Содержание к диссертации
Введение
1 Энергозатраты в действующей TTC производства черновой меди 17
1.1 Методические основы определения энергозатрат в TTC 18
1.2 Установление представительной структуры действующей TTC производства черновой меди 24
1.3 Расчет энергозатрат в действующей TTC производства черновой меди 28
1.4 Выводы 36
2 Разработка энергосберегающей TTC производства черновой меди 41
2.1 Технологические аспекты интенсивного энергосбережения в TTC производства черновой меди 42
2.2 Опыт экспериментальных исследований прямого получения черновой меди в лаборатории кафедры ЭВТ МЭИ (ТУ) 52
2.3 Теплотехнологическая и тепловая схемы энергосберегающей TTC производства черновой меди 57
2.4 Выводы 64
3 Энергозатраты в энергосберегающей TTC производства черновой меди 70
3.1 Расчет энергозатрат в ТИМ TTC производства черновой меди . 71
3.2 Расчет энергозатрат в технически реализуемой (практической) модели TTC производства черновой меди 76
3.3 Оценка энергетической эффективности мероприятий интенсивного энергосбережения 78
3.4 Выводы 83
4 Математическое моделирование прямой плавки на черновую медь 86
4.1 Состояние вопроса и постановка задачи моделирования 87
4.2 Исследование физико-химических основ механизма окисления сульфидов во взвешенном слое и в продуваемой ванне расплава 91
4.3 Математическая модель теплотехнологической зоны взвешенного слоя 102
4.3.1 Моделирование динамики 104
4.3.2 Моделирование теплообмена 105
4.3.3 Моделирование массообмена 107
4.3.4 Результаты апробации модели 115
4.4 Математическая модель теплотехнологической зоны кипящего слоя расплава 118
4.4.1 Гидродинамика ванны в режиме кипящего слоя расплава 119
4.4.2 Определение объема продуваемой ванны расплава 122
4.4.3 Определение времени технологической обработки материала в кипящем слое расплава 124
4.4.4 Результаты апробации модели 134
4.5 Выводы 138
Заключение 148
Список литературы
- Установление представительной структуры действующей TTC производства черновой меди
- Опыт экспериментальных исследований прямого получения черновой меди в лаборатории кафедры ЭВТ МЭИ (ТУ)
- Расчет энергозатрат в технически реализуемой (практической) модели TTC производства черновой меди
- Исследование физико-химических основ механизма окисления сульфидов во взвешенном слое и в продуваемой ванне расплава
Введение к работе
Вопросы энергосбережения привлекают все больше внимания в современном мире. Стремительно возрастающая потребность развивающихся экономик в энергоресурсах стимулирует рост мировых цен на топливо. Однако богатые собственные запасы газа и нефти в Российской Федерации отнюдь не гарантируют высокую конкурентоспособность отечественным товарам.
Известно, что энергоемкость экономики России высока и превышает энергоемкость экономик ведущих мировых держав. В первую очередь, это относится к таким отраслям, как металлургия, машиностроение и промышленность строительных материалов. Высокий уровень энергозатрат в значительной степени обусловлен низким коэффициентом полезного использования энергии в технологиях, зачастую реализуемых на морально (и физически) изношенном оборудовании.
Энергетическая расточительность усугубляется недостаточной природоохранной деятельностью, расходы на которую находятся на относительно низком уровне и не мотивируют производителя к экологическому совершенствованию технологии.
На государственном уровне в настоящее время прилагаются определенные усилия по осуществлению политики энергосбережения. Принят Федеральный закон "Об энергосбережении", разрабатываются механизмы экономического стимулирования потребителей энергоресурсов, осуществляются региональные энергосберегающие программы.
В 2004 году Россия ратифицировала Киотский протокол, призванный предотвратить катастрофические последствия выбросов в атмосферу парниковых газов.
Важнейшая роль в деле энергосбережения отводится научной сфере. Отечественная промышленность остро нуждается в инновационных решениях назревших проблем. В решениях, способных удовлетворить современным требованиям экономии энергии и защиты окружающей среды.
Актуальность исследований
По объему производства и потребления медь занимает 3-е место среди металлов, уступая лишь железу и алюминию. Трудно переоценить роль, которую играет медь в электронике, электротехнике, машиностроении, транспорте и строительстве. На долю этих пяти отраслей приходится 95 % общего объема потребления меди в мире [101]. Страны, активно развивающие электронику и электротехнику (Китай, Южная Корея и др.) поддерживают стабильный рост спроса на медь. Так, за период с 1993 по 1997 годы потребление меди в целом по миру выросло на 20 %, в Китае - на 30% [102].
Возможности по увеличению предложения ограничены в связи с вовлечением в переработку все более бедных руд. В результате стоимость меди на мировом рынке за последние годы увеличилась в несколько раз.
Доля Российской Федерации в общемировом объеме производства составляет около 4% (580 тыс. тонн по состоянию на 1997 год) [102]. Основные производственные мощности сосредоточены в Норильске и на Урале. В настоящее время меднометаллургическое производство России полностью покрывает внутренние потребности страны, значительная часть выпускаемой меди экспортируется, обеспечивая валютные поступления в государственный бюджет. Нелишне отметить, что медь является следующим после нефти по объему оборота мирового рынка сырьевым ресурсом.
Благоприятная мировая конъюнктура и оптимистические настроения, связанные с продолжающимся устойчивым ростом экономики внутри страны, позволяют прогнозировать повышение интереса к инновационным разработкам, направленным на решение актуальных проблем в производстве меди. В первую очередь, это проблемы охраны окружающей среды и проблемы энергосбережения.
Исторически развитие медеплавильных заводов было нацелено главным образом на наращивание объема выпуска, позднее - на извлечение сопутствующих ценных компонентов сырья (золота, серебра, серы, свинца, цинка и др.). Вопросам охраны окружающей среды, как и вопросам энергосбережения, не уделялось должного внимания.
Экологические проблемы, такие как выбросы в атмосферу серосодержащих газов, токсичных оксидов металлов, окислов азота и парниковых газов, а также медленное отравление почв и грунтовых вод вблизи шлакоотвалов, характерны для меднометаллургического производства.
Длительное время основным агрегатом для выплавки медного штейна (промежуточный продукт в технологии производства меди) оставалась отражательная печь, безвозвратно устаревшая по современным представлениям.
Большая часть производимой меди выплавляется из сульфидных руд, доля которых в сырьевом балансе составляет 85 — 90% [110]. В процессе плавки за счет окисления содержащихся в них серы и железа выделяется количество теплоты, часто достаточное для поддержания температурного режима без дополнительных затрат топлива.
В отражательной печи эта теплота, большей частью, теряется, что вынуждает использовать органическое топливо. Большой объем топочных газов в сочетании с низкой десульфуризацией сырья снижает концентрацию диоксида серы в отходящих газах до 1 - 2 %. И поскольку извлечение серы из газов с такой низкой концентрацией экономически нерентабельно, они в полном объеме выбрасываются в атмосферу. С учетом того, что крупные металлургические предприятия в большинстве своем являются градообразующими, целые города вынуждены "дышать" отравленным воздухом. Так, в результате производственной деятельности ОАО "СУМЗ" в жилых массивах городов Первоуральск и Ревда предельно допустимые нормы загрязнения атмосферы по диоксиду серы превышены в 4.5 раза, по оксиду свинца - в 10.5 раз [55]. Кроме того, диоксид серы в атмосфере способен перемещаться на значительные расстояния и вызывать кислотные дожди далеко от источника выброса.
Шлаковые отвалы существуют в соответствии с концепцией, согласно которой содержание цветных металлов в отвальных шлаках позволяет рассматривать их как потенциальное сырье. Текущий уровень развития технологий допускает экономически эффективное обеднение шлаков плавильных процессов до уровня 0.3 - 0.5 %. В то же время, перерабатываемые руды содержат 0.5 - 2 % меди. Постепенное истощение сырьевых запасов и вовлечение в переработку все более бедных руд приближает то время, когда в новых экономических условиях глубокое извлечение ценных компонентов из шлаков станет рентабельным.
Радикальным решением проблемы шлаковых отвалов является комплексная переработка шлаков с использованием минерального остатка на производство товарной продукции (теплоизоляционные материалы, шлакоситаллы, цемент, щебень и др.). Эта концепция получила наибольшее развитие в странах, где действуют жесткие экологические нормы (США, Канада), а также ограничена располагаемая территория (Япония).
Вопросы экологической безопасности находятся в тесной связи с энергетическим совершенством производства. В то же время, повышение эффективности энергоиспользования при производстве меди составляет самостоятельную актуальную задачу. Низкая энергетическая эффективность отражательных печей послужила стимулом к интенсивному развитию автогенных способов плавки за последние 20-30 лет. В настоящее время более 80 % меди выплавляется по автогенным технологиям [102]. Внедрение новых способов плавки позволило существенно снизить энергозатраты в пирометаллургическом переделе за счет повышения содержания меди в штейне с 25-30 до 60-75% и утилизации обогащенных по 80г газов с получением серной кислоты и элементарной серы. Новые способы плавки относительно просто вписываются в сложившуюся технологическую последовательность переделов, сохраняют структуру производства, заменяя морально устаревшую отражательную печь на более совершенный плавильный агрегат.
Вместе с этим, при сохранении сложившейся структуры остаются некоторые присущие действующей системе недостатки. Плохо поддающийся автоматизации, требующий затрат ручного труда конвертер Пирса-Смита остается главным источником выбросов 802 в атмосферу из-за нестационарного режима работы. Периодический режим работы обуславливает потери тепла промежуточных продуктов. Создание полностью непрерывной технологии - перспективная задача на будущее.
Ступенчатая схема "плавка на штейн - конвертирование" не позволяет полностью использовать скрытую в сырье энергию, чем сохраняет значительный потенциал энергосбережения. Такая схема хорошо зарекомендовала себя в то время, когда шлаки не подвергались переработке, и каждый дополнительный процент меди в отвальных шлаках оборачивался в прямые потери. В настоящее время, в связи с переходом на выплавку богатых штейнов (вплоть до белого матта) дополнительное обеднение шлаков стало обязательным практически для всех способов плавки. И поскольку обеднение шлаков в любом случае стало необходимым, переход на новую технологическую схему, построенную на основе прямой плавки на черновую медь с последующей восстановительной обработкой расплава, становится главным направлением дальнейшего развития пирометаллургии меди, позволяя полностью реализовать энергетический потенциал сульфидного сырья.
Таким образом, несмотря на то, что автогенные способы плавки существенно улучшили экологические и энергетические показатели медеплавильного производства, значительные резервы совершенствования по этим направлениям сохраняются. Металлургия меди по-прежнему остается одной из наиболее энергоемких отраслей промышленности.
На 1 тонну меди необходимо добыть и переработать до 150 тонн руды; израсходовать 835 кг у.т. органического топлива, 1.54 МВт-ч электрической и 2.1 ГДж тепловой энергии (не включая затрат на добычу и переработку) [13].
Энергоемкость 1 тонны меди (выраженная в первичном топливе) по разным оценкам составляет 2.8 - 6.5 т у.т.
Широкий диапазон оценок объясняется сложностью анализа энергозатрат и сравнения различных технологических схем, дифференциацией составов перерабатываемого сырья на конкретных заводах, а также закрытостью данных об объемах потребляемых энергоресурсов. В литературе приводятся многочисленные данные по энергоемкости, но они весьма разноречивы и могут отличаться более чем на порядок, так что считается наиболее объективным подходом совместный анализ по публикациям в отечественной и зарубежной печати [57]. Табл. 1 иллюстрирует сказанное.
Таблица 1. Энергозатраты на производство меди по данным из различных источников
Как следует из табл. 1, максимум энергозатрат приходится на обогащение и металлургический передел.
Влияние состава исходной руды и способов плавки на энергозатраты в соответствующем переделе показано в табл. 2 и 3. Отмечается взаимное влияние переделов по линии энергозатрат. Так, переход на выпуск богатых штейнов (вплоть до белого матта) не только повышает эффективность плавки, но и позволяет снизить в 1.5-2 раза энергозатраты на последующее конвертирование по сравнению с переработкой штейнов, содержащих 45 - 50 % меди [123].
Таблица 2. Влияние содержания меди в руде на энергозатраты при добыче и обогащении (по данным [123])
Однозначно можно лишь констатировать, что традиционные способы - отражательная и электроплавка - являются наиболее энергозатратными и не выдерживают конкуренции с автогенными процессами.
В свою очередь, энергетическая эффективность автогенных способов плавки существенно зависит от степени обогащения дутья кислородом и достигаемой удельной производительности (проплава) [33].
В [33, 57] на основе обобщающего анализа этих зависимостей для различных способов плавки показано, что увеличение проплава, как и обогащение дутья кислородом, действительно ведет к снижению удельных энергозатрат на процесс, а наименее затратными признаны плавка Ванюкова и кислородно-взвешенная плавка.
В приведенном анализе обращает на себя внимание следующее обстоятельство: несмотря на тот факт, что плавка Ванюкова по удельной производительности (8-13 т/(м-сут)) в несколько раз превосходит кислородно-взвешенную плавку (2 - 2.5 т/(м -сут)), удельные энергозатраты у обоих этих способов практически одинаковы (11-15 ГДж/т меди). В [33,57] также отмечается, что минимальные энергозатраты в металлургическом переделе в настоящее время стабилизировались на уровне 11-13 ГДж/т меди.
Таблица 3. Энергозатраты в металлургическом переделе по данным из различных источников
Об определенной стабилизации энергозатрат свидетельствует и перечень предлагаемых мероприятий дальнейшего совершенствования теплотехнологии: достижение рациональных гидроаэродинамических характеристик в барботажных агрегатах; соблюдение оптимальных условий тепловой работы основных агрегатов и теплоутилизационных установок; разработка более совершенных конструкций узлов и элементов оборудования; оптимизация геометрических параметров агрегатов, аппаратов, устройств по всей технологической цепочке и др. Как можно заметить, мероприятия носят оптимизационный характер, что не предполагает дальнейшего глубокого снижения энергоемкости производства.
Цель работы
Цель работы состоит в выявлении потенциала интенсивного энергосбережения и разработке реализующей его перспективной модели теплотехнологической системы производства черновой меди.
Поставленная цель обусловила решение следующих задач.
Установление представительной структуры действующей теплотехнологической системы (TTC) производства черновой меди в замкнутых системных границах.
Анализ энергетической эффективности, определение энергоемкости производства и потенциала интенсивного энергосбережения в действующей TTC производства черновой меди.
Выявление энергосберегающих мероприятий, отвечающих наиболее полному использованию теплотворной способности сульфидного сырья.
Разработка структурной и тепловой схем энергосберегающей TTC производства черновой меди в замкнутых системных границах.
Разработка математической модели обработки сульфидного медного сырья в условиях теплотехнического принципа взвешенного слоя.
Разработка методики расчета и определение удельной производительности камеры автогенной плавки сульфидного сырья в условиях кипящего слоя расплава.
Методы проведения исследований
Определение показателей удельного расхода топливно-энергетических и сырьевых ресурсов, определение эффективности энергоиспользования в действующей TTC производства черновой меди выполнено с помощью апробированных методик расчетов на основе информации из общедоступных источников.
Поиск перспективных направлений совершенствования, формирование термодинамически идеальной модели TTC, отбор наиболее эффективных средств реализации потенциала энергосбережения для действующей TTC производства черновой меди проведен на базе концепции интенсивного энергосбережения, разработанной профессором МЭИ (ТУ) А.Д. Ключниковым, включающей теорию тепловых схем и методологию выбора теплотехнических принципов осуществления теплотехнологических процессов.
Исследование обработки сульфидного медного сырья в условиях взвешенного слоя материала выполнено методом численного эксперимента на разработанной автором математической модели.
Научная новизна
Методология интенсивного энергосбережения впервые применена для анализа энергоиспользования в теплотехнологической системе производства черновой меди.
Разработана экстремальная тепловая схема производства черновой меди, на ее основе определен теоретический минимум энергозатрат на производство и потенциал интенсивного энергосбережения в теплотехнологической системе производства черновой меди.
ВВЕДЕНИЕ
Разработан и защищен патентом * на изобретение комбинированный способ обработки сульфидного медного сырья во взвешенном слое и в продуваемой ванне расплава.
Разработана математическая модель обработки сульфидного медного сырья во взвешенном слое и методика расчета удельной производительности камеры кипящего слоя расплава для прямой плавки на черновую медь предложенным способом.
Практическая ценность результатов работы
Результаты работы позволяют проводить сравнительную оценку энергетической эффективности энергосберегающих мероприятий в теплотехнологической системе производства черновой меди.
Разработанная математическая модель обработки сульфидного медного сырья позволяет исследовать процесс во взвешенном слое для любого, имеющего место на практике, дисперсного состава сырья, содержания кислорода в дутье и уровня температур в рабочей камере.
Методика расчета удельной производительности камеры кипящего слоя расплава может быть использована при проектировании агрегата, реализующего разработанный комбинированный способ плавки.
На защиту выносятся
Результаты энергетического анализа и оценки потенциала интенсивного энергосбережения в пирометаллургической TTC производства черновой меди.
Комбинированный способ обработки сульфидного медного сырья во взвешенном слое и форсированно продуваемой ванне расплава.
Способ переработки сульфидных медьсодержащих полидисперсных материалов: Патент 2298587 РФ, МПК7 С 22 В 15/00 / Морозов И.П., Лопатин М.Ю. (РФ). Заявл. 27.12.05, Опубл. 10.05.07, Бюл. № 13.
3. Математическая модель обработки сульфидного сырья в условиях предложенного теплотехнического способа обработки материала.
Апробация работы
Основные положения и результаты работы докладывались и обсуждались на Всероссийской конференции-конкурсе инновационных проектов студентов и аспирантов по приоритетному направлению "Энергетика и энергосбережение" (г. Томск, 2006 г.), Второй и Третьей Всероссийских школах-семинарах молодых ученых и специалистов "Энергосбережение - теория и практика" (г. Москва, 2004 и 2006 гг.), Девятой, Десятой, Одиннадцатой и Двенадцатой Международных научно- технических конференциях студентов и аспирантов "Радиоэлектроника, электротехника и энергетика" (г. Москва, 2003, 2004, 2005 и 2006 гг.), Международной научно-практической конференции "Рациональное использование природного газа в металлургии" (г. Москва, 2003 г.).
Работа является лауреатом всероссийского конкурсного отбора инновационных проектов студентов и аспирантов по приоритетному направлению "Энергетика и энергосбережение" федеральной целевой научно-технической программы "Исследования и разработки по приоритетным направлениям развития науки и техники на 2002-2006 гг."
Структура и объем работы
Диссертация состоит из введения, четырех глав, заключения, списка цитируемой литературы и приложений. Работа изложена на 163 страницах машинописного текста, содержит 32 рисунка, 12 таблиц. Список литературы содержит 123 наименования.
Установление представительной структуры действующей TTC производства черновой меди
Как можно убедиться, эта величина сопоставима с энергозатратами, понесенными до металлургического передела (на этапах добычи и обогащения руды), равными 827 ... 2597 кг у.т. на совокупный продукт (при содержании меди в руде от 2.0 до 0.6 % соответственно). Следовательно, доля сырья (а фактически, медного концентрата) в полной энергоемкости черновой меди составляет от 42 до 69 %.
По данным [13] средние значения энергозатрат при добыче руды составляют 15 кВт-ч/т руды, при обогащении - 30 кВт-ч/т руды, то есть в структуре энергоемкости концентрата обогащение доминирует, его доля равна 66.7 %. Необходимость обогащения руды обоснована экономическими и технологическими требованиями. В этой ситуации следует стремиться к более полному использованию энергетического потенциала сульфидов и более полному извлечению ценных элементов концентрата на этапе металлургического передела.
Анализ структуры энергоемкости показывает, что наибольшая доля в энергоемкости металлургического производства (39 %) принадлежит теплоте, выделяющейся при окислении сульфидных минералов концентрата (табл. 6). Более полное использование этой энергии позволит снизить энергоемкость черновой меди.
Приведем обстоятельства, препятствующие в настоящее время более полному использованию теплотворной способности сырья.
Пилообразный температурный график действующей TTC (рис. 6) с характерными участками технологически нерегламентированного охлаждения (ТНРО) указывает на потери теплоты на этих участках. Перепады температур технологического материала в высокотемпературной области достигают 500 С, что создает дополнительные сложности для энергосбережения. Стабильный температурный режим позволил бы ликвидировать эти потери, но для его реализации требуется непрерывная технология, в то время как практически все современные технологии периодического действия.
Широкое внедрение современных автогенных (и непрерывных) способов плавки разрешило эту проблему лишь частично, поскольку передел конвертирования по-прежнему остается периодическим (рис. 7).
Несмотря на предпринимаемые попытки создать непрерывно действующий конвертер, обычный периодически действующий конвертер Пирса-Смита в среднесрочной перспективе продолжит доминирование на медеплавильных заводах мира. Недостатки, обусловленные нестационарностью и периодичностью его работы известны: это сложность герметизации узла отвода газов и, как следствие, разубоживание отходящих газов, снижение их температурного потенциала; это невозможность использования высокообогащенного дутья из-за ограничений на стойкость огнеупорной футеровки; это сложность обслуживания, трудности автоматизации и необходимость ручного труда.
Таким образом, следует констатировать, что ступенчатая технологическая схема, когда технологический материал проходит сначала непрерывную плавку, а затем периодическое конвертирование, не позволяет полностью использовать энергетический потенциал сырья.
Это объясняет стремление металлургов всего мира создать непрерывный процесс прямой плавки сульфидного сырья на черновую медь. Действительно, энергетическая выгода в таком случае может быть весьма велика. Процесс прямой плавки на черновую медь фактически объединяет два процесса - плавку на штейн и конвертирование, но осуществляемые неразрывно в одном агрегате. В непрерывном режиме осуществление такого процесса создает все предпосылки для утилизации теплоты сгорания сульфидов сырья с минимальными потерями. Кроме того, вся сера сырья полностью может быть извлечена в отходящие газы, объем которых, при работе на кислороде, может быть снижен как минимум в 2.5 - 5 раз по сравнению с характерным для действующей TTC. В то же время, необходимо принимать во внимание, что прямая плавка, как глубоко окислительный процесс, требует обязательной последующей восстановительной обработки расплава, связанной с дополнительным расходом энергоресурсов.
Поскольку речь идет не об одном агрегате, а о целой металлургической системе (производства черновой меди), для минимизации энергоемкости производства необходим анализ, учитывающий взаимное влияние элементов системы по линии энергозатрат.
Научной основой настоящего исследования является концепция интенсивного энергосбережения [48,50 - 52], в которой комплексному анализу TTC в границах от источников сырья и энергии до целевого продукта придается первостепенное значение.
При этом поиск энергосберегающих решений для действующей TTC выполняется с ориентацией на теоретический, принципиально возможный минимум энергозатрат. Это требование реализуется в формировании термодинамически идеальной модели (ТИМ) TTC с экстремальной тепловой схемой.
При разработке ТИМ TTC используются мероприятия интенсивного энергосбережения, классифицируемые на технологические, энергетические, теплотехнические и технические, с целью создания малоотходных, экологически безопасных и энергетически совершенных TTC.
Опыт экспериментальных исследований прямого получения черновой меди в лаборатории кафедры ЭВТ МЭИ (ТУ)
При энергозатратах 100 кВт-ч/т и полной энергоемкости электроэнергии 0.388 кгу.т./кВт-ч [122] дополнительный прирост энергоемкости технологии производства черновой меди составит: 100-0.388-(0.470+ 0.238) = 27.5 кгу.т./тч.м.
Эти цифры характерны для мельниц традиционных конструкций. Развитие техники и технологии измельчения позволяет добиваться значительного сокращения энергозатрат на помол. Так, модернизация ШБМ путем монтажа внутри барабана двухзаходного винтового устройства ДВУ позволяет снизить массу мелющих тел на 12.5 % и увеличить производительность на 24.5 %. Энергозатраты на размол снижаются с 43.8 до34 кВт-ч/т. Данное решение защищено патентом РФ [119].
При использовании ШБМ с ДВУ совместно с предвключенным пресс- валковым измельчителем (ПВИ) удельный расход электроэнергии в ШБМ снижается до 25.2 кВт-ч/т. Путем некоторых изменений в конструкции ПВИ и при соблюдении оптимального режима работы удельный расход электроэнергии в ПВИ может быть доведен до 18.91 кВт-ч/т при обеспечении крупности выходной фракции менее 63 мкм [56].
Кроме того, в работе [118] показана возможность дополнительного сокращения энергозатрат на измельчение кварцевых песков на 28 % путем их предварительной обработки электромагнитными импульсами. Магнитно- импульсная обработка (МИО) воздействует на структуру материала магнитным полем высокой напряженности (104- 106А/м) с целью повышения поверхностных и внутренних напряжений, в результате чего возрастает хрупкость материала. Основы теории МИО изложены, например, в [61]. Исследования проводились в Московском Государственном Горном Университете (МГГУ) на оборудовании, разработанном в Московском Государственном Техническом Университете имени Н.Э. Баумана (МГТУ им. Баумана). При расчете величины 28 % учитывались дополнительные затраты электроэнергии на МИО.
В итоге, прогресс в области технологии и техники измельчения кремнеземистых материалов позволяет определить удельный расход электроэнергии на сверхтонкий размол флюса в современном комплексе, включающем МИО, ПВИ и ШБМ с ДВУ, в размере: е = (18.91 + 25.2) (l - 0.28) = 31.76 кВт-ч/т фл. или е = 31.76 (0.470 + 0.238) = 22 кВт-ч/т ч.м. Следовательно, Ьпреобр = 22-0.388+ 1275-0.24 = 315 кгу.т. Ь::п=542 кгу.т.
Обеднение шлака. Осуществляется восстановительно-сульфидирую- щим способом. Сульфидизатор - пиритный концентрат. Источник энергии - топливо-кислородный с коэффициентом расхода окислителя 0.5. Топливо и восстановитель - сажеводородная смесь, полученная из природного газа. Пиролиз природного газа реализуется за счет физической теплоты отходящих газов процесса обеднения шлака.
Пар вырабатывается в системе испарительного охлаждения агрегата (1.3 ГДж) и в установке внешнего теплоиспользования (4.3 ГДж), где утилизируется физическая теплота обедненного шлака. Электроэнергия потребляется на производство технологического кислорода и на размол флюса.
Энергоемкость пиритного концентрата принимаем равной энергоемкости флюса: 11.6 кг у.т./т. При теплоте сгорания природного газа з 35850 кДж/м [99] получаем: te) = 144 -1.14 = 201 кгу.т. Abi = -11.6 + 0.238 11.6 = 6 кг у.т. Ьпреобр = 148.0 24 = 36 кг
Другие операции связаны с выделением цинка и серы из отходящих газов обеднения шлака и подготовкой вторичного топлива. После конденсатора паров цинка технологические газы с температурой 550 С направляются в установку внешнего теплоиспользования (конденсатор серы), где вырабатывается теплота низкого потенциала в количестве 31 кгу.т.. Объем отпускаемого внешнему потребителю вторичного топлива с характеристиками: теплота сгорания 8775 кДж/м3, жаропроизводительность 2030 С составляет 64 м3.
Подсчет энергоемкости производства по (19) представлен в табл. 8. Энергоемкость производства черновой меди в ТИМ TTC составила л Э =1100 кг у.т. на совокупный продукт (1 т ч.м. + 15.7 ГДж пара + 64 м вторичного топлива + 0.107 т Zn + 0.052 т S + 85 кг у.т. низкопотенциальной теплоты).
Энергоемкость технологии производства в ТИМ TTC представляет собой величину теоретическую, предельную, определяемую в идеальных условиях. Она является ориентиром, указывающим направление совершенствования. На практике всегда присутствуют дополнительные потери, обусловленные неидеальностью протекающих процессов. Поэтому для оценки практически возможной экономии ТЭР в TTC производства черновой меди, достигаемой при реализации мероприятий интенсивного энергосбережения, применяется технически реализуемая (практическая) модель (ТРМ) TTC.
ТРМ формируется на основе ТИМ TTC. Тепловая схема ТРМ TTC учитывает незавершенность теплообменных процессов в металлургических агрегатах и теплообменниках, неизбежные потери тепла в окружающую среду. Исходя из этих положений, сформирована ТРМ TTC производства черновой меди, и рассчитаны необходимые материальные и тепловые балансы агрегатов ТРМ TTC. Практическая тепловая схема, реализующая реальный температурный график теплотехнологии, представлена на рис. 14. Ниже представлен расчет энергоемкости производства черновой меди в ТРМ TTC, отражающий практические возможности экономии первичного топлива.
Аналогично (18), энергоемкость производства черновой меди (на совокупный продукт) в ТРМ TTC, кг у.т.: Эп = Ьперв + Ьпреобр + Ъэкв + bc/M (20) ттс т т т т \ / Здесь b;pB, b;peo6p, , Abf - то же, что и в (18), но в ТРМ TTC.
Необходимые для расчета данные представлены на карте энергоматериалопотребления (табл. 9). В отличие от ТИМ TTC, в ТРМ TTC реализовано полное внутреннее регенеративное топливоиспользование, заключающееся в том, что вторичное топливо (технологические газы восстановительного обеднения шлаков, прошедшие необходимую подготовку) полностью расходуется внутри TTC на сушку шихты и ничего не отпускается внешнему потребителю.
Расчет энергозатрат в технически реализуемой (практической) модели TTC производства черновой меди
Образование на поверхности зерен сульфидов конденсированных продуктов окисления затрудняет дальнейший доступ кислорода к реакционной поверхности, расположенной под их слоем. Именно растущий слой продуктов окисления становится причиной перехода лимитирующей стадии процесса окисления во внутридиффузионную область.
Металлургам хорошо известно, что при повышении содержания магнетита (БезО в шлаках резко возрастают потери цветных металлов. Согласно [18], потери по видам разделяются на физические, химические и механические. Физические (обусловленные растворением в шлаке сульфидов или металлов) и химические (обусловленные обратимостью реакций восстановления или сульфидирования оксидов металлов), согласно ионной теории строения шлаковых расплавов, различаются лишь механизмом перехода ценных компонентов в шлак через межфазную границу раздела. В обоих случаях металл находится в шлаке в растворенном состоянии, что позволяет определить эти два вида как электрохимический вид потерь.
Замещение серы кислородом в сульфидном расплаве уменьшает силу связи меди со штейновым расплавом, в результате чего количество растворенной меди в шлаке возрастает.
Механические потери цветных металлов со шлаком обусловлены тем, что при последующем восстановлении магнетита (БезО и сульфидировании меди неизбежно образуется мелкая взвесь штейна, отделение которой представляет крайне трудную задачу [18].
В процессах плавок во взвешенном состоянии окислительные процессы в основном протекают в сульфидных каплях до начала шлакообразования [76], поскольку в условиях прямоточного факела сложно обеспечить полный контакт частиц флюса с горящими сульфидами. Экспериментальные данные работы [43] подтверждают этот факт: в печи взвешенной плавки НГМК внутри проточной зоны факела реакции шлако- и штейнообразования не завершаются в пределах реакционной шахты (в пробе обнаружен непрореагировавший кварц), несмотря на то, что расстояние от шихтовой горелки до зеркала расплава составляет около 11м.
В этих условиях окисление сернистого железа и бедных по меди сульфидов протекает с высокой скоростью и в отсутствие защитной шлаковой фазы завершается образованием магнетита [43, 76]. Процесс формирования шлаковой и штейновой фаз завершается в ванне печи, уже насыщенной магнетитом, что неизбежно ведет к высоким потерям меди со шлаками, как в растворенном виде, так и в виде механических потерь [18].
Таким образом, приходим к выводу, что для факельного процесса плавки сульфидов в том виде, в каком он реализован в современных плавильных агрегатах, характерными особенностями являются: - крайне нежелательное переокисление сернистого железа до магнетита, повышающее потери цветных металлов со шлаками и обусловленное недостаточным участием флюса в процессе окисления; - высокая скорость протекания собственно процесса окисления за счет большой удельной поверхности частиц и интенсивного внешнего массообмена во взвешенном слое.
Обеспечить надлежащий контакт флюса и горящей сульфидной частицы возможно в условиях ванны расплава, желательно интенсивно перемешиваемой. Так, в работе [75] выдержка шлако-штейнового расплава в атмосфере технического кислорода завершалась полным окислением сульфидов с выделением металлической меди. Как отмечается в [75], интенсификация процесса окисления штейна была связана с появлением в шлаке оксидов меди. Авторы [75] рекомендуют при автогенной плавке с получением металлической меди, наряду с повышением температуры, резко форсировать перемешивание сульфидно-оксидного расплава.
Возможность получения медно-металлической фазы при плавке сульфидов в продуваемой окислителем ванне подтверждается и в работе [66] при разработке технологии совмещенной плавки-конвертирования медьсодержащего полиметаллического сырья в горизонтальном конвертере - процесса СПК. При подаче в расплав совместно с пиритом кварца в количестве, необходимом для полного связывания железа в фаялит, степень десульфуризации достигала 98 %.
Подводя итог в проведенном исследовании механизма окислительной плавки сульфидного сырья, сформулируем основные положения: - окисление мелкодисперсного (менее 100 мкм) концентрата во взвешенном слое протекает с высокой скоростью до достижения степени десульфуризации 70 %; - воспламенение происходит при более низких температурах, чем термическая диссоциация высших сульфидов, вследствие чего процессы горения и диссоциации сульфидов протекают параллельно; - интенсивность сорбции концентратом газообразного кислорода намного превосходит интенсивность разложения хемосорбционных соединений с образованием конечных продуктов окисления сульфидов; - доставка кислорода к реакционной поверхности лимитируется в начальный период внешней диффузией; - по мере продвижения фронта реакции к центру частицы возрастает лимитирующая роль внутренней диффузии кислорода через растущий слой продуктов реакции; - глубокое окисление сульфидов в факеле сопровождается повышенным образованием магнетита (Ре304), что негативно отражается на величине потерь меди со шлаками;
Исследование физико-химических основ механизма окисления сульфидов во взвешенном слое и в продуваемой ванне расплава
На рис. 27-32 представлены результаты численного эксперимента, моделирующего обработку сульфидного сырья совместно с мелко измельченным кварцевым флюсом на черновую медь в условиях кипящего слоя расплава (КСР). Расчет выполнен исходя из предположения, что лимитирующим обработку процессом является растворение тугоплавких частиц флюса в шлако-штейновом расплаве.
Рис. 27-30 демонстрируют изменение требуемой крупности частиц флюса при интенсификации продувки КСР в пределах его существования. Следует подчеркнуть, что полученные численные значения размера частиц флюса являются минимальной ("нижней") границей диапазона действительных (практических) значений, поскольку получены для наихудших условий растворения (относительная скорость частиц в расплаве принята равной нулю). На практике требуемый размер частиц выше, что облегчает шихтоподготовку и снижает затраты на размол. В то же время, современный уровень развития технологий сверхтонкого (менее 75 мкм) размола способен обеспечить большую часть требуемого диапазона размера частиц, рассчитанного по методу "предельных оценок". Так что техническая возможность подготовки флюса необходимой фракции для работы агрегата в режиме КСР не вызывает сомнений.
Основными технологическими параметрами, влияющими на требуемую тонину помола, являются: - соотношение между приведенной скоростью газов и скоростью дутья в соплах распределительной решетки со /со , определяемое площадью "живого сечения" решетки (учитывается формулой (94)); - коэффициент загрузки материала в рабочую камеру Кш (учитывается формулой (95)); а также параметры дутья: - коэффициент обогащения дутья кислородом К02; - коэффициент расхода дутья а .
Параметры дутья изменяют количество газов, проходящих в единицу времени через рабочую камеру, и учитываются через От формулами (94) и (96).
На рис. 27 показано влияние площади "живого сечения" решетки на требуемый размер частиц флюса. При К =7, К02 = 0.21, а = 1.0 и средней для КСР сопр = 2.5 м/с размер частиц флюса необходим от 43 до 56 мкм при Р/Р от 15 до 2 % соответственно. Снижение Рс/Рк увеличивает скорость дутья в соплах решетки, что повышает общий импульс газов в рабочей камере и позволяет поддерживать в ней больше расплава в режиме КСР. При постоянном это дает возможность загружать более крупный флюс, требующий повышенной длительности усвоения расплавом.
Увеличение коэффициента загрузки Ке (рис. 28) в диапазоне от 7 до 25, представляющем интерес для практического использования, снижает необходимый размер частиц флюса с 56 до 30 мкм при = 2% и тех же параметрах дутья (К02 = 0.21, а = 1.0, ипр = 2.5 м/с). демонстрирует влияние обогащения дутья кислородом на необходимый размер частиц. При тех же параметрах (7 / =2%, К%=1, а = 1.0, со = 2.5 м/с) переход с воздушного дутья (К02 =0.21) на технологический кислород (К02 =0.95) снижает требуемый размер частиц с 56 до 32 мкм. Преимущества, достигаемые при обогащении дутья кислородом, как в части интенсификации плавильного процесса, так и при последующей переработке серосодержащих газов противопоставляются в данном случае необходимости более тонкого размола флюса.
Это вызвано уменьшением общего импульса газа, продувающего расплав, за счет сокращения его расхода в случае обогащения кислородом. Соответственно снижается масса расплава, поддерживаемая в режиме КСР, что при сохранении Ке ведет к необходимости ускорения процесса растворения флюса и, следовательно, к уменьшению размера его частиц.
С другой стороны, смягчить требования к крупности флюса возможно путем повышения коэффициента расхода дутья (рис. 30). Целесообразнее это делать на воздушном дутье (К02 =0.21). При тех же параметрах, что и выше
(.Рс/.Р=2%, К&=1, опр = 2.5 м/с), необходимый размер частиц флюса
повышается с 56 до 70 мкм с увеличением а от 1.0 до 1.6. В рамках настоящего исследования верхняя граница а = 1.6, что соответствует снижению концентрации БОг в отходящих газах плавильного процесса до 10%, т.е. до уровня конвертерных. Механизм влияния роста а на размер частиц противоположен механизму влияния обогащения дутья кислородом.
Ответ на главный вопрос - насколько эффективен теплотехнический принцип КСР для плавки сульфидного сырья - дают рис. 31 и рис. 32, иллюстрирующие результаты расчета удельной производительности рабочей камеры КСР. Заметим, что численные значения удельных производительностей для плавки сульфидного сырья в условиях КСР получены в настоящей работе впервые, так как ранее не существовало научно обоснованной методики расчета обработки сульфидного сырья в режиме КСР, базирующейся на определении длительности усвоения флюса расплавом, как лимитирующей технологической стадией процесса.
Как следует из рис. 31 и рис. 32, при неизменной агрегатной производительности Ра= 50 т/ч и прежних параметрах = 2%, К& = 7, а = 1.0, &)пр = 2.5 м/с), даже на воздушном дутье достигается удельная производительность 11.6т/(м3-ч) и 5.8 т/(м2-ч). В экспериментах на огневом стенде (см. раздел 2.2) камера КСР использовалась лишь на заключительном этапе плавки, благодаря чему на воздушном дутье достигнута удельная производительность камеры 22.3 т/(м3,ч).
Обогащение дутья кислородом позволяет значительно увеличить эти показатели. Так, если при а = 1.0 переход на технологический кислород (К02 = 0.95) повышает ру с 11.6 до 35.1 т/(м3-ч), а с 5.8 до 31.8 т/(м2-ч), то при а = 1.6 увеличение К02 до 0.95 повышает ру с 7.2 до 21.7 т/(м -ч), а рг, соответственно, с 3.4 до 14.5 т/(м -ч). Данное обстоятельство свидетельствует, что обогащение дутья кислородом тем целесообразнее, чем меньше а отличается от стехиометрического а =1.0.
