Содержание к диссертации
Введение
Глава 1 - Методы переработки сульфидных медно-никелевых концентратов 12
1.1 Методы переработки сульфидных медно-никелевых концентратов на Российских заводах 13
1.2 Методы переработки сульфидных медно-никелевых концентратов на зарубежных предприятиях 21
1.3 Автогенные процессы в медно - никелевом производстве .23
1.4 Обеднение шлаков 31
Заключение по главе 1 39
Глава 2 - Окислительная плавка высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов на богатый штейн и файнштейн 42
2.1 Описание установки и методики проведения лабораторных исследований 43
2.1.1 Методика плавки исходного концентрата совместно с обожженным концентратом 43
2.1.2 Методика плавки концентрата с продувкой расплава кислородом 46
2.2 Описание установки и методики проведения исследований в дуговой электропечи 48
2.3 Результаты исследований и их обсуждение 52
2.3.1 Плавка концентрата совместно с обожженным концентратом 52
2.3.2 Плавка концентрата с продувкой расплава кислородом 68
2.3.3 Исследования в дуговой электропечи 74
Заключение по главе 2 77
Глава 3 - Обеднение шлаковых расплавов путем их продувки газами с различным парциальным давлением кислорода с введением и без введения твердого восстановителя 80
3.1 Описание установки и методик проведения лабораторных исследований процесса обеднения 82
3.1.1 Методика обеднения шлаков путем их продувки азотом и кислородом в присутствии твердого восстановителя 82
3.1.2 Методика обеднения шлаков продувкой газовыми смесями различного состава 83
3.1.3 Методика обеднения шлаков продувкой газовыми смесями различного состава и загрузкой восстановителя 85
3.2 Результаты исследований и их обсуждение 85
3.2.1 Обеднение шлаков продувкой азотом в присутствии твердого восстановителя 85
3.2.2 Обеднение шлаков продувкой кислородом в присутствии твердого восстановителя 92
3.2.3 Обеднение шлаков продувкой газовыми смесями различного состава 109
3.2.4 Обеднение шлаков продувкой газовыми смесями различного состава в присутствии твердого восстановителя 129
Заключение по главе 3 133
Глава 4 - Укрупненные испытания плавки медно-никелевого концентрата комбината "Печенганикель" в двухзонной печи Ванюкова 136
4.1 Характеристика и описание конструкции ДПВ 136
4.1.1 Особенности футерованной печи 138
4.1.2 Особенности кессонированной печи 140
4.1.3 Воздухоподогреватель 142
4.1.4 Система обеспечения печи сжатым воздухом и кислородом... 142
4.1.5 Система охлаждения печи 143
4.1.6 Система обеспечения печи природным газом 144
4.2 Методика проведения исследований 145
4.3 Результаты исследований и их обсуждение 151
4.3.1 Исследование в однозонном варианте 151
4.3.2 Исследование в двухзоннои футерованной печи 156
4.3.3 Исследование в двухзоннои кессонированной печи 158
4.3.3.1 Первая серия испытаний 159
4.3.3.2 Вторая серия испытаний 162
Заключение по главе 4 167
Выводы по работе 169
Список использованных источников 172
- Методы переработки сульфидных медно-никелевых концентратов на зарубежных предприятиях
- Методика плавки исходного концентрата совместно с обожженным концентратом
- Методика обеднения шлаков путем их продувки азотом и кислородом в присутствии твердого восстановителя
- Особенности футерованной печи
Введение к работе
В настоящее время на комбинате "Печенганикель" ОАО "Кольская ГМК" применяют следующую технологическую схему переработки сульфидной медно - никелевой , руды: на промышленной площадке г. Заполярного осуществляют обогащение руды с получением медно -никелевого рудного концентрата, который поступает далее на передел окатывания и агломерирующего обжига. Все технологические газы агломерирующего обжига, содержащие диоксид серы, выбрасывают в атмосферу, так как утилизация бедных по содержанию SO2 газов не целесообразна. Обожженные окатыши направляют на электроплавку в пос. Никель, которую осуществляют в рудно-термических печах. "Бедные" газы рудно-термических печей также выбрасывают в атмосферу. Полученный штейн направляют на передел конвертирования с получением файнштейна. При конвертировании отходящие газы утилизируют лишь частично с получением серной кислоты.
При такой технологии производства выбросы диоксида серы в атмосферу в обжиговом и плавильном цехах составляют ~ 120 тыс. т в год. Острейшая экологическая проблема затрагивает не только Российскую Федерацию, но и сопредельные скандинавские государства, на территории которых, в результате трансграничных переносов, также происходит загрязнение окружающей среды. Кроме того, работы по существующей технологии сопровождаются большими энергозатратами на расплавление обожженных окатышей в рудно-термических печах.
Эти проблемы можно решить, заменив процессы окатывания и агломерирующего обжига на брикетирование концентрата с последующей переработкой брикетов методом автогенной плавки с получением богатого штейна или файнштейна. Перспективным является переработка концентрата в двух-зонной печи Ванюкова. Это позволит переводить почти всю серу, находящуюся в медно - никелевом концентрате, в небольшой поток высокосернистого газа печи Ванюкова, который совместно с конверторными газами будет утилизироваться с производством серной кислоты, что в свою очередь позво-
лит значительно снизить выбросы диоксида серы в атмосферу со ~ 120 тыс. т до 6 - 15 тыс. т в год, сократить платежи за загрязнение окружающей среды, обеспечить в жилой зоне г. Заполярного и пос. Никель нормативное качество воздуха, решить проблему трансграничного переноса загрязняющих атмосферу веществ (пыль и диоксид серы) на сопредельные государства.
Таким образом, разработка названной технологии, исследование закономерностей окислительной плавки, а также процесса обеднения шлаков в двухзоннои печи является актуальной задачей, решение которой позволит резко снизить выбросы диоксида серы в атмосферу без снижения основных технико-экономических показателей по переработке медно - никелевого концентрата по существующей технологии.
Целью работы является исследовать закономерности поведения цветных металлов и железа; установить технологические параметры при переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзоннои печи Ванюкова.
Методы исследований: для проведения лабораторных исследований использовалась высокотемпературная печь с нагревателями из хромита лантана и дуговая двухэлектродная печь мощностью 100 кВа, емкостью по шлаку 30 кг.
Лабораторные исследования заключались в продувке шлаковых расплавов в контролируемой атмосфере с анализом газовой фазы на масс-спектрометре времяпролетного типа ЭМГ-20-1.
Укрупненные испытания проводились на двухзоннои печи Ванюкова с площадью пода окислительной зоны 0,26 м2 и с площадью пода зоны обеднения 0,67 м2.
Продукты плавок исследовались методами химического анализа с использованием атомно-эмиссионного спектрометра "IRIS Advantage".
Закаленные шлаковые и штейновые пробы исследовались с помощью растрового электронного микроскопа (РЭМ) "CamScan-4" с системой микро-
7 анализа "LINK ISIS 200", а также методом рентгенофазового анализа (РФА) с использованием установки "ДРОН-6".
Настоящая работа включает аналитический обзор, в котором рассматриваются: различные методы переработки сульфидного медно - никелевого сырья; отечественная и мировая практика применения автогенных процессов в медно — никелевом производстве; различные возможные варианты обеднения шлаковых расплавов на зарубежных и отечественных предприятиях.
Во второй главе приведены результаты экспериментальных исследований окислительной плавки высокомагнезиальных медно - никелевых сульфидных концентратов. Лабораторные исследования проводили в двух направлениях: изучение плавки шихты, имитирующей образование шлака, богатого штейна или файнштейна, и изучение продувки расплава концентрата кислородом с получением шлака и сульфидных расплавов различного состава.
В первом случае в качестве исходных материалов для плавки использовали необожженный и обожженный в атмосфере воздуха при температуре 850 С концентрат комбината "Печенганикель". Во втором осуществляли плавку медно - никелевого концентрата продувкой кислородом.
Исследования окислительной плавки осуществляли на лабораторной печи с нагревателями из хромита лантана и на двухэлектродной дуговой печи.
В третьей главе приведены результаты лабораторных исследований обеднения шлаков, полученных при окислительной плавке медно-никелевого концентрата. Лабораторные исследования осуществляли по нескольким направлениям: продувкой расплава азотом в присутствии твердого восстановителя (8, 9 и 11,1 % от массы шлака), продувкой расплава кислородом в присутствии твердого восстановителя (6, 8, 8,7, 11,1 и 15 % от массы шлака), продувкой расплава газовыми смесями с различным парциальным давлением кислорода (а~ 0,25 + 0,8), продувкой расплава газовыми смесями
8 с различным парциальным давлением кислорода в присутствии твердого вое-
становителя (2, 4, 6 % от массы шлака).
В четвертой главе приведены результаты укрупненно - лабораторных исследований, которые проводили в печи Ванюкова в однозонном и двухзон-ном вариантах. Процесс окислительной плавки изучали путем загрузки мед-но - никелевого концентрата на шлаковый расплав, который продувался воздушно — кислородной смесью (обогащение смеси ~ 60 V0O2). Процесс обеднения осуществляли продувкой шлакового расплава продуктами сжигания газообразного топлива и кислородно-воздушной смеси при значениях а < 1 и подачей на расплав твердого восстановителя.
;
9 Научная новизна работы:
Установлено, что при переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова, в зоне обеднения равновесное состояние между шлаком и штейном не достигается, в результате чего становится возможным в одном агрегате получение богатых штейнов и отвальных шлаков.
Экспериментально установлено, что при переработке сульфидных высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в условиях плавки Ванюкова, вследствие развития реакций взаимодействия между сульфидами и оксидами с образованием металлов и диоксида серы, содержание серы в получаемом файнштейне составляет не более 20 %.
Установлена взаимосвязь извлечений меди, никеля, кобальта и железа в сульфидно-металлический расплав при переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова.
Установлены структуры шлаков характерные для окислительной зоны печи Ванюкова при переработке
, высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов. Структуры представлены силикатами магния и железа, магнетитом и сульфидными корольками. Растворимые формы потерь составляют для никеля 60-80, для меди 50-70, для кобальта 95-97.
10 Практическое значение работы
Разработана рациональная технология переработки высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова, при этом обеднение во второй зоне печи осуществляется без применения сульфидизатора, при наличии общей штейновой ванны, содержащий 45 % суммы цветных металлов на шлаки содержащие, % масс: никеля 0,21, меди 0,2, кобальта 0,09.
Внедрение данной технологии на комбинате "Печенганикель" позволит сократить выбросы диоксида серы по обжиговому и плавильному цеху со 120 до 6-12 тыс. т в год.
На основании полученных результатов разработан технологический регламент для выполнения ТЭР и технического проекта реконструкции комбината "Печенганикель" и регламент для строительства опытно-промышленной установки на комбинате "Североникель", которая пущена в мае 2005 года.
Проектной частью института Гипроникель выполнен проект реконструкции комбината "Печенганикель", который имеет следующие экономические показатели: капитальные вложения в проект 93,5; чистый дисконтированный доход (NPV) 11,6 млн. долларов США; внутренняя норма доходности (IRR) 26,1 %.
Основные защищаемые положения:
Окислительную плавку высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова следует вести при температуре не ниже 1450С на штейны, содержащие 40-60% масс суммы цветных металлов.
Обеднение высокомагнезиальных шлаков, полученных в плавильной зоне двухзонной печи Ванюкова, следует вести с получением металлизированного сплава, растворяющегося в штейне плавильной зоны, при температуре не ниже 1450С, расходе твердого топлива (4-6 % масс) и о>0,6, что соответствует парциальному давлению кислорода в газовой фазе равным 3,25*10-11 атм.
При переработке высокомагнезиальных медно-никелевых сульфидных концентратов в двухзонной печи Ванюкова возможно получение файнштейна, содержащего серы 18-20 % масс.
Выполненный комплекс исследовательских работ будет способствовать быстрейшему освоению плавки брикетированного медно - никелевого концентрата в двухзонной печи Ванюкова на комбинате "Печенганикель" с получением богатого штейна, отвального шлака и высокосернистых газов.
Методы переработки сульфидных медно-никелевых концентратов на зарубежных предприятиях
На заводе Харьявалта, Outokumpu (Финляндия), перерабатывают привозный австралийский медно - никелевый концентрат с высоким содержанием диоксида магния [23]. Расплавление шихты осуществляют в печи взвешенной плавки (ПВП). В шихту добавляют соединения, содержащие трехвалентное железо для снижения содержания оксида магния в шлаке и как следствие температуру процесса. Плавку ведут на богатый штейн, содержащий до 70 % (Ni + Си). Штейн ПВП гранулируют, измельчают и направляют на сернокислотное атмосферное, а затем на автоклавное выщелачивание. Шлак ПВП направляют на обеднение в электропечь, полученный штейн ОЭП - на выщелачивание, шлак ОЭП - в отвал, газы - в сернокислотный цех.
Никелевый раствор обрабатывают двумя отдельными методами для получения различных продуктов. Катодный никель производится путем электролиза, а другую половину никеля восстанавливают из раствора водородом под высоким давлением, и образующийся порошок прессуют в брикеты.
Технология получила название ДОН-процесс и внедрена в 1995 г. на заводе Харьявалта и в 1997 г. на Форталезе (Бразилия).
На канадском заводе "Copper-Clif с 1994 г. перерабатывают коллективный медно-никелевый концентрат с содержанием 19-21 % суммы меди и никеля. Технологическая схема включает в себя кислородно-взвешенную плавку концентрата на богатый штейн с содержанием более 50 % суммы цветных металлов. Штейн конвертируют до файнштейна, затем разделяют флотацией на медный никельсодержащий концентрат и никелевый концентрат. Последний подвергают окислительному обжигу в печах КС с последующим рафинированием по карбонильной технологии. Медный концентрат перерабатывают по уникальной технологии - взвешенному конвертированию.
На канадском заводе "Томпсон" никелевый концентрат обжигается в печах КС, горячий огарок плавится в электропечах, полученный штейн подвергается конвертированию в конвертерах Пирс Смита, файнштейн подвергается электролитическому рафинированию. Все газы, от печей КС, электропечей и конвертеров, направляются в электрофильтры. На заводе отсутствует производство серной кислоты. [24].
Завод Falconbridge перерабатывает медно-никелевый концентрат обогатительной фабрики в печах обжига КС. Диоксид серы из печей обжига утилизируется с получением серной кислоты одноконтактным способом. Горячий огарок, смешанный с флюсом и коксом, плавится в электропечи. Штейн электропечи продувается в конвертерах Пирс-Смита до файнштейна, который рафинируется на Норвежском заводе Kristiansand. Отходящие газы электропечи и конвертерные газы с низким содержанием диоксида серы не утилизируются. [25]
На заводе в Калгурли (Западная Австралия), принадлежащем "Вестерн Майнинг Корпорейшн" и пущенном в 1972 г., перерабатывают концентрат, содержащий, % масс: МП, Си 1,2, Fe 35, Si02 11, MgO 5, 30. Технологическая схема состоит из взвешенной плавки концентрата на обогащенном кислородом дутье, конвертирования штейна, грануляции файнштейна, сушки его и отправки потребителям; шлаки ПВП и конвертерные подвергаются обеднительной электроплавке.
Завод "Селеби Пикве" (Ботсвана, Ю. Африка) принадлежит "Баменгуато Консешнз", перерабатывает низкосортное сульфидное сырье, содержащее % масс: М 1,04, Си 0,82. Схема переработки состоит из сушки, взвешенной плавки, конвертирования, выдержки в специальной печи, разливки файнштейна в блоки; шлаки направляются на электропечное обеднение.
В Китае, провинции Ганьсу работают два никелевых завода, входящих в состав комбината Тиньчуань. В 1980 г. была пущена линия с обжигом концентратов в печах кипящего слоя, плавкой в рудно-термической печи, конвертированием богатого штейна, обеднением конвертерного шлака в электропечах. В 1993 г. пущен второй завод по технологии взвешенной плавки, купленной и применяемой австралийской компанией "Вестерн Майнинг". Основной техно 23 логический агрегат завода - печь, разработанная специалистами "Вестерн Май нинг", объединяющая шахту для взвешенной плавки, отстойную камеру, в которой идет обеднение шлаков взвешенной плавки и конвертерных, аптейк и котел-утилизатор. Эта печь заменила три агрегата ПВП конструкции Оутокумпу и две обеднительные электропечи. В зоне обеднения шлака шесть электродов поддерживают температуру шлака 1300С. Выплавляемый штейн содержит 45 % (Ni + Си). Его продувают в конвертерах до файнштейна.
К основному недостатку традиционных методов переработки сульфидных медно - никелевых руд (рудно-термическая плавка, конвертирование, агломерирующий обжиг и др.) относят низкую степень утилизации серы из-за отсутствия постоянного потока богатых серосодержащих газов. Ежегодно ужесточающиеся требования к загрязнениям атмосферы технологическими газами, давление общественности и экономические штрафы "заставляют" предприятия цветной металлургии по всему миру переходить на автогенные процессы, позволяющие получать небольшие объемы высокосернистого газа.
Существует несколько определений автогенных процессов [3]. Будем считать автогенными те процессы пирометаллургической переработки сульфидного сырья, в которых плавка сырья осуществляется частично или полностью за счет тепла окисления сульфидов сырья. В ряде процессов используют обогащение дутья кислородом или технический кислород, подогретое дутье. При низком содержании серы в сырье подают газообразное, жидкое или твердое топливо. Причем методы подачи топлива, подогрев дутья не влияют на определение автогенности [26].
Автогенные процессы классифицируют на протекающие во взвешенном состоянии, а также процессы, протекающие в расплаве. Последние подразделяются по способу подачи дутья: с погружным факелом (в штейн - Норанда; в шлак-печь Ванюкова) и с верхним непогружным факелом (в штейн-Мицубиси; в шлак - агрегат автогенной плавки). Рассмотрим автогенные процессы во взвешенном состоянии.
В мировой металлургической практике наибольшее распространение получила взвешенная плавка Outokumpu, разработанная и внедренная на заводе Harjavalta в начале 50-ых гг. Данный процесс взвешенной плавки (ПВП) применяют на лицензионной основе более чем на 40 установках [27, 30, 33]. Процесс первоначально разработан для производства меди, и сегодня более 45 % мирового производства первичной меди осуществляют по данной технологии. Два предприятия по выплавке меди (Глогув в Польше и Olympic Dam в Австралии) производят черновую медь из концентрата в одну стадию. В никелевой промышленности ПВП используют на шести предприятиях, в т.ч. и в Норильске. [27].
ПВП представляет собой автогенный непрерывный процесс, с образованием постоянного потока высокосернистых газов. На всех заводах, применяющих плавку во взвешенном состоянии, большое внимание уделяют подготовке и глубокой сушке шихты. К недостаткам ПВП относят: необходимость сушки концентрата до содержания мене 0,5 % влаги, флюсы и обороты также должны быть измельчены и высушены, шлаки ПВП требуют обеднения, низкую удельную производительность и, высокие капитальные затраты, трудность реализации в старых цехах.
Методика плавки исходного концентрата совместно с обожженным концентратом
Лабораторная установка состояла из вертикальной трубчатой электропечи ЭТМП-0,8/1600ВП с нагревателями из хромита лантана, системы подачи смеси газов в расплав, системы отвода отходящих газов и масс-спектрометрического газоанализатора ЭМГ - 20 - 1 (рисунок 2.1).
В качестве исходных материалов для плавки использовали необожженный и обожженный в атмосфере воздуха при температуре 850 С в течение 4-х часов концентрат комбината "Печенганикель". Обожженный концентрат "имитировал" шлаковую ванну, на которую загружается концентрат. Первая партия медно — никелевого концентрата, поставленного комбинатом "Печенганикель" имела следующий состав, % масс: См 8,2; Ni 9,9; Fe3\,5; Со 0,305; 25,5; Si02 12,0; Mg0 6,S; CaO 0,70; Al203 1,02; прочие-4,07. Содержание серы в обожженном концентрате составляло 1,04 %.
Шихту — смесь необожженного и обожженного концентрата составляли из расчета получения файнштейна, содержащего 3 % Fe.
Кроме того, в шихту добавляли коксик (для снижения содержания магнетита и, соответственно, температуры плавления) и в некоторых опытах кварцит (для уменьшения вязкости шлака).
Методика работы состояла в следующем. В электрическую вертикальную печь ЭТМП- 0,8/1600ВП (1) с нагревателями из хромита лантана (2) устанавливали реактор (3), в который помещали тигель с навеской. Реактор закрывали пробкой (6) с отверстиями: для подвода инертного газа или смеси газов через продувочное сопло (7), для отвода отходящих газов (8) и для загрузочного устройства (9). В реактор подавали инертный газ по газоходному тракту V-V, расход газа контролировали ротаметрами, установленными на входе в реактор (10) и на входе отходящих газов (11) в газоанализатор (12) ЭМГ - 20 - 1 и начинали нагрев печи.
Температура печи поддерживалась терморегулятором ТП403 — 10 (13) и контролировалась с помощью двух платино - платинородиевых термопар, установленных в районе нагревателей (14) и непосредственно в печи на уровне дна тигля (15).
Состав газовой смеси устанавливали до начала опыта с помощью газоанализатора, на который смесь газов подавали по байпасу - линии газохода 2 -2 . В опытах с продувкой расплавов газовой смесью после достижении рабочей температуры производили замену инертного газа, поступающего в реактор, на рабочую газовую смесь. Сернистый ангидрид и азот из баллонов (16, 17) через реометры (18 и 19) поступали в коллектор (20) и далее по газоходу 2 -Г в реактор. Затем через загрузочное устройство (9), обеспечивающее герметичность реактора, производили введение необожженного концентрата в расплав. После 15-минутной выдержки в расплав опускали сопло - алундовую трубку с двумя отверстиями диаметром 2 мм и начинали продувку. Расход газа составлял 1 л/мин; рабочая температура расплава - 1450 С.
Время продувки расплава газом составляло 30 минут. Время отстаивания расплава после окончания продувки и подъема сопла в атмосфере рабочего газа составляло также 30 минут. В течение всего опыта производился непрерывный анализ отходящих газов; результаты анализа фиксировались на магнитных носителях. После отстоя газовую смесь по байпасу подавали на газоанализатор для повторного контроля ее состава. Реактор вскрывали, отбирали пробу шлака "на ломок" и закаливали в воде. Тигель с расплавом вынимали из печи и охлаждали на воздухе.
Исследования проводились на установке, представленной на рисунке 2.1, с незначительными изменениями: вместо баллона (16) устанавливался кислородный баллон, вместо азотного баллона (17) использовался баллон с аргоном. Баллоны (14, 15), реометры (18, 19) из схемы исключались.
Для создания ванны расплава использовали шлак РТП комбината "Печенганикель", к которому добавляли Cu2S (0,86 % от навески шлака) и N13S2 (2,67 % от навески шлака). На расплав шлака порциями загружали рудный концентрат, шихтованный углеродом и Ге20з (8,57 % от навески шлака). Подшихтовка производилась с целью получения продуктов плавки, близких по составу к таковым для промышленного процесса. Навески шлака составляли 30 г, навески концентрата - 70 г.
Принятая методика проведения опытов была аналогична описанной ранее в пункте 2.1.1. Нагрев до температуры 1450 С осуществлялся в атмосфере аргона. По достижении температуры 1450 С, с помощью загрузочного устройства (9) засыпали порциями рудный концентрат, шихтованный Fe203 и, в определенных опытах, углеродом (2, 4 и 8%), и сразу же начинали продувку расплава кислородом, который от баллона (16), реометр (18), далее по газоходу 2 - Г, через алундовую трубку (7) поступал в реактор (3). Удельный расход кислорода во всех опытах составлял 178 л/кг концентрата, его расход постоянно контролировался по реометру (18). Состав отходящих газов определяли с помощью масс-спектрометрической установки ЭМГ - 20 - 1 (12).
Тигель с расплавом охлаждали в печи в атмосфере аргона. Продукты плавки разделяли и анализировали методами химического анализа. Выборочно образцы шлака и штейна были закалены на быстровращающемся медном круге. Скорость закалки составляла 103 - 104 град/сек. Эти пробы были исследованы методами электронной микроскопии и рентгеноспектрального микроанализа (РЭМ и РСМА)1.
В результате лабораторных исследований по вышеописанной методике было проведено две серии опытов: без добавки восстановителя и с добавлением восстановителя, но при сохранении постоянства удельного расхода кислорода.
Методика обеднения шлаков путем их продувки азотом и кислородом в присутствии твердого восстановителя
В качестве исходных материалов при исследовании процесса обеднения использовали шлаки № 2 и № 3 (таблица 3.1). Необходимо отметить, что шлаки, полученные в дуговой электропечи, крайне неоднородны, в связи с чем их пробы могут отличаться (таблица 2.14 и 3.1).
Методика проведения опытов состояла в следующем. Навеска шлака помещалась в тигле в холодную печь (1). Нагрев до рабочей температуры (все опыты) происходил в атмосфере азота. Расход азота составлял 1 л/мин. В опытах с продувкой расплава кислородом, после достижения рабочей температуры опыта, в реактор подавали кислород из баллона. Кислород проходил по оттари-рованному ротаметру в реактор со скоростью 1 л/мин. После пяти минутной выдержки, а при продувке с азотом сразу же, в реактор, не нарушая герметичности, загружали твердый восстановитель с помощью герметичного загрузочного устройства (9), и начинали продувку расплава. Температура шлакового расплава составляла 1450С.
Методика выполнения лабораторных опытов аналогична вышеописанной. После достижения рабочей температуры в реактор (3) из баллонов (16- 18) подавали газовую смесь определенного состава, состоящую из водорода, оксида углерода и диоксида углерода.
В настоящих исследованиях, в связи с нерациональностью организации сжигания природного газа, восстановительные газовые смеси, используемые для продувки штейно-шлаковых расплавов, составляли из // , СО и СО2. Изменяя состав газовой смеси (при постоянстве расхода), обеспечивали в продувочной смеси такое парциальное давление кислорода (P0i), которое соответствует сжиганию природного газа с коэффициентом расхода кислорода (а) [94] от 0,25 до 1,0.
Определение Р0г в газовых смесях и термодинамические расчеты состава равновесной многокомпонентной смеси выполнены с использованием базы данных "ИВТАНТЕРМО" , в которой применяется метод минимизации энер "ИВТАНТЕРМО" - интегрированная система данных, содержащая достоверную информацию о термодинамических свойствах индивидуальных веществ с оцененными величинами погрешностей. Заложенная в базе данных информация является результатом критического анализа и обработки первичных данных (в том числе и зарубежных), имеющихся в литературе и полученных в лабораториях термоцентра РАН. Недостающие в базе данных вещества (сульфиды, силикаты металлов) вводили дополнительно на основании критического анализа справочных данных. гии Гиббса [95]. Для реализации метода использовали возможности современной компьютерной техники.
Для определения Р0і в отходящих газах предварительно производили расчет их истинного состава. Это было связано с тем, что в результате реакций, протекающих при продувке штейно-шлаковых расплавов, образуются пары воды, которые не должны попадать в камеру газоанализатора (по условиям эксплуатации прибора). Однако, для корректного расчета P0i, их количество обязательно должно быть учтено.
Концентрацию воды в отходящих газах определяли расчетным методом, исходя из уравнений материального баланса по углероду и кислороду для исходной газовой смеси и отходящих газов.
После подачи газовой смеси в реактор делали пятиминутную выдержку, после которой опускали сопло в расплав и начинали продувку. Расходы всех смесей, с помощью реометров (19—21) и ротаметра (11) поддерживали постоянными и равными 1 л/мин. Отходящие газы подавали на газоанализатор (12) для непрерывного определения их состава.
Навеска исходного шлака составляла 70 - 80 г. В качестве шлака применяли синтетические шлаки № 1 и 2. Время продувки составляло 10, 15 и 25 мин. Время отстоя — 30 мин в том случае, когда продувку вели в течение 25 мин., при более коротких продувках реактор вскрывали сразу после окончания продувки.
После окончания отстоя реактор вскрывали, брали пробу шлака "на ломок" и закаливали ее в воде. Эти пробы шлака поступали на исследование методами РЭМ и РСМА. Продукты реакции, если разделение фаз было достаточно хорошим, поступали на химический анализ; при недостаточном разделении закаленные пробы шлака и пробы донной фазы исследовались методами РЭМ и РСМА. 3.1.3 Методика обеднения шлаков продувкой газовыми смесями различного состава и загрузкой восстановителя Методика лабораторных исследований была аналогичной методике описанной в разделе 3.1.2. В качестве восстановителя применяли коксик следующего состава, % масс: С 85,02; S 0,58; зольность - 14; влага - 0,4; Загрузку восстановителя осуществляли с помощью герметичного загрузочного устройства (9) (см. рисунок 2.1). Количество загружаемого твердого восстановителя варьировалось и составляло 2, 4, 6 % от массы шлака. 3.2 Результаты исследования и их обсуждение 3.2.1 Обеднение шлаков продувкой азотом в присутствии твердого восстановителя Данный метод представляет интерес с научной точки зрения, т.к. обеднение осуществляется твердым восстановителем, а перемешивание - инертным газом. Опыты с продувкой шлаковых расплавов азотом проводились для отработки методики проведения лабораторных экспериментов и сопоставления результатов с результатами, полученными при продувке кислородом. В таблице 3.2 показаны условия проведения опытов с продувкой шлаковых расплавов азотом в присутствии твердого восстановителя. Время продувки азотом определялось временем присутствия СО и СО2 в отходящих газах. Следует отметить, что в опытах с продувкой азотом восстановитель загружали на расплав шлака, а затем в расплав опускали сопло и начинали продувку.
Особенности футерованной печи
Разделение футерованной печи по зонам выполнено перегородками, набранными из медных глиссажных водоохлаждаемых труб квадратного сечения (65 х 65) с отверстием 0 25 мм. Трубы положены на расстоянии 65 мм друг от друга, в промежутке между ними уложен огнеупорный кирпич.
Рабочие пространства зон сообщалось между собой через окно, расположенное на уровне подины, с размерами 400 х 500 мм. Каждая из зон имеет независимый газоход и шпуровое отверстие для выпуска продуктов плавки. Предусмотрена возможность загрузки шихты и вспомогательных материалов в ту и другую зоны.
Подина в зоне обеднения выполнена на 60 мм выше подины окислительной зоны. В кладку торцевой стенки между огневым слоем кирпича и теплоизоляционным вмонтирован закладной элемент, набранный из глиссажных труб, служащий для охлаждения футеровки.
В первоначальном варианте печи объем зоны формировался этим элементом и перегородкой между зонами в поперечном сечении, а в продольном - фурменными накладными кессонами и огнеупорной футеровкой, которой все указанные элементы обложены для защиты от прямого попадания газокислородного факела фурм в период разогрева печи. В дальнейшем по мере отработки конструкции печи оформление указанной зоны претерпело ряд существенных изменений, о которых будет сказано ниже.
Футеровка окислительной зоны, в первоначальном варианте, была выполнена полностью из хромомагнезитового кирпича с изолирующим слоем из шамота и функционально служила защитой закладных кессонов и медных фурм в период разогрева печи от прямого воздействия топливного факела. Однако в области фурменного пояса в условиях интенсивного барботажа расплава и высоких температур футеровка в расплаве "не стояла". Одним из нежелательных следствий этого явилось накапливание в окислительной зоне не проплавленных тугоплавких оксидов хрома и магния, образующихся при разрушении футеровки. В отдельных пробах шлака, полученных при окислительной плавке медно-никелевого концентрата "Печенгани-кель", отобранных на перетоке, содержание MgO достигало 30-35%, а СГ2О3 20-25 %. Такой шлак затруднял работу на выпуске расплава, при этом количество выпущенного шлака не соответствовало залитому, приходилось разбирать печь и проводить ее очистку. В связи с этим возникла необходимость в реконструкции окислительной зоны печи.
Футеровка зоны обеднения была также выполнена полностью из хромомагнезитового кирпича, а свод - коробчатыми водоохлаждаемыми кессонами.
Подина в зоне обеднения выполнена на 60 мм выше подины окислительной зоны. В своде печи выполнены отверстия для загрузки шихты, восстановителя, сульфидизатора и др., отбора проб расплава, отходящих газов и выполнения других технологических операций. Для выполнения перечисленных операций со стороны пролета выполнена рабочая площадка на уровне свода печи.
Плохая стойкость футеровки печи, попадание её элементов в расплав значительно усложняло исследование процесса переработки медно-никелевого концентрата в ДПВ. С этой целью велись постоянные работы по улучшению стойкости футеровки. В окончательном варианте этой работы печь была полностью переведена на гарнисажный режим работы с использованием стандартных промышленных медных плиточных кессонов, применяемых на промышленных печах ПВ медного завода ЗФ "ГМК "Норильский никель". Огнеупорами выполнены только подина печи, частично торцевые стенки печи (в зоне защиты шпуровых кессонов) и частично перегородка (между глиссажными трубами). На рисунке 4.2 приведен общий вид плиточного кессона. На рисунке 4.3 представлен вид рабочего пространства печи с новыми кессонами после выпуска расплава.
Общий вид плиточного кессона с огневой стороны При установке новых кессонов изменилась внутренняя геометрия печи. Ширина окислительной зоны новой печи составляет 700 мм, длина 600 мм, площадь -0,42 м , т. е. площадь пода окислительной зоны становится больше предыдущей (0,35 м ). Ширина зоны обеднения также 700 мм, а длина 1 200 мм, т. е. площадь по 9 9 да 0,84 м , что существенно больше первоначального варианта - 0,40 м и больше, чем в окислительной в 2 раза. Верх печи не изменился. Сохранилась водоохлаждае 141 мая цилиндрическая шахта печи и газоход печи, соединенный через трубчатую печь с общей газоходной системой пирозала. Высота фурм в окислительной зоне составляет 250 мм, во второй - 150 мм.
Зоны печи разделены снизу перегородкой высотой от подины окислительной зоны 0,5 м. Подина зоны обеднения выше, чем в окислительной зоне на 100 мм. Это связано с особенностью пуска опытной печи в работу. В этом случае обе зоны могут быть пущены в работу раздельной заливкой. Уровень фурм в каждой зоне рассчитан так, чтобы при заливке 350-400 кг расплава фурмы оказывались в рабочем состоянии.
При таком расположении перегородки расплав из окислительной зоны передается во вторую зону выше перегородки. В этом случае зона перетока поддается визуальному контролю и появляется возможность активного воздействия на ее состояние. Отходящие газы второй зоны, направляемые в систему газоудаления через окислительную зону, дополнительно обогревают эту зону.
Вид рабочего пространства печи после выпуска расплава Для второй зоны были изготовлены 5 медных водоохлаждаемых фурм и 8 закладных кессонов, выполненных из глиссажных труб. Заказ на их изготовление был размещен в ПК ЦНТУ "Прометей" и заводе "Волна", медь для изготовления фурм кессонов по специальному заказу была подготовлена на заводе "Красный Выбор-жец".
Назначение воздухоподогревателя - нагрев сжатого воздуха дутья перед его подачей в печь. Подогрев воздуха до 450 - 500 С выполняет вспомогательную функцию и имеет назначение поддержания теплового баланса опытной печи относительно небольшого масштаба.
Воздухонагреватель оборудован газовой горелкой низкого давления ГНП-40. Он представляет собой шахту прямоугольного сечения, выполненную из шамотного кирпича. В нижней части воздухоподогревателя расположена топка для сжигания природного газа. В своде топки выполнены отверстия - окна для выхода горячих топочных газов непосредственно в рабочее пространство шахты. В своде шахты расположено окно, соединенное с газоходом, для эвакуации топочных газов в газоход-ную систему пирозала.
В рабочее пространство шахты через кладку стен введены стальные трубы, соединенные с магистралью сжатого воздуха в пирозале и образующие систему трубопроводов-змеевиков, омываемую горячими топочными газами.
