Анализ современных методов переработки сидеритовых руд

Тип работы:
Реферат
Предмет:
ТЕХНИЧЕСКИЕ НАУКИ


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

МЕТАЛЛУРГИЯ ЧЕРНЫХ, ЦВЕТНЫХ И РЕДКИХ МЕТАЛЛОВ
УДК 669. 046. 46
Вусихис А. С., Леонтьев Л. Н., Кудинов Д. З., Шешуков О. Ю.
АНАЛИЗ СОВРЕМЕННЫХ МЕТОДОВ ПЕРЕРАБОТКИ СИДЕРИТОВЫХ РУД*
1. Обогащение сидеритов
В настоящее время единственный реализованный способ переработки сидеритовых руд — доменная плавка. Месторождения сидеритовыхруд, применяемыхдля производства чугуна, имеются по всему миру. Сидериты используют в ряде стран Европы, таких как Чехия, Словакия, Польша, и Америки — это США, Канада и др. [1].
Перед введением в шихту доменной плавки сидериты обогащают. Один из методов — гравитационное обогащение. Например: на горно-обогатительном предприятии Эрцберг (Австрия) фракцию 6−2 мм обогащают в гидроциклонах с тяжелой суспензией, а мелочь крупностью 2−0 мм — на винтовых сепараторах [2]. На предприятии Демир Хисар (Македония) применяют обогащение в тяжелых средахруды крупностью 100−3 мм [3].
Другой из методов подготовки сидеритов для доменной плавки — обжиг-магнитное обогащение. Данный метод предусматривает окислительный обжиг в шахтных и вращающихся печах с последующей магнитной сепарацией. Метод имеет широкое применение и используется в ряде стран Европы [4−7]. Например: на металлургических заводах Тршинец (Чехия) и Рудняны (Словакия), фабрике месторождения Рудобанья (Венгрия) [4], месторождения Нижняя Слана [5] данным методом из исходной руды, содержащей около 30% железа, получен концентрат с содержанием железа порядка 50°%.
На горно-металлургическом предприятии Сабинув (Польша) сидеритовую руду Клобуцко-Ченстожвского месторождения обогащают по комбинированной об-жиг-магнитно-гравитационной схеме [1].
На Бакальском месторождении в ОАО «Бакальские рудники» используется метод, разработанный в 1960-х годах Челябинским научно-исследовательским институтом металлургии [6−8]. Метод заключается в том, что руда крупностью 60−10 мм обжигается в шахтных печах в течение 8−9 ч, в том числе более двухчасов в зоне обжига при температуре 900 °C. Средняя скорость об-
* Статья подготовлена при финансовой поддержке проекта «Создание новых материалов — металлизованного концентрата и магнезиальных шлаковых смесейпутемперерабогки минерального сырья, содержащего карбонаты железа и магния для применения в сталеплавильном производстве», выполняемого в рамках программы ОХНМ-5 РАН «Создание новыхвидов продукции из минерального и органического сырья», НШ-5253−2010.3 «Физико-химические основы пирометаллургических процессов переработки комплексных руд и техногенных отходов».
жига — 0,18 т/м3-ч. Обожженную руду рассевают на классы 60−8 и 8−0 мм. Класс 60−8 мм подвергается сухой магнитной сепарации. Концентрат магнитной сепарации содержит 49−50% железа при извлечении его около 75%. Сырой сидерит крупностью (10−0 мм) и обожженный сидерит крупностью (8−0 мм) подвергают агломерации. Шихта для агломерации состоит из 67,7% мелочи сидерита, 24,8% мелочи бурого железняка, 5,3% высевов обожженного сидерита. Химический состав исходного сидерита и обожженного концентрата представлен в таблице [9].
2. Использование бакальских сидеритов в доменной плавке
Одно из основныхусловий высокой эффективности доменной плавки — выбор оптимального шлакового режима. К конечным доменным шлакам, образующимся при выплавке передельного чугуна, предъявляются следующие требования: шлаки должны обладать низкой вязкостью в горне и на выпусках (& lt-3−3,5 пуаз (1500°С) и & lt-5 пуаз соответственно) — легкоплавкостью (температура перехода в жидкоподвижное состояние 1300−1350°С) — низкой температурой начала кристаллизации (& lt-1500°С) [10].
Важнейшими характеристиками конечных доменных шлаков является их легкоплавкость и устойчивость. Понятие «устойчивость шлака» введено В. Е. Васильевым [11]. Его сущность заключается в том, что при колебаниях химического состава железорудной шихты и кокса, нарушениях базового технологического режима и других условий ведения плавки физические свойства устойчивых шлаков, такие как вязкость и температура кристаллизации, меняются незначительно, без резких скачков.
Исследование свойств высокомагнезиальных доменных шлаков, проведенные авторами [12−17], показали, что наиболее устойчивы по физико-химическим свойствам шлаки с содержанием MgO ~ 10−15% при основности (СаО/8Ю2) = 0,8−1,0. Данный состав шла-
Химический состав исходного сидерита и концентрата обжиг-матитного обогащения
Мате- риал Соде ржание, %
Ре РеО РЄ2О3 БЮ2 CaO MgO MnO Б П.П.П.
Руда 30,56 35,64 3,46 7,59 3,62 10,0 1,06 0,135 32,54
Концен- трат 49,64 0,50 70,43 5,70 2,50 14,41 1,77 0,122 2,14
ка является оптимальным при ведении доменной плавки на бакальских сидеритах Увеличение концентрации MgO до 15−20% при той же основности не должно вызывать больших затруднений в ходе плавки. Такие шлаки кристаллизуются при температурах ниже 1350 °C и имеют низкую вязкость. При основности выше 1,0 увеличение содержания MgO в шлаках до 15% и более приводит к повышению температуры их кристаллизации. Шлаки становятся «короткими», что ухудшает условия доменной плавки. По обессеривающей способности высокомагнезиальные шлаки не уступают обычным маломагнезиальным.
В шихте доменных печей используют сырой сидерит, обожженный в шахтной печи концентрат и агломерат с различной долей сидеритовой мелочи в агломерационной шихте.
Как видно из таблицы, после полного восстановления железа в концентрате в остающейся оксидной фазе содержание оксида магния превышает 50%.
Высокое содержание оксида магния в руде не позволяет вести плавку на моношихге. Сидериты могут использоваться только в качестве добавки, величина которой зависит от основности основной шихты и содержания в ней оксидов магния и алюминия. Эффективность такой смеси будет тем выше, чем больше в последних оксида кремния. В этом случае оксид магния будет являться флюсующим компонентом, заменяющим часть оксида кальция.
Подбор шихты осуществляется таким образом, чтобы конечные доменные шлаки имели основность
0,8−1,0, содержание оксида магния 10−15%, а оксида алюминия — 10−13%. Данный состав является вполне допустимым для работы печей большого объема [18].
Анализ работы различных доменных печей на магнезиальных шлаках [19] показал следующее.
Все доменные печи Европы работают на магнезиально-глиноземистых шлаках, содержащих 5,3−17,1% MgO, 8−12% А12О3 при основности 0,96−1,18.
В СССР и странах СНГ в разные годы сидериты использовались в доменных печах ОХМК, ЧМК, НТМК и других заводов.
На Ашинском и Саткинском металлургическом заводах отработана технология доменной плавки бурых железняков с использованием обожженных сидеритов в шихте и шлаковым режимом доменныхпечей с высоким содержанием оксида магния (до 18%) [20−22]. Был сделан выводотом, что оптимальное содержание сидеритов в шихте 50−55%. В этом случае отмечалась хорошая работа печей, шлаки были достаточно текучи [22]. Изучение свойств этих шлаков [23] показало, что на их физические свойства благоприятно влияет наличие 1,5−2,0% закиси марганца, присутствующей в сидеритах
При плавке в доменной печи большего объема (1710 м3) Челябинского металлургического комбината с использованием руды Соколовско-сарбайского месторождения возможна замена части ее сидеритами (до 15%). Руда имеет повышенное содержание глинозема и пониженное закиси марганца, поэтому максимально возможное содержание магнезии в шлаке 13,5% при его основности 0,9−1,0 [24,25].
В 1995 г. на НТМК проведены опытные плавки, в которых при выплавке передельного чугуна (доменная печь № 1) в шихте использовались обожженные сидериты (до 200 кг/т чугуна) вместо окатышей [19]. Содержание оксида магния в шлаке увеличилось с 9,0 до 11,5% без существенного изменения расжда кокса (с 492,9 до 493,5 кг/т чугуна).
С 1973 г. сырой сидерит в небольших количествах использовался в доменных плавках ОХМК [19] при незначительном повышении содержания MgO в шлаке (с 4,5 до 5,5%). Использование с января 1989 г. обожженного концентрата позволило повысить содержание оксида магниядо 8% приувеличении производительности печи и снижении расжда кокса.
Как показывает сравнительный анализ показателей доменной плавки с добавкой в шихту сидеритовыхруд при различных вариантах их подготовки [9, 26], эффективность использования обожженного концентрата выше, чем сырого или агломерированного сидерита. Однако обожженный сидерит обладает большим недостатком — низкой прочностью. Показатели прочности по ГОСТ 15 137–81: (+5 мм) — 74,0%- (-0,5 мм) — 17,0%. Разрушение концентрата во время транспортировки и перегрузок приводит к образованию большого количества мелочи и пыли, что резко ухудшает экологическую обстановку и снижаетэффекгивность доменной плавки. Это приводит к снижению интереса металлургов к данному виду сырья. Например, в 1992 г. были прекращены поставки обожженного сидерита на ОХМК. Это произошло из-за того, что не удалось организовать его прямую выгрузку в бункера доменныхпечей, а выгрузка и длительное хранение концентрата на складе приводила к образованию большого количества мелочи [19].
Для упрочнения обожженного сидерита, получаемого в шахтных печах ОАО «Бакальские рудники», НИИМ (г. Челябинск) предложил предварительно измельченный концентрат прессовать в брикеты размером 50×50×30 мм с использованием связующих лигносульфоната и обожженной извести. Прочность брикетов на раздавливание составляет 120−160 кг/см2, на сбрасывание — около 90%, пылевыделение из брикета не наблюдается [19].
Для получения прочного кускового обожженного сидерита ИМЕТ УрО РАН предложил поводить декарбонизирующий обжиг на обжиговой машине со скоростью 30−50°С/мин при коэффициенте расхода воздуха, а ~ 0,8 [27]. В результате обжига получен концентрат с прочностными показателями по ГОСТ 15 137–81: (+5 мм) — 80,2%- (-0,5 мм) — 6,9%.
Данные мероприятия потребуют больших капитальных затрат. Однако их необходимость сомнительна. При увеличении прочности концентрата не исчезают основные его недостатки: низкое содержание железа и высокое — оксида магния.
Горно-геологические условия Бакала позволяют добывать до 25 млн т сидерита в год. Производственные мощности предприятия составляют около 4 млн т руды в год. При этом реальная добыча сидеритов значительно меньше, жтя по оценке авторов работы [13] при содержании оксида магния в доменном шлаке
ММК 8−9%, а шлаках ЧМК и ОХМК — 13,5% потреб -ление сидерита может составить около 5 млн т/год.
В то же время черная металлургия Урала испытывает острый дефицит железорудного сырья, который покрывается за счет ввоза его из другихрегионов страны. Высказывается мнение о том, что производство чугуна, конвертерной и мартеновской стали на Южном Урале должно резко снизиться, а выплавку металла следует вести в электропечах [28]. В связи с этим встает вопрос об обеспечении сталеплавильного производства качественной металло шихтой. Наблюдается тенденция уменьшенияметаллофонда страны вследствие экспорта проката, в результате уменьшается сбор металлолома, снижается его качество. Поэтому значительный интерес представляет возможность использовать в качестве сырья для электропечей железо, полученное из бакальских сидеритов путем прямого восстановления, тем более, что качество первородной шихты выше качества металлолома, и существует острота социально-экономической ситуации в г. Бакал, где ОАО «Бакальские рудники» является градообразующим предприятием.
Перспективным направлением повышения потребительского качества сидеритовых руд является получение высокометаллизованного концентрата с низким содержанием пустой породы, пригодного для использования в сталеплавильных процессах
Список литературы
1. Жунев А. Г., Юрьев Б. П., Бланк М. Э. Интенсификация процессов обжига и агломерации сидеритовых руд // Бюл. ЦНИИ информ. и техн. -экон. исслед. черной металлургии. 1988. № 3. С. 2−13.
2. Muhl O. Erfahrnngsbericht иЬэг die Scwertrnbe — Lyk longe an Steirishen Ercbe^ // Be^ und Hutten — mannishe. 1981. Bd. 126. N 8. S. 344−348.
3. Остапенко П. Е. Обогащение железных руд. М., 1977. 272 с.
4. Кармазин В. И., ГубинГ.В., Юров П. П. Обжиг-магнитное обогащение железных руд. М.: Недра, 1969. 168 с.
5. ШинкоренкоС.Ф., Белецкий Е. П., ШиряевА.А. Справочник по обогащению руд черных металлов. М.: Недра, 1980. 527 с.
6. ЖуневАГ., КолесановФ.Ф., Виноградов А. И. Высокотемпературный обжиг бакальских сидеритов // Бюл. ЦНИИЧМ. 1964. № 21. С. 4−7.
7. Окислительный обжигсидеритовых руд в шахтных печах / А. Г. Жунев, Н В. Федоренко, В В. Череоткин идр. // Окусхование железных руд и концентратов: тр. Урапмеханобра. Свердловск, 1976. N 3. С. 28−38.
8. Обогащение обожженных бакальских сидеритовых руд / Н. В. Федоренко, А. Г. Жунев, Е. С. Гусев, Л. В. Суркова // Горный журнал. 1976. № 7. С. 58−61.
9. Пирометаплу ргическая переработка комплексных руд / Л. И. Леонтьев, Н. А. Ватолин, С. В. Шаврин, Н. С. Шумаков. М.: Металлургия, 1997. 432 с.
10. ЖилоН.Л. Формирование и свойства доменных шпаков. М.: Металлургия, 1974. 120 с.
11. Васильев В. Е. Доменная плавка наустойчітаьіх шпаках. Киев: Укрте-хиздат, 1956. 260 с.
12. Вязкость высокомагнезиальных доменных шпаков /А.Г. Жунев, Н. Л. Жило, Д. И. Большакова, Б. А. Савельев // Теория и практика металлургии: тр. HMMM. Вып. 5. Челябинск, I963. C. 44−47.
13. ЖуневА.Г., ШумаксвН.С., БратченкоЛ.Н. Квопросу об использовании бакальских сидеритов и их подготовки к доменной плавке // Сталь. 1966. N 3. С. 137−149.
14. Вяткин Г. П., ЖилоН.Л., Острсухов М. Я Вязюсть высокомагнеэиаль-ных шпаков // Теория и практика металлургии: тр. НИИМ. Вып. 4. Челябинск, 1961. С. 26−32.
15. Подготовка бакальских сидеритов к доменной плавке путем обжига /А.Г. Жунев, В. А. Савельев, Ф. Ф. Колесановидр. // Теория и практика мeтaллypгии: тр. НИИМ. Вып. 4. Челябинск, 1961. С. 32−43.
16. ЖилоН.Л., Большакова Л. И. Влияние магнезии на вязкость и температуру кристаллизациидоменных шпаков ММК // Теория и практика металлурги: тр. НИИМ. Вып. 6. Челябинск, 1963. С. 3−10.
17. Большакова Л. И., ЖилоН.Л. Исследования физических свойств доменных шпаков при плавке на бакальских сидеритах // Тесрия и практика металлургии: тр. НИИМ. Вып. 8. Челябинск, 1966. С. 20−26.
18. Опытные плавки с участием в шихте Бакальских сидеритов /
В. П. Вяткин, Л. Я. Гаврилюк, М. Я. Острсухови др. // Шлаковый режим доменных печей. М.: Металлургия, 1961. 350 с.
19. Эффективность и перспективы применения сидеритовых руд в доменной плавке / В. А. Красноборов, С. Л. Ярошзвский, А. А. Денисов, B.C. Рудин, В. И. Бирючев, М. Ф. Полушкин. Донецк, 1996. 88 с.
20. Виноградов А. И. Обжиг ш^хты из сидеритовых руд Ашихинского завода // Техн. -экон. бюл. Челябинского CHK. 1959. № 11. С. 6−10- № 12. С. 5−11.
21. Доменные плавки с высоким содержанием обожженных сидеритов /А.И. Виноградов, A.M. Юферов, Б. А. Савельев, А. Г. Жунев // Техн. -экон. бюл. Челябинского СНК, 1961. № 6. С. 14−20.
22. Доменные плавки на высокомагнезиапьных шпаках / Б. А. Савельев, А. Г. Жунев, A.M. Виноградов, А. И. Юферев // Бюл. ЦНИИЧМ. 1962. № 10. C. 6−9.
23. Вязкость высокомагнезиальных доменных шпаков /А.Г. Жунев, Н. Л. Жило, Л. И. Большакова, Б. А. Савельев // Теория и практика металлургии: тр. НИИМ. Вып. 5. Челябинск. 1963. С. 44−47.
24. Вяткин Г. П., Гаврилюк Л. Я., Жунев А Г. Использование подготовленных бакальских сидеритов к доменной плавке // Теория и практика металлургии: тр. НИИМ. Вып. 8. Челябинск, 1966. С. 10−19.
25. Опытные доменные плавки подготовленных бакальскж сидеритов с получением высокомагнезиальных шпаков / Г. П. Вяткин, Л. Я. Гаврилюк, А. Г. Жунев и др. // Сталь. 1966. N 3. С. 17−21.
26. Сравнительный анализ показателей доменной плавки с добавкой в шихту сидеритовых руд при различных вариантах их подготовки / А. С. Вусжис, А. Н. Дмитриев, Д. 3. Кудинов, А. В. Ченцов, Ю.А. Чесно-ков // Теплофизика и информатика в метаптургии: достижения и проблемы: материалы между нар. конф., посвященной 300-летию металлургии Урала, 80-летию металлургического факультета и кафедры «Т еплотех ника и информатика в металлургии». Екатеринбург: Изд-во УГТУ, 2000. С. 177−182.
27. Пат. 2 041 963 РФ, МКИ С 22 В1/04. Способ подготовки сидеритов к доменной плавке / Вусихис А. С., Двинин В. И., Леонтьев Л. И., Май-зель С.Г. (РФ).
28. Рощин В. Е., ПоволоцкийД.Я., Морозов А. Н. Состояниеи пути развития металлу ргии Челябинской области в начале XXI века // Уральская металлургия на рубеже тысячелетий: тез. докп. Челябинск: Изд-во ЮУрГУ, 1999. С. 10−14.
Bibliography
1. Zhunev A.G. Intensification of processes of roasting and agglomeration of sideritic ores / A.G. Zhunev, B.P. Jurev, M.E. Blank. Bulletin CSRI of the information and technical and economic researches of ferrous metallurgy. 1988, N3, p. 2−13.
2. Muhl O. Erfahrungsbericht uber die Scwertrube — Lyk longe an Steirishen Erzberg // Berg und Hutten — mannishe. 1981. Bd. 126. N8. p. 344−348.
3. Ostapenko P.E. Enrichment of iron ores. М.: 1977. 272 p.
4. Karmazin V.I. Roasting enrichment of iron ores / V.I. Karmazin, G.V. Gu-bin, P.P. Jurov. М.: Bowels, 1969, 168 p.
5. Shinkorenko S.F. Director on enrichment of ores of ferrous metals /
S.F. Shinkorenko, E.P. Beletsky, A.A. Shiiyaev. М.: Bowels, 1980, 527 p.
6. Zhunev A.G. High-temperature roasting of backal siderites / A.G. Zhunev, F.F. Kolesanov, A.I. Vinogradov. Bulletin CSRIBM, 1964, 21, p. 4−7.
7. Zhunev A.G. Oxidizing roasting of sideritic ores in mine furnaces / A.G. Zhunev, N.V. Fedorenko, V.V. Chervotkin, etc. In book. Agglomeration of iron ores and concentrates. Materials of Ural Institute of mechanical treatment. Sverdlovsk, 1976, N3, p. 28−38
8. Fedorenko N.V. Enrichment of burnt Backal sideritic ores / Fedorenko N.V. Zhunev A. G,. Gusev E. S,. Surkova L.V. Mountain magazine, 1976, 7, p. 58−61.
9. Leontiev L.I. Pyrometallurgical processing of complex ores. /. Vatolin N. A, Shavrin S.V., Shumakov N.S. М.: Metallurgy, 1997. 432 p.
10. Zhilo N.L. Formation and properties of blast furnace slags. М.: Metallurgy, 1974, 120 p.
11. Vasiliev V.E. Blast furnace operation on steady slags. Kiev: Ukraine technical publishing house, 1956, 260 p.
12. Zhunev A.G. Viscosity of highly magnesium blast furnace slags./ Zhunev A.G.,. Zhib N.L.,. Bolshakova D.I.,. Saveliev B. A// The theory and practice of metallurgy. Materials of scientific and research institute of metals, Part 5, Chelyabinsk, I963, p. 44−47.
13. Zhunev A.G. To the question on use backal siderites and their preparation to blast furnace operation / Shumakov N.S.,. Bratchenko L.N. Steel, 1966, N3, p. 137−149.
14. Vyatkin G.P. Viscosity of highly magnesium slags /. Vyatkin, G.P.,. Zhilo N.L., Ostrouhov M.J. / In the book The theory and practice of metallurgy. Materials of scientific and research institute of metals, Part 4, Chelyabinsk, 1961, p. 26−32.
15. Zhunev A.G. Preparation of backal siderites to blast furnace smelting by roasting./. Zhunev A.G.,. Savelyev V. A, Kolesanov F.F., etc. / The theory and practice of metallurgy. Materials of scientific and research institute of metals, Part 4, Chelyabinsk, 1961, p. 32−43.
16. Zhilo N.L. Influence of magnesia on viscosity and temperature of
crystallization of blast furnace slags of Magnitogorsk metallurgical integrated plant /. Zhilo N. L, Bolshakova L.I. / The theory and practice of metallurgy. Materials of scientific and research institute of metals, Part 6, Chelyabinsk, 1963, p. 3−10.
17. Bolshakova L.I. Research of physical properties of blast furnace slags for smelting w ith backal siderites / Bolshakova L.I., Zhilo N. L / The theory and practice of metallurgy. Materials of scientific and research institute of metals, Part 8, Chelyabinsk, 1966, p. 20−26.
18. Vyatkin V.P. Experimental blast furnace operation with backal siderites in the charge / Vyatkin V.P., Gavrijuk L. J, Ostrouhov M.Y. etc. / A slag mode of blast furnaces. M.: Metallurgy, 1961, 350 c.
19. Krasnoborov V.A. Efficiency and prospects of application of sideritic ores in blast furnace / Krasnoborov V.A., Yaroshesky S.L., Denis A. A, Rudin V.S. Biryuchev V. I, Polushkin. M.F. Donetsk, 1996, 88 p.
20. Vinogradov A.I. Roasting of charge from sideritic ores on Ashikxinsk factory. The technical and economic bulletin of Chelyabinsk Council of National Economy, I959, 11. p. 6−10, 12, p. 5−11.
21. Vinogradov A. I. Blast furnace operation with the high contents of the burnt siderites./ Vinogradov A.I., Yuferov A. I,. Saveliev B.A.,. Zhunev A.G. The technical and economic bulletin of Chelyabinsk Council of National Economy, I96I, 6, p. 14−20.
22. Savelyev B.A. Blast furnace operation on highmagnesium slags /. Savelyev B. A,. Zhunev A.G. Vinogradov A.I., Yuferov A.I. Bulletin of Central scientific and research institute of metals, 1962, № I0, p. 6−9.
23. Zhunev A.G. Viscosity highmagnesium blast furnace slags / Zhunev A.G.,. Zhib N.L. Bolshakova L. I,. Savelyev. B. A / The theory and practice of metallurgy. Materials of scientific and research institute of metals, Part 5,
Chelyabinsk, 1963, p. 44−47.
24. Vyatkin G.P. Use of prepared backal siderites for the blast furnace. /M. Vyatkin, L.J. Gavriljuk, A.G. Zhunev. // In the book -. The theory and practice of metallurgy. Work of scientific and research institute of metals, part 8. Chelyabinsk, 1966, p. 10−19.
25. Vyatkin G.P. Experimental blast furnace operation on prepared backal siderites with reception of highmagnesium slags /. Vyatkin G.P., Gavrijuk L.J.,. Zhunev A.G. etc. Steel. I966, N3, p. 17−21.
26. Vusikhis A.S. Comparative analysis of blast furnace parameters with the additive in sideritic ores charge at various variants their preparation / Vusikhis A.S.,. Dmitriev A.N., Kudinov D.Z.,. Chentsov A. V,. Chesno-kov J.A. // Thermophysics and computer science in metallurgy: achievements and problems. Materials of the international conference dedicated to 300 anniversary of the Urals metallurgy, 80 anniversary of metallurgical faculty and faculty «the Heating engineer and computer science in metallurgy «, Ekaterinburg: Publishing house of Ural state technical institute, 2000, p. 177−182.
27. Vusikhis A.S., Dvinin V.I., Leontev L.I., Mayzel S.G. The way of siderites preparation to blast furnace smelting. The patent № 2 041 963. Published. 8/20/1995, C 22B1/04.
28. Roschin V.E. Condition and ways of metallurgy development in the Chelyabinsk area to the beginning of XXI century / Roschin V. E, Povolotsky D. J,. Morozov A.N. / The International scientific and technical conference «the Ural metallurgy on a boundary of millenium «: Theseses of reports. Chelyabinsk: Publishing house of South-Ural state university, 1999, p. 10−14.
УДК 669. 162. 266. 44+66. 046. 46 Харченко Е. М., ЖумашевК.Ж.
ТВЕРДОФАЗНОЕ ВОССТАНОВЛЕНИЕ МЕДИН СВИНЦА МЕТАЛЛИЧЕСКИМ ЖЕЛЕЗОМ
Шлаки медеплавильного производства в зависимости от процесса сильно отличаются по составу, но все они содержат значительное количество железа, меди, свинца, никеля и цинка, которые связаны в различные соединения. Изучение их химического и минерального состава показало, что медь в них присутствует в виде
сульфидов, оксидов и ортоарсенатов [1−3].
Известны методы переработки отвальных шлаков медеплавильного производства флотационным обогащением, плавкой на медистый чугун в различных вариантах В первом случае достигается низкое извлечение, во втором потребность в медистом чугуне
Термодинамические характеристики уравнений реакций восстановления меди и свинца металлическим железом
Номер реакции Уравнения реакций A G, кД ^/моль A G, кДж/г, реакц. смеси при 700 К
300 К 500 К 700 К 900 К 1100 К 1300 К
1 Cu2S+Fe=FeS+2Cu -14,47 -9,71 -2,92 б, 89 20,28 37,57 -0,013
2 CuFeS2+Fe=2FeS+Cu -7,39 -10,05 -21,б1 -39,47 -б2,19 -88,88 -0,090
3 2CuFeS2+Fe=FeS2+2FeS+2Cu 10,40 12,2б 5, бб -7,07 -24,б1 -4б, 13 0,013
4 Cu2O+Fe=FeO+2Cu -94,41 -94,37 -91,92 -87,47 -81,08 -72,б3 -0,459
5 Pb3As2O8+Fe=Pb+Pb2As2O7+FeO 37,257 28, бб -5,31 -37,30 -71,30 -105,б8 -0,00б
б Pb3As2O8+2Fe=2Pb+Pb (AsO3)2+2FeO -8,3б3 -23,4б -87,13 -145,94 -208,40 -271,28 -0,08б
7 Pb3As2O8+2Fe=3Pb+2FeAsO4 -103,133 -10б, 45 -154,37 -194,47 -23б, 20 -27б, 54 -0,153
8 Pb3As2O8+3 F e=3 Pb+As2O5+3 F eO 38,279 17,39 -74,б7 -158,б8 -247,73 -337,07 -0,0б9
9 Pb3As2O8+5 F e=3 Pb+As2O3+5 F eO -248,01 -2б9,48 -278,29 -281,33 -282,б0 -284,88 -2,308
10 Pb3As2O8+8 °F e=3Pb+As2+8 °F eO -2б2,19 -345,87 -б12,53 -857,21 -1114,78 -1372,79 -0,455
11 Pb3As2O8+10 °F e=3Pb+2FeAs+8 °F eO -490,0б -57б, 12 -57б, 121 -б19,14 -471,81 -705,19 -0,395
12 Pb3As2O8+11 Fe=3Pb+Fe3As2+8FeO -б72,57 -777,72 -777,72 -830,30 -бб2,81 -935,45 -0,513
13 Pb3As2O8+12Fe=3Pb+2Fe2As+8 °F eO -43б, 87 -555,б1 -555,б -б14,99 -435,94 -733,74 -0,354
14 Cu3As2O8+2Fe=3Cu+2FeAsO4 -355,б3 -355,92 -399,5б -43б, 59 -475,94 -514,бб -0,б88
15 Cu3As2O8+3Fe=3Cu+Fe (AsO3)2+2FeO -945,08 -971,б2 -1005,40 -1043,58 -1057,31 -113б, 55 -1,579
1б Cu3As2O8+9 °F e=Cu3As+8 °F eO+F eAs 10б5,82 101 б, 99 7б7,47 544,97 310,7б 78,78 0,789
17 Cu3As2O8+10 °F e=3Cu+2 °F eAs+8 °F eO -742,5б -789,б2 -10б4,49 -1313,77 -1580,21 -1848,14 -1,035
18 Cu3As2O8+11Fe=3Cu+Fe3As2+8FeO -925,07 -981,55 -1287,43 -15б4,28 -1859,29 -2155,27 -1,187
19 Cu3As2O8+12Fe=3Cu+2 °F e2As+8FeO -б89,3б -752,53 -108б, б8 -1388,3б -1709,20 -2030,51 -0,953

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой