технологиями переработки вторичного медного сырья являются TBRC и Isasmelt, которые используются наиболее крупными компаниями, а также новыми заводами и заводами, которые модернизируют свое производство. Ведутся работы по гидрометаллургической переработке отходов медного плавильного производства (пылей), но до настоящего времени эта технология не используется в промышленном масштабе. Вероятно, в ближайшее время будут разработаны новые технологии переработки отходов медно-кобальтового производства в связи с планируемыми предприятиями по переработке шлаков и хвостов в Замбии и Заире с целью получения из них как кобальта, так и меди.
На комбинате «Североникель», как уже упоминалось, отсутствует оборудование для специализированной переработки медных отходов. Переработка отходов в анодных печах не эффективна из-за их низкой производительности и повышенного расхода топлива. Наиболее реальна их переработка в вертикальных конвертерах с применением кислородно-топливных горелок. В связи с этим рассмотрим более детально имеющие 34 ся сведения о работе кислородно-топливных горелок для плавки различных материалов в цветной металлургии.
Широкое применение топливно-кислородных горелок в черной [15, 16] и цветной металлургии [17] обусловлено высокой интенсивностью этого вида плавки, возможностями переработки материалов различного состава, достаточно высоким тепловым коэффициентом полезного действия, т.к. количество образующихся газов в этом случае в 3,5 раза, а потерь тепла с ними - почти в 3 раза меньше, чем при сжигании топлива с воздухом. Это, конечно, справедливо лишь в том случае, если условия сжигания топлива в кислороде и теплообмена их с расплавом позволяют поддерживать температуру отходящих газов практически на том же уровне, что и при сжигании с воздухом.
При оценке эффективности данного процесса, однако, необходимо учитывать более высокую стоимость кислорода по сравнению с воздухом.
В работе [17] приводятся результаты плавки различных материалов цветной металлургии с помощью газо-кислородных горелок. Исследования выполнялись на 10-тонной конверторной установке Ново-Тульского металлургического завода (НТМЗ). Газо-кислородная горелка была выполнена водоохлаждаемой, с приваренным медным наконечником. Максимальный расход природного газа составлял 1200 нм3/ч, кислорода - 2400 нм3/ч. В качестве исходных материалов в работе использовались анодный никель, черновая медь, никелевый концентрат ЦРФ НГМК, импортный концентрат, белый матт и медно-никелевый файнштейн. Состав исходных материалов приведен в таблице 1.4. Следует подчеркнуть, что в процессе исследований плавился исходный материал различного гранулометрического состава. Так, импортный концентрат и никелевый концентрат НГМК являлись по существу пылевидным материалом с влажностью 10-20%. Анодный никель, черновая медь, белый матт и файнштейн - представляли собой куски весом до 800-1000 кг.
Продолжительность взаимодействия между кислородом и серой при плавлении и продувке расплава инертным газом
Система аспирации представляет собой навесной напыльник, соединенный с газоходи ой системой пирозала. Система эвакуации отходящих газов, кроме напыльника над ковшом и газохода, включает пылевую камеру, рукавный фильтр, мокрый скруббер и дымосос. Через напыльник вводится и в нем крепится газокислородная горелка. На выходе в газоход устанавливается газозаборное устройство.
Система контроля и измерения параметров процесса в ходе исследований предполагала: - измерение расхода и давления природного газа и кислорода; - измерение температуры процесса; - контроль состава отходящих газов; - опробование продуктов плавки. По соотношению расходов кислорода и природного газа определялся коэффициент расхода (а) смеси топливо-окислитель. При наплавлений порции металла а поддерживался на уровне 1-0,85 во избежание окисления примесей, окислы которых летучи; на стадии насыщения металла кислородом а поднимали до -3,0. Коэффициент а во всех случаях выставлялся по показаниям вторичных приборов расхода природного газа и кислорода после их соответствующей тарировки. Тарировка производилась по составу продуктов сжигания, отбираемых из факела газокислородной горелки и анализируемых на газоанализаторе марки МГД-21. Для контроля за стабильностью процесса периодически отбирались пробы отходящего газа, которые анализировались также с использованием системы МГД-21. В процессе набора ванны в ковше и в процессе технологической продувки контролировалась температура металла для поддержания ее на необходимом уровне в зависимости от температуры плавления меди и примесей. Регулирование температуры производилось изменением расхода кислорода и природного газа. Температура измерялась вольфрам-рениевой термопарой погружения ВР (А)-1: - исходная (после расплавления порции шихты); - по ходу плавки каждые 10 мин. - на сливе плавки. Пробы анализировались химическим и спектральным методами. При приготовлении исходного материала для проведения исследований по рафинированию использовалась обрезь катодной меди комбината «Севе-роникель», слитки от ранее использованного при проведении исследований металла и химически чистые реактивы Zn, Pb, As, Sn, Sb. Смесь приготавливалась из расчета содержания каждой из примесей в меди около 0,2 — 0,4%. В виду различного поведения металлов-присадок при их сплавлении с медью в лабораторном масштабе опытным путем подбирались необходимые исходные соотношения медь - примесь. Установленное таким образом соотношение использовалось при шихтовке исходных материалов в укрупненных испытаниях на ковшевом стенде. Шихта загружалась в ковш и расплавлялась с помощью газокислородной горелки. После расплавления и перемешивания ванны расплава, которое активно производится жестким факелом горелки, отбиралась исходная («нулевая») проба. Плавки проводились при температуре 1250-1300С. Масса плавки составляла 200 кг. В ходе исследований было проведено две кампании опытных плавок. Первая кампания проводилась без насыщения медного расплава кислородом, вторая - с насыщением. Опыты в первой кампании проводились в следующей последовательности: - наплавление исходной порции смеси топливно-кислородным фа келом с коэффициентом расхода кислорода (а) от 1 до 0,85 во избежание окисления металлов; - перемешивание ванны расплава азотом через кварцевую трубку dBH=5 мм и расходом азота 5-7 л/мин в течении 40 минут; - отбор проб расплава по ходу и при окончании процесса. Во второй кампании добавлялась дополнительная операция — насыщение расплава кислородом. Для этого после наплавлення расплава работа топлизно-кислородной горелки переводилась в режим с а ЗД При этом расплав насыщался кислородом до 1,4-1,6%. Продувка велась в течении 20 мин. После этого велось перемешивание ванны азотом аналогично первой кампании и производился отбор проб металла. Всего проведено 4 плавки в каждой кампании. Результаты опытных плавок приведены в таблицах 4.1 и 4.2.
Поведение примесей при плавке вторичных медьсодержащих материалов с использованием мазутно-кислородной фурмы
Полученные данные хорошо согласуются с данными приведенными в [1061. Так в результате анализа работы вертикального конвертера По-бужского никелевого завода были получены следующие значения тепловых потерь: потери тепла через кожух - 3%, тепло, аккумулированное футеровкой - 8%, средняя невязка теплового баланса - 4%, Разработанная математическая модель позволяет рассчитывать распределение температуры по толщине кладки футеровки в различные моменты времени работы конвертера. Разработанная программа позволяет проводить расчеты в широком диапазоне параметров: при различных типах граничных условий, при изменении рабочих температур, при различных тепло физических свойствах материала футеровки, возможность менять параметры конвертера. Из данных, полученных при исследовании работы конвертера, можно сделать следующие выводы и рекомендации: 1. При значении коэффициента избытка кислорода около единицы (0,90-1) и при высоком расходе мазута (900 кг/ч) наблюдались повышенные температуры футеровки (порядка 1500С), а также высокая температура пламени и расплава. Для улучшения технико-экономических показателей работы конвертера можно рекомендовать вести плавку при среднем расходе мазута порядка 750-800 кг/ч и при расходе кислорода порядка 2000-2100 нм3/ч при 95% содержании кислорода в дутье. При данном режиме работы тепловыделение от сжигания мазута будет максимальным при полном использовании кислорода. 2. Из зависимости на рис 6.2 следует, что максимальные теплопотери происходят в первые 2 часа, когда температура снижается с 1400 С до 750 С (в два раза). В дальнейшем скорость снижения температуры внутренней поверхности футеровки уменьшается. Снижение температуры с 750С до 400С занимает восемь часов. В этот период времени происходит разма 137 у зывание теплового фронта по толщине футеровки. Снижение темпера туры внутренней поверхности футеровки ниже 600С можно считать критическим, так как в последующей плавке около 30 процентов тепла будет идти на прогрев внутренней поверхности кладки. В связи с этим можно рекомендовать при простое конвертера более 2 часов проводить подогрев футеровки кислородно-мазутной горелкой. При этом можно уменьшить расход мазута до 500 кг/ч при расходе кислорода 1200 нм3/ч. Оптимальное время продувки - отдельный вопрос, который необходимо исследовать. Также эффективным способом снижения тепловых потерь во время простоя является установка тепловых экранов на горловине конвертера. Это позволит сохранить высокую температуру футеровки в активном слое и, в определенной мере, избежать значительных тепловых ударов при заливке металла после длительных простоев. При загрузке новой порции ВММ тепло от сжигания мазута в первую очередь расходуется на нагрев и расплавление твердого материала, и на этом этапе плавки потери тепла невелики. После полного расплавления порции твердого материала тепло начинает расходоваться на нагрев жидкой меди и футеровки конвертера, температура расплава и футеровки возрастает и, следовательно, увеличиваются доли всех видов потерь тепла агрегатом. О моменте полного расплавления материала в конвертере можно Щ косвенно судить по началу возрастания температуры охлаждающей воды на выходе контура охлаждения фурмы (при этом дутьевой режим горелки и положение фурмы над ванной должны быть неизменными). Такой прием позволяет ликвидировать простои конвертера на осмотр ванны. Простои конвертера пагубно влияют на тепловой режим агрегата, так как влекут за собой невосполнимые потери тепла, и на ход плавки в целом. Так, по данным хронометражем, простой конвертера в течение 15 мин приводит к снижению температуры на внутренней поверхности футеровки в среднем на 100С, а расплава - на 70С.
В таблице 6.5 представлены результаты определения характеристик газов, удаляемых от конвертера при переработки вторичного сырья (средние значения за плавку).
Высокая температура отходящих газов плавки за 17.05.00 связана с высоким расходом мазута (900-1000 кг/ч) и низким расходом кислорода (ct 0,7). При этом режиме работы мазут, подаваемый в конвертер, догорает уже в горловине конвертера и на начальном участке газоходного тракта. Во всех остальных плавках средний расход мазута был ниже (500-700 кг/ч), и коэффициент избытка кислорода был ближе к единице.
Как видно из таблицы 6.5, содержание SO2 и С02 в отходящих газах достаточно мало, присутствия СО не обнаружено ни в одном из анализов. Содержание SO2 в отходящих газах колеблется от 0,01 до 0,08% об. Как видно из таблицы 6.6, из черновой меди при плавке хорошо удаляются цинк и свинец, никель присутствует в небольших количествах, что хорошо согласуется с результатами лабораторных исследований. В пыли также присутствует в больших количества сера, как в элементарном виде, так и в виде соединений.
Судя по результатам определения составов удаляемых от конвертера газов (таблица 6.5), кратность разбавления газов на пути от агрегата до точки замеров (около 50 м газохода) составляет от 6 до 10. Поэтому весьма сложно судить о параметрах газов, выходящих непосредственно из конвертера. В то же время эти данные позволяют сделать косвенные выводы о том, что содержания диоксидов серы и углерода в газах, непосредственно выходящих из конвертера, составляют 0,5-1 и 20-30% соответственно. Вопрос же о присутствии в газах, отходящих от конвертора, оксида углерода (СО) остается открытым, так как образующийся при низких а и высоких температурах СО быстро окисляется до С02 кислородом подсосанного воздуха на пути газов от конвертера до точки замера.
