Разработка процессов окатывания и паровоздушного обжига медного концентрата для плавки на черновую медь тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат наук Катренов, Бауыржан Боранбаевич

• Катренов, Бауыржан Боранбаевич
• кандидат наук
• 2014

Оглавление диссертации кандидат наук Катренов, Бауыржан Боранбаевич

СОДЕРЖАНИЕ

Стр.

Введение

1 Анализ проблем переработки медного концентрата и обоснование направления исследования

1.1 Характеристика руд и концентратов

1.2 Особенности переработки медной шихты полиметаллического

состава по традиционной технологии

1.3 Пути утилизации сернистого ангидрида

1.4 Возможности альтернативных технологий переработки медного концентрата

1.5 Обоснование выбора связующего для окускования концентрата

1.6 Особенности паровоздушного обжига сульфидных материалов

1.7 Взаимодействие диоксида серы с сероводородом в водной

среде

1.8 Методы выделения серы из суспензионного раствора

1.9 Цель и задачи исследования

2 Окускование медного концентрата

2.1 Приложение вероятностной теории прочности к прочностным характеристикам окатышей

2.2 Методика экспериментов

2.3 Статическая прочность окатышей, полученных с применением

в качестве связующего водного раствора лигносульфоната

2.4 Статическая прочность окатышей, полученных с применением в качестве связующего водного раствора лигносульфоната с добавкой медного купороса

2.5 Динамическая прочность окатышей, полученных с применением в качестве связующего водного раствора лигносульфоната

2.6 Динамическая прочность окатышей, полученных с применением в качестве связующего водного раствора лигносульфоната с добавкой медного купороса

2.7 Термическая прочность окатышей

2.8 Анализ статической, динамической и термической прочностей окатышей, полученных с использованием

двух видов связующего

2.9 Пористость окатышей

2.10 Выводы

3 Паровоздушный обжиг медного концентрата

3.1 Методика проведения экспериментов по паровоздушному обжигу медного концентрата

3.2 Влияние медного купороса на степень десульфуризации окатышей из медного концентрата при паровоздушном обжиге

3.3 Выбор агрегата для паровоздушного обжига

3.4 Химическая основа обжига в агло-шахтной печи

3.5 Выводы

4 Укрупненно-лабораторные испытания технологии переработки медного

концентрата на черновую медь

4.1 Окускование медной шихты

4.2 Паровоздушный обжиг окатышей

4.3 Выплавка черновой меди

4.4 Технологическая схема переработки медного концентрата на черновой металл

4.5 Выводы

Заключение

Список использованных источников

Приложения

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Разработка процессов окатывания и паровоздушного обжига медного концентрата для плавки на черновую медь»

ВВЕДЕНИЕ

Медь является одним из важнейших материалов современной техники. Республика Казахстан и Российская Федерация располагают большими запасами медных руд. Однако запасы легкообогатимых сульфидных медных руд истощены и предприятия этих стран, производящие медь пирометаллургическим способом, вынуждены вовлекать в переработку труднообогатимое сырье полиметаллического типа. При обогащении таких руд выделяют концентраты с низким содержанием меди и повышенным - железа, свинца, цинка и серы. Переработка высокосернистых медных концентратов полиметаллического типа по существующей технологии, предусматривающей выплавку штейна с его последующим конвертированием на черновую медь, сопровождается потерями меди с печными шлаками и выделением большого количества сернистого ангидрида, который традиционно утилизируют с получением серной кислоты. Из-за низкого спроса на серную кислоту и ограниченной мощности действующих сернокислотных цехов, утилизация всего объема сернистого ангидрида не представляется возможной. По этой причине часто происходит вынужденный выброс сернистого газа в окружающую среду. Сложившаяся ситуация потребовала принятия мер, направленных на уменьшение количества сернистого ангидрида, поступающего на переработку в сернокислотные цеха. Учитывая это, разработка альтернативной технологии переработки высокосернистого медного концентрата, обеспечивающей снижение количества выделяемого сернистого ангидрида, является актуальной.

Одним из перспективных способов переработки медного концентрата, обеспечивающих снижение объемов выделяемого сернистого ангидрида, является получение черновой меди по технологии, предусматривающей окускование концентрата, паровоздушный обжиг окатышей и последующую электротермическую переработку полученного огарка на черновой металл. Технология обеспечивает частичный перевод серы концентрата в элементное состояние на стадии паровоздушного обжига.

Необходимым условием для осуществления паровоздушного обжига является окускование концентрата. На этой стадии необходимо было решить задачу по снижению расхода лигносульфоната, и обеспечить получение окатышей с достаточными прочностными характеристиками.

Для получения обожженных окатышей, пригодных по своему химическому составу для последующей плавки на черновой металл, на стадии паровоздушного обжига требовалось обеспечить достаточную степень десульфуризации концентрата.

Для решения поставленных задач предполагается: на стадии окускования использовать медный купорос в качестве добавки к водному раствору лигносульфоната; определить оптимальные параметры процесса окускования, обеспечивающие получение окатышей с требуемыми прочностными характеристиками; определить оптимальные параметры процесса обжига окатышей, обеспечивающие получение огарка, пригодного для последующей плавки на черновой металл.

Целью диссертационной работы является теоретическое и экспериментальное обоснование процессов окускования медного концентрата и паровоздушного обжига окатышей для последующей электроплавки на черновую медь и обоснование технологической схемы «окатывание - обжиг -электроплавка».

Для достижения поставленной цели решены следующие задачи:

- на основе применения энерго-стохастических моделей прочности конгломератов, разработанных профессором Малышевым В.П., и по экспериментальным данным установлено влияние медного купороса на статическую, динамическую и термическую прочности, а также на пористость окатышей, полученных из медного концентрата;

- определено влияние медного купороса на степень десульфуризации окатышей при паровоздушном обжиге;

- обоснованы технологические параметры процессов окатывания и паровоздушного обжига медного концентрата;

- проведены укрупнено-лабораторные испытания по окускованию и обжигу медного концентрата с последующей электроплавкой огарка на черновую медь в рудно-термической печи.

Научная новизна. В настоящей работе:

- выявлены аналитические зависимости статической, динамической и термической прочности окатышей из медного концентрата, полученных с использованием в качестве связующего водного раствора лигносульфоната с медным купоросом;

- обосновано положительное влияние добавок медного купороса к связующему (водный раствор лигносульфоната) на прочность окатышей из медного концентрата;

- определена последовательность реакций при паровоздушном обжиге окатышей из медного концентрата;

- установлено, что добавка медного купороса к связующему (водный раствор лигносульфоната) способствует повышению степени десульфуризации окатышей при паровоздушном обжиге в 1,4 раза и снижению величины кажущейся энергии активации процесса.

Практическая значимость работы заключается в том, что:

- за счет добавки медного купороса к связующему (водный раствор лигносульфоната) достигнуто сокращение расхода лигносульфоната;

- показана возможность использования агло-шахтной печи для паровоздушного обжига окатышей с частичным переводом серы концентрата в элементное состояние;

- предложена технологическая схема переработки медного концентрата на черновой металл «окатывание - обжиг - электроплавка», обеспечивающая снижение количества образующегося сернистого ангидрида и уменьшение количества переделов с жидкими полупродуктами.

Работа выполнена в рамках Государственного заказа Республики Казахстан по теме «Разработка и пилотное испытание технологии гидрокаталитического обжига медных концентратов с получением элементной серы и электроплавкой огарка на черновую медь».

Методы исследования. В работе использованы: экспериментальные и расчетные методы определения прочностных характеристик и пористости окатышей; термодинамический анализ реакций проведен на программном комплексе HCS - 5.1 Chemistry; химические и инструментальные методы анализа концентрата, продуктов обжига и плавки; рентгенографические методы (ДРОН-2) для определения фазового состава продуктов.

Для проведения окатывания концентрата применены лабораторный (диаметр чаши 0,5 м) и укрупненный (1,2 м) грануляторы, для паровоздушного обжига - лабораторная и опытно-экспериментальная (агло-шахтная печь) установки, плавка обожженных окатышей проведена в рудно-термической печи мощностью 80 кВА.

На защиту выносятся:

- экспериментальные результаты по статической, динамической и термической прочности, а также на пористости окатышей, полученные с использованием в качестве связующего водного раствора лингосульфоната с медным купоросом;

- результаты опытов по оценке влияния медного купороса на кинетические параметры паровоздушного обжига окатышей из медного концентрата;

- последовательность реакции при паровоздушном обжиге окатышей из медного концентрата и плавке обожженных окатышей;

- результаты укрупненно-лабораторных испытаний процессов окатывания концентрата, обжига окатышей и их плавки на черновую медь.

Апробация работы. Основные положения работы доложены и обсуждены на международных научно-практических конференциях: «Научно-технический прогресс в металлургии» (г. Темиртау, 2007, 2009 и 2013);

«Комплексная переработка минерального сырья» (г. Караганда, 2008); «VII чтения Машхур Жусипа» (г. Павлодар, 2010); «Гетерогенные процессы в обогащении и металлургии» (г. Караганда, 2011).

Личный вклад автора состоит в проведении экспериментов по окускованию и паровоздушному обжигу, математической обработке результатов проведенных экспериментов, проведении укрупненно-лабораторных испытаний, обобщении полученных данных, обосновании технологической схемы производства черновой меди, подготовке публикаций.

Структура и объем работы. Диссертационная работа состоит из введения, четырех глав и заключения, изложена на 167 страницах машинописного текста, содержит 26 рисунков, 58 таблиц. Список использованных источников включает 95 наименований.

1 АНАЛИЗ ПРОБЛЕМ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНОГО КОНЦЕНТРАТА И ОБОСНОВАНИЕ НАПРАВЛЕНИЯ ИССЛЕДОВАНИЯ

1.1 Характеристика руд и концентратов

Полиметаллические медно-свинцово-цинковые руды, содержащие также большое количество сульфидов железа, являются одним из основных видов рудного сырья для медеплавильных предприятий Казахстана и России.

Республика Казахстан по запасам меди занимает девятое место в мире [1]. В недрах страны находится 6 % мировых разведанных запасов меди. Промышленную значимость имеют месторождения медно-порфировые, медистых песчаников и медно-колчеданные, а также скарновые и жильные кварцево-сульфидные. Существенная часть запасов заключена в бедных медно-порфировых месторождениях, для эффективного использования которых необходимо создание и внедрение новых прогрессивных технологий добычи и переработки руд. Эксплуатируются преимущественно месторождения медистых песчаников и колчеданно-полиметаллические [2]. Самое крупное в Казахстане месторождение медистых песчаников Жезказган входит в первую пятерку медных месторождений СНГ. Руды месторождения характеризуются полиметаллическим составом (промышленные элементы: основные - Си, РЬ, сопутствующие - А§, Яе, Сё, 8) [3]. Колчеданно- полиметаллические месторождения сосредоточены в Восточном Казахстане, где они образуют Лениногорский, Зыряновский и Прииртышский рудные районы [2].

Российская Федерация по запасам меди (около 9 % мировых) занимает третье место в мире после Чили и США. Часть этих запасов заключена в медно-колчеданных месторождениях, которые распространены главным образом на Южном и Среднем Урале. Там добываются медно-цинковые и медно-колчеданные руды.

Для медно-цинковых руд характерно преобладание сульфидов железа (пирита, пирротина, марказита) суммарное содержание которых может достигать

до 90 %. Другие рудообразующие сульфидные минералы - халькопирит, сфалерит, борнит, блеклые руды, халькозин, ковеллин, галенит. Содержание их не превышает 15-20 %. Минералы пустой породы представлены серицитом, хлоритом, кварцем и баритом. Медно-колчеданные руды содержат пирит, борнит, халькозин, ковеллин, сфалерит, сульфат и окислы меди [4].

Полиметаллические медно-свинцово-цинковые руды являются труднообогатимым сырьем с большим количеством пирита, марказита и пирротина [5]. Трудности обогащения заключаются в необходимости многостадиального тонкого измельчения руды с целью разделения сростков сульфидов с пустой породой и друг с другом [6]; в быстрой окисляемости минералов в ходе измельчения, что приводит к снижению извлекаемости полезных компонентов во флотоконцентрат [7]; в наличии труднофлотируемых вторичных сульфидов меди снижающих эффективность извлечения меди и цинка в селективные флотоконцентраты [8]; в переходе части пирита во время флотации в селективные концентраты меди, свинца, цинка.

Концентраты, выделяемые в ходе обогащения таких руд по коллективно-селективной схеме, характеризуются низким содержанием меди и повышенным - железа, свинца, цинка и серы. Химический состав некоторых медных [9] и медно-цинковых концентратов [10], получаемых на обогатительных фабриках, представлен в таблицах 1.1 и 1.2.

Основными производителями меди в Республике Казахстан являются Балхашский и Жезказганский медеплавильные заводы, где медь производится по пирометаллургической технологии, предусматривающей переработку сырьевых материалов - руд и концентратов на черновую медь с последующим ее рафинированием. Традиционная технология получения товарной меди включает в себя следующие металлургические процессы: плавку на штейн, его конвертирование, огневое и электролитическое рафинирование меди [11]. На Жезказганском медеплавильном заводе штейн выплавляют в рудно-термических печах. Процесс плавки Ванюкова внедрен на Балхашском медеплавильном заводе. Сырьем для этих заводов служат концентраты, состав

которых представлен в таблицах 1.1 и 1.2. Составы шихт, перерабатываемых на этих заводах, представлены в таблице 1.3 [12] и характеризуются повышенным содержанием цинка и свинца, что связано с вовлечением в переработку медно-цинковых концентратов, поставляемых с обогатительных фабрик Восточного Казахстана (таблица 1.2). Практика показывает, что переработка шихт таких составов по традиционной технологии сопряжена с трудностями технологического и экологического характера.

Таблица 1.1 - Химический состав медных концентратов

Наименование концентрата Содержание, %

Си РЬ Ъъ Бе 8 БЮг А1203 СаО

Балхашский 16,7 0,2 0,51 34,7 34,2 8,2 2,2 1,0

Жезказганский 38,7 2,9 2,7 6,9 16,5 21,3 3,5 1,9

Сатпаевский 26,7 4,9 8,3 5,5 15,0 26,0 4,6 2,4

Таблица 1.2 - Химический состав медно-цинковых концентратов

Наименование концентрата Содержание, %

Си РЬ гп Бе Б 8Ю2 А12Оз СаО Аб

Березовский 18,5 4,7 10,1 20,5 32,8 2,0 2,4 1,9 1,3

Белоусовский 18,9 5,2 10,6 19,4 30,4 3,6 3,7 1,3 0,8

Жезкентский 17,5 2,9 6,9 25,8 34,1 3,1 2,6 1,2 0,2

Николаевский 21,7 2,2 5,7 28,4 36,1 0,9 1,8 0,6 1,0

Таблица 1.3 - Химический состав шихты Балхашского (БМЗ) и Жезказганского (ЖМЗ) медеплавильных заводов

Материал Содержание, %

Си РЬ гп Бе ЭЮг А1203 СаО МёО 8

Шихта БМЗ 15,9 2,3 4,1 26,5 10,0 3,0 1,9 0,3 32,1

Шихта ЖМЗ 34,5 3,7 2,9 7,2 19,4 4,3 3,7 0,3 16,9

1.2 Особенности переработки медной шихты полиметаллического состава

по традиционной технологии

При переработке высокосернистых медных концентратов полиметаллического типа по традиционной технологии могут возникнуть трудности технологического характера. При плавке на штейн в печи Ванюкова (ПВ) медная шихта БМЗ должна быть максимально приближена к составу, обеспечивающему тепловой баланс автогенной плавки. Другими словами, она должна отвечать отработанным ранее требованиям по содержанию серы (не менее 31 %), железа (не менее 23 %), диоксида кремния (не менее 15 %), свинца (не более 2 %), цинка (не более 2 %) [13]. Избыток цинка в шихте приводит к образованию шпинелей, в результате чего возрастают плотность и вязкость отвального шлака, что ухудшает разделение шлака и штейна. Избыток свинца, в свою очередь, приводит к потере золота с пылью и увеличенному содержанию свинца в штейне. При плавке концентратов, характеризующихся повышенным содержанием цинка и свинца, содержание оксидов кремния и кальция в шлаке рекомендовано поддерживать равным 42-45 и 7-10 % соответственно [14].

При плавке на штейн в ПВ следует также учитывать содержание в медной шихте магнетита (Ре304). Балхашский концентрат, перерабатываемый в ПВ, является сборным от смешения при совместной флотации руд Саякского, Шатыркульского и Коныратского месторождений, а также шлакового концентрата [14], получаемого на Балхашской обогатительной фабрике флотацией шлаков ПВ, содержащих более 1 % меди, и конвертерных шлаков, содержащих 4-6 % меди [15]. Балхашский концентрат характеризуется повышенным содержанием магнетита (11,4%), что затрудняет его переработку в печи ПВ. Являясь поверхностно-активным веществом, магнетит уменьшает межфазное натяжение на границе раздела шлак-штейн, затрудняет коалесценцию капелек штейна, что приводит к повышению механических потерь меди со шлаком. Вследствие ограниченной растворимости магнетита, как в шлаке, так и в штейне, его накопление в печи, в условиях пониженных температур,

приводит к образованию магнетитовых настылей на подине печи и шлаковой перегородке. Настыли уменьшают объем ванны и сокращают продолжительность пребывания шлака (отстаивания) в печи, а следовательно, способствуют получению богатых по меди шлаков. Для снижения потерь меди со шлаком и предотвращения образования настылей в ванне печи предложено несколько технологических решений.

Предлагается [15] перерабатывать медные концентраты с повышенным содержанием магнетита в печи жидкофазного восстановления железа (процесс Ромелт) с использованием угля в качестве топлива. Содержание меди в штейне при этом составляет 48-55 %, в шлаке - 0,2-0,5 %.

Другим способом снижения потерь меди может служить переработка в печи ПВ окатышей, полученных окускованием медного концентрата совместно с клинкером цинкового производства [16]. Железо и коксик, входящие в состав клинкера, при плавке восстанавливают магнетит до шлакуемого оксида железа (П), благодаря чему потери меди с отвальным шлаком снижены на 14 %.

При плавке на штейн в ПВ предложено [17] в состав шихты вводить боратовую руду, имеющую невысокую температуру плавления (1080 °С), содержащую 8,8-13,85 % В203 в количестве 5-10 % от массы шихты. Растворенный оксид бора в шлако-штейновой эмульсии разрушает магнетит с образованием боратов железа. С уменьшением концентрации магнетита и других тугоплавких соединений (двухкальциевые силикат и феррит, алюмомагнезиальная шпинель) снижается вязкость шлака и повышается межфазное натяжение на границе раздела шлак-штейн. Все это способствует снижению потерь меди и благородных металлов со шлаком.

Кислородсодержащие соединения бора (борная кислота, бура, боратовая руда) также вводят в состав шихты при плавке сульфидного медного концентрата на штейн в электропечи [18]. Помимо этого рекомендуется [19] при плавке сульфидного высококремнистого медного концентрата на штейн в электропечи использовать шихту, содержащую 0,1-24 % известняка, 4-16 % пиритного концентрата, 0,1-8 % боратовой руды и шлак конвертирования медного

штейна, вводимый в количестве 37-100 % от массы пиритного концентрата. Благодаря этому повышается извлечение меди из концентрата в штейн и содержание меди в штейне. Кроме того, добавка боратовой руды уменьшает температуру плавления шлака.

Переработка высокосернистых медных концентратов полиметаллического типа по традиционной технологии также сопряжена с экологическими проблемами, в первую очередь - с образованием большого количества сернистого ангидрида (802), являющегося основным источником загрязнения атмосферного воздуха [20] и оказывающего подкисляющее и атрофирующее воздействие на наземные и водные экосистемы [21]. Его утилизация является одной из важнейших задач по охране окружающей среды.

Нежелательной примесью медных концентратов является мышьяк, осложняющий технологические процессы и ухудшающий качество продукции. Существующие методы вывода мышьяка из производственного цикла, хранения и обезвреживания мышьяксодержащих отходов не всегда отвечают современным требованиям комплексности использования сырья и охраны окружающей среды. Разнообразие минеральных форм мышьяка и их тесная связь с другими компонентами руд значительно усложняет возможности его отделения на стадии обогащения [22]. Часть мышьяка переходит в концентрат и далее распределяется по всем продуктам пирометаллургической переработки. При переработке концентрата основное количество мышьяка выводят с газами, отвальными шлаками плавильных агрегатов и тонкими пылями электрофильтров. Оставшееся количество мышьяка концентрируется в черновой меди и поступает с анодной медью на электролитическое рафинирование, что усложняет процесс и снижает качество катодной меди. Кроме того, в процессе электролиза наибольшую опасность представляет выделение мышьяка в виде высокотоксичного соединения - арсина АзН3. Промывные растворы систем мокрой очистки газов, от плавки сульфидных концентратов и конвертировании штейна -основные каналы вывода мышьяка из технологического цикла [23]. При их обезвреживании основная задача сводится к получению сбросных растворов с

наименьшим содержанием мышьяка и его концентрированием в осадках наименее токсикологически опасной категории. Вывод мышьяка осуществляют чаще всего в виде хорошо растворимого в воде арсената кальция Са3(А804)2, который относится к веществам II класса опасности. Для его захоронения требуется строительство специальных хранилищ с надежной гидроизоляцией дна и стенок.

Анализ проблем пирометаллургической переработки мышьяковистых концентратов показывает необходимость создания технологических схем, позволяющих выводить мышьяк из производственного цикла в виде малотоксичных соединений, не требующих специальных сооружений для захоронения. Одним из таких соединений являются сульфиды мышьяка, относящиеся к III классу опасности. Сульфидные возгоны более богаты по мышьяку и легко могут быть переплавлены в компактные блоки [24]. Вывод мышьяка в форме плавленых сульфидов значительно упрощает условия их хранения, и, кроме того, они могут быть дешевым источником получения различных соединений мышьяка [22].

1.3 Пути утилизации сернистого ангидрида

Основным способом утилизации сернистого ангидрида (диоксида серы) является его переработка на серную кислоту Н2804 [25]. Однако в условиях низкого спроса на кислоту и ограниченной мощности сернокислотного производства, переработка всего объема образующегося сернистого газа не представляется возможной. Такая ситуация, в частности, сложилась на Жезказганском медеплавильном заводе (ЖМЗ) в связи с вовлечением в переработку высокосернистых колчеданных руд.

Распространенным методом утилизации диоксида серы является известковый, в ходе которого образуется шлам, содержащий смесь кальциевых солей, который вывозят в отвалы [26]. Весьма эффективен цинковый метод санитарной очистки отходящих сернистых газов [27] с получением цинкового

купороса. Он заключается в абсорбции сернистого ангидрида водной суспензией оксида цинка.

Наиболее целесообразным способом утилизации сернистого ангидрида при отсутствии потребителей серной кислоты является его переработка на элементную серу - продукт, удобный для складирования и транспортировки на большие расстояния.

История промышленной технологии утилизации металлургических газов с получением элементной (газовой) серы начинается с 1915 года, когда был предложен процесс получения серы из дымовых газов путем восстановления диоксида серы углеводородами [28]. Все процессы, используемые для извлечения элементной серы из газов плавильных печей, в принципе аналогичны: в них восстановление 802 ведут углеродом или восстановительными газами, но процессы эти довольно сильно различаются в деталях [29]. Методы восстановления сернистых газов углеродом не получили широкого распространения по причине образования большого количества оксидов углерода - СО и С02 [30].

С учетом широкого внедрения автогенных процессов плавки с применением технического кислорода основное внимание в настоящее время уделяются «метановому» способу получения серы из концентрированных сернистых газов [31]. Суть его заключается в восстановлении диоксида серы природным газом с последующей переработкой восстановленного газа методом Клауса в двух каталитических ступенях. Восстановление кислородсодержащего сернистого газа осуществляют при 1150-1250 °С в реакторе [28], где протекают следующие реакции:

При этом степень конверсии S02 в серу на стадии восстановления составляет в среднем 55 % (отн.) и увеличивается с исходной концентрацией диоксида серы в газе. На стадии восстановления образуются побочные продукты: карбонилсульфид - COS, сероводород - H2S, сероуглерод - CS2, оксид углерода -

2 S02 + СН4 = S2 + С02 + 2 Н20, 2 02 + СН, = С02 + 2 Н20.

(1.1) (1.2)

СО, водород - Н2. Газы поступают на первую каталитическую ступень Клауса, где на бокситовом катализаторе при температуре 350-450 °С протекают реакции довосстановления сернистого газа:

2 CS2 + S02 = COS + 3/2 S2, (1.3)

2 COS + S02 = 2 C02 + 3/2 S2, (1.4)

2 CO + S02 = 2 C02 + 1/2 S2, (1.5)

2 H2 + S02 = 2 H20 + 1/2 S2, (1.6)

CS2 + 2 H20 = 2 H2S + C02, (1.7)

COS + H20 = H2S + C02. (1.8)

Затем газы поступают на вторую каталитическую ступень, где на алюмооксидном катализаторе при температуре 210-260 °С протекает реакция Клауса:

2 H2S + S02 = 2 Н20 +1,5 S2. (1.9)

При соблюдении соотношения ([H2S] +[COS]) / [S02] =2 на входе во вторую ступень, конверсия серосодержащих газов в серу по реакции (1.9) составит ~ 60%, а суммарно после двух ступеней она достигает 90 %. «Метановый» способ целесообразно использовать только при утилизации отходящих газов автогенных процессов с содержанием S02 не менее 15-20 % [32]. При более низких концентрациях степень конверсии S02 в серу резко снижается и возрастает расход природного газа.

Для нейтрализации конвертерных газов, содержащих 3,5-6 % S02, была разработана технология, основанная на предварительном получении серной кислоты, которую затем восстанавливают природным газом. Восстановление кислоты происходит в два этапа. На первом этапе кислоту разогревают до 12001300 °С за счет сжигания природного газа, в результате происходит ее термическое разложение. На втором этапе проводят восстановление сернистого газа по реакции (1.1). Восстановленный газ, содержащий H2S, COS и S02, может быть переработан на серу методом Клауса по аналогии с «метановым» способом.

Известны высокоэнергетические источники восстановления оксидов серы до элементарного состояния. Процесс осуществляют ионизацией молекул S02

за счет электрических разрядов [30]. Затрачиваемая энергия на ионизацию равна 1191 кДж/моль, в то время как теплота ее образования из элементов имеет значение 296,9 кДж/моль. Это делает способ энергетически невыгодным.

Все методы утилизации сернистого газа требуют дополнительных затрат и не всегда являются экологически и экономически эффективными. По этой причине с целью снижения экологического риска при производстве меди пирометаллургическим способом возникает необходимость принятия мер, направленных на снижение объема сернистого газа, поступающего в сернокислотные цеха.

1.4 Возможности альтернативных технологий переработки медного

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Катренов, Бауыржан Боранбаевич, 2014 год

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ источников

1. Муканов Д. Металлургия Казахстана: состояние, инновационный потенциал, тренд развития. - Алматы: 2005. - 290 с.

2. Ракишев Б.М., Антоненко A.A. Минерально-сырьевая база цветных, редких и редкоземельных металлов Казахстана // Цветные металлы. - 2010. - № 4. -С. 13-16.

3. Ефименко С.А., Портнов B.C., Турсунбаева А.Ж. и др. Приборное и методическое обеспечение рентгенофлюоресцентного анализа полиметалллических руд // Фундаментальные исследования. - 2012. - № 6 (часть 1). - С. 96-100.

4. Павличенко Г.А. Выщелачивание сульфидных медных и медно-цинковых концентратов (на примере Сафьяновского месторождения, Урал): дисс.... канд. техн. наук: 05.16.03 - Екатеринбург, 1998. - 176 с.

5. Бектурганов Н., Койпбаев Д., Кошербаев К., Ниязов А. Современное состояние и перспективы развития бесцианидной технологии разделения сульфидных минералов флотацией // Промышленность Казахстана. - 2005. - № 10. - С. 90-92.

6. Жарменов А., Загайнов В., Еремин Ю. Классификация минерального сырья по технологической упорности // Промышленность Казахстана. - 2007. - № 2.- С. 20-22.

7. Ахмеджанов Т., Оспанбеков Т., Мырзаматова А. Подготовка руд цветных и благородных металлов при их флотационном обогащении // Промышленность Казахстана. - 2005. - № 12. - С. 77 - 79.

8. Борцов В., Сычева Е., Мамаев Г. Характер распределения металлов по продуктам обогащения забалансовых руд безреагентными методами // Промышленность Казахстана. - 2006. - № 8. - С. 66 - 69.

9. Садыков С.У. Совершенствование технологии шихтования, окатывания и аппарата для упрочняющей сушки гранулированной медной шихты

полифракционного состава: дисс... канд. техн. наук: 05.16.02/ Караганда, 2003. -148 с.

10. Медиханов Д.Г. Получение высококачественной товарной продукции из медьсодержащего сырья и промпродуктов. Сборник трудов «Комплексная переработка минерального сырья». - Алматы: ТОО «Три ветра», 2002.-С.226-232.

11. Уткин, Н.И. Производство цветных металлов. М.: Интермет Инжиниринг, 2004. - 442 с.

12. Бобров В.М., Кожахметов С.М., Ситько Е.А. Флюсы медеплавильного производства // Цветные металлы. - 2010. - № 4. - С. 51 - 55.

13. Кожахметов С.М., Квятковский С.А., Оспанов Е.А и др. Перспективы освоения бесфлюсовой автогенной плавки смеси высококремнеземистых и железистых медных концентратов на Балхашском медеплавильном заводе // Цветные металлы. - 2010. - № 4. - С. 63-65.

14. Медиханов Д.Г., Оспанов Е.А. Разработка технологии получения высококачественной товарной продукции из медьсодержащих сырья и промпродуктов очисткой их от примесей в процессе пиро- и гидрометаллургической переработки // Сб. науч. работ по проблемам БГМК, -Балхаш: «Казахмыс», 2001. - С. 114-129.

15. Баласанов A.B., Вереин В.Г., Тупиков A.A., Усачев А.Б. Производство штейна из низкосернистого медного концентрата с использованием угля // Металлург. - 2010. - № 8. - С. 74 - 76.

16. Каратаева A.B. Исследование закономерностей и разработка технологии окатывания медьсодержащих материалов и технологических отходов металлургии: автореф. дис...канд. техн. наук: 25.00.13 - Екатеринбург, 2012.-20 с.

17. Патент № 4694. Республика Казахстан. Шихта для плавки медных сульфидных концентратов / Жалелев Р.З., Омарова A.C., Ниталина В.А. и др.; опубл. 15.10.99, Бюлл. № 10.

18. Патент № 3571. Республика Казахстан. Способ переработки медного концентрата / Малышев В.П., Оралов Т.А., Беляев C.B., Акбердин A.A. и др.; опубл. 10.06.96, Бюлл. № 2.

19. Патент № 3623. Республика Казахстан. Способ переработки медного концентрата / Оралов Т.А., Беляев C.B., Малышев В.П. и др.; опубл. 10.06.96, Бюлл. № 2.

20. Сперанская Г., Насырова К., Клец А., Космухамбетов А. Десульфуризация отходящих газов на предприятиях горнометаллургического комплекса // Промышленность Казахстана. - 2002. - № 4. - С. 43 - 45.

21. Аманкулов В.Е., Жалгасулы Н., Карманов Т.Д., Насибуллин Б.М. Оценка выбросов серосодержащих газов при технологических процессах. Тр. Инта горн, дела им. Д.А. Кунаева «Научно-техническое обеспечение горного производства», т. 79. - Алматы: ТОО «Signet Print», 2010. - С. 169 - 173.

22. Набойченко С.С., Мамяченков C.B., Карелов C.B. Мышьяк в цветной металлургии. - Екатеринбург: УрО РАН, 2004. - 240 с.

23. Антипов Н.И. Вывод мышьяка из технологического цикла в производстве цветных металлов // Цветные металлы. - 1996. - № 4. - С. 56 - 59.

24. Жумашев, К.Ж., Журинов К.Ж. Основы извлечения мышьяка - Алма-Ата: Гылым, 1992. - 151 с.

25. Медиханов, Д.Г., Малышев В.Н., Мошковский И.И., Бейсембаев Б.Б. Утилизация диоксида серы /- Балхаш: ПК «Экожан», 2000. - 301 с.

26. Павленко Ю.П., Румянцев В.Р., Балалаева Е.А. Разработка новых методов очистки отходящих газов от сернистого ангидрида // Изв. Вузов. Черная металлургия. - 2006. - № 5. - С. 69 - 70.

27. Еремин О.Г., Бессер А.Д. Цинковый метод санитарной очистки отходящих газов от сернистого ангидрида // Цветные металлы. - 2001. - № 1. - С. 37-39.

28. Платонов О.И., Цемехман Л.Ш. Производство серы из металлургических газов: история, состояние, перспективы // Цветные металлы. -2007. № 2. - С.63-68.

29. Раддл Р. Физическая химия пирометаллургии меди / М.: Иностранная литература, 1955. - 166 с.

30. Жумашев К.Ж. Экологически чистая технология комплексной переработки халькогенидного сырья / Матер, между нар. науч.-практ. конф.

Академик Е.А. Букетов - ученый, педагог, мыслитель. - Т.З: Естественные науки. -Караганды: КарГУ, 2005. - С. 127-129.

31. Еремин О.Г., Еремина Г.А. Утилизация серы из отходящих газов цветной металлургии // Цветные металлы. - 1996. - № 4. - С. 21 - 23.

32. Тарасов A.B., Еремин О.Г. Новые технологические решения утилизации сернистых газов с получением серы и серопродуктов // Цветные металлы. - 2008. -№ 10.-С. 22-27.

33. Клушин С. Д., Макарова А.Н. Зарубежные фирмы осваивают бесштейновую технологию получения меди // Цветные металлы. -1983.- № 9. -С. 30-32.

34. Медведев A.C., Со Ту, Хамхаш А. и др. Вариант переработки сульфидного медного концентрата комбинированным способом (в порядке обсуждения) // Цветные металлы. - 2010. - № 1. - С. 33 - 36.

35. Крылова JI.H. Новый способ извлечения металлов из сульфидных концентратов - пероксон-солевой // Металлург. - 2010. - № 6. - С. 66 - 68.

36. Мечев В.В. Автогенный процесс для переработки полиметаллического сырья // Изв. Вузов. Цветная металлургия. - 2003. - № 2. - С. 4-7.

37. Цветков JI.A. Органическая химия. М. Просвещение. 1983. 208 с.

38. Глинка H.JI. Общая химия: Учебное пособие для вузов / Под ред. А.И. Ермакова. М.: Интеграл - Пресс, 2005. - 278 с.

39. Сульфокислоты // Под ред. Прохорова A.M. Большая советская энциклопедия, Т. 25. М.: Советская энциклопедия, 1976, 600 с.

40. Чудаков М.И. Промышленное использование лигнина. - М.: Лесная промышленность, 1972. С. 61-89.

41. Никитин Н.И. Химия древесины и целлюлозы, М.-Л.: Химия. 1962. 433 с.

42. Малышев В.П., Базарбаев Н.С., Акимов Б.М. и др. Технология переработки медной шихты с элементарной серой // Комплексное использование минерального сырья. - 1987. - № 8. - С. 62 - 65.

43. A.c. СССР № 693980. Способ подготовки медного концентрата к пирометаллургической переработке / Шкодин В.Г., Абишев Д.Н., Малышев В.П. и др.; опубл. 30.10.91, Открытия. Изобретения № 40

44. Оралов Т.А., Беляев C.B., Малышев В.П., Саркулов Ж.Х. Способы окускования металлургического сырья. Справочник. - Караганда, 1991. - 181 с.

45. Инновационный патент Республики Казахстан № 20990. Способ подготовки сульфидных концентратов меди и свинца к обжигу. Жумашев К.Ж., Турумбетов У.А., Нарембекова А.К., Катренов Б.Б. Опубл. 16.03.2009.Бюлл. № 3.

46. Медиханов Д.Г. Разработка окупаемой оптимальной комплексной схемы очистки промышленных объемов отработанного электролита. /Сб. науч. работ по проблемам БГМК.Балхаш: «Казахмыс». 2001. С. 193-220.

47. Смирнов В.И., Тихонов А.И. Обжиг медных концентратов. -Свердловск: Металлургиздат, 1958.-283 с.

48. Набойченко С.С., Агеев Н.Г., Карелов C.B., Мамяченков C.B., Сергеев В.А. Процессы и аппараты цветной металлургии: учебник / Екатеринбург: Урал. Ун-т, 2013.-564 с.

49. Теляков Н.М., Федоров И.А. Изучение кинетики десульфуризации пирита диоксидом серы в кипящем слое // Изв. Вузов. Цветная металлургия. 1988. № 4. С. 36 - 39

50. Смирнов И.И., Шиврин Г.Н., Ковган В.Г., Востриков В.А. Парометаллургия - перспективное направление в цветной металлургии / Красноярск: К.ГУ, 1987. 200 с.

51. Шиврин Г.Н., Востриков В.А., Смирнов И.И., Ковган В.Г. Взаимодействие сульфидов металлов и водяного пара // Цветная металлургия. 1989. № 1. С. 50-54.

52. Востриков В.А., Вострикова Н.М. Изучение процесса утилизации парогазовых серосодержащих смесей с получением элементарной серы // Цветная металлургия. 2006. № 2. С. 4 - 8.

53. Востриков В. А., Вострикова Н.М. Термодинамический анализ возможных превращений в системе сульфид металла - водяной пар // Изв. вузов. Цветная металлургия. 2005. № 6. С. 8 - 13.

54. Антропова И.Г. Физико-химические и технологические основы сульфидизирующего обжига окисленной свинцово-цинковой руды в атмосфере перегретого водяного пара: автореф. дис...канд. техн. наук: 05.16.02. -Красноярск, 2005. - 20 с.

55. Востриков В.А., Смирнов И.И., Шиврин Т.Н., Ковган В.Г. Окисление пирита в паровоздушной атмосфере // Цветная металлургия. 1990. № 6. С. 38—41.

56. A.c. СССР №1540301. Способ удаления мышьяка из арсенопиритных и сульфидных концентратов по способу Жумашева К.Ж / Шайхудинов Ж.М., Сарсенбаев Н.М., Скаков К.К. 1987.

57. Исабаев С.М. Проблема мышьяка в химии и металлургии / Матер, междунар. науч.- практ. конф. Комплексная переработка минерального сырья. - Караганда: Экожан, 2008. - С. 616 - 618.

58. Сера // Под ред. Прохорова A.M. Большая советская энциклопедия, Т. 23, М.: Советская энциклопедия, 1976. Т. 23. С. 273

59. Исабаев С.М., Азимбаев К.Т., Жамбеков М.И., Полукаров А.Н. Полупромышленные испытания абсорбционного способа очистки газовой металлургической серы от мышьяка и термический анализ продуктов. В сб.: Теория и практика обжига неорганических материалов, Алма-Ата: Наука КазССР, 1974, С. 59-63.

60. Патент SU 586120. Способ очистки газообразной элементарной серы от мышьяка / Окунев А.И., Танутров И.Н., Шакирзянова Р.И. Опубл. 30.12.77. Бюллетень № 48.

61. Вилесов Н.Г., Зальцман С.Л., Еремин О.Г. Получение серы из отходящих газов жидкофазными способами. Обзорная информация. Выпуск 8. М.: Ротапринт ЦНИИцветмет экономики и информации, 1979. - 68 с.

62. Сурнина JI.B. Влияние влажности на выход серы при взаимодействии сероводорода с сернистым газом // Известия СО АН СССР. Новосибирск, 1961, № 6. С.124-126.

63. Вилесов Н.Г., Калько В.И., Колесников Б.И. Некоторые экономические и технические аспекты в разработке процессов утилизации серы из отходящих газов металлургических производств./Химическая технология, 1975, № 5.С. 47^49.

64. Добросельская Н.П., Еремина Г.А., Михайлов В.В. Испытание процесса производства серы из отходящих газов отражательных печей на медеплавильном заводе «Сан -Мануэль» в США. // Цветная металлургия, 1975, № 23, С. 30-33.

65. Добросельская Н.П., Титова З.М. Производство серы из слабых газов на заводе «Келлог» в США. // Цветная металлургия, 1976, № 7, с. 52.

66. Юсфин Ю.С., Базилевич Т.Н. Обжиг железорудных окатышей. М.: Металлургия, 1973, 272 с.

67. Малышев В.П., Телешев К.Д., Нурмагамбетова A.M. Разрушаемость и сохранность конгломератов. Алматы: НИЦ Гылым, 2003. - 336 с.

68. Малышев В.П., Нурмагамбетова A.M., Телешев К.Д., Лариков В.А. Вероятностные модели статической и динамической прочности окускованных материалов // Цветные металлы. 2003. № 2. С. 35 - 39.

69. Телешев К.Д. Создание единой модели прочности конгломератов и ее использование в технологии переработки медного сырья: автореф. дис...докт. техн. наук: 05.16.02 - Караганда, 2003. - 56 с.

70. Предварительный патент РК № 9004. Устройство для определения прочности металлургических окатышей / Беляев C.B., Телешев К.Д., Ли И.И. и др. Опубл. в Бюл. № 4. 2000.

71. Малышев В.П. Вероятностно-детерменированное отображение. Алматы: Fылым, 1994. - 373 с.

72. Малышев В.П. Математическое планирование металлургического и химического эксперимента. - Алма-Ата: Наука, КазССР, 1977. - 37 с.

73. Беляев C.B. Многофакторное моделирование, расчет и анализ металлургических процессов: дисс... докт. техн. наук: 05.16.02. - Караганда, 2010 -239 с.

74. Телешев К.Д., Садыков С.У., Фигуринене И.В., Ибишев К.С. Исследование статической прочности сухих гранул медного концентратов в соответствии с энерго-стохастической моделью прочности окускованных материалов // В сб.: Физико-химические и технологические вопросы металлургического производства Казахстана. Книга 1. Алматы: Искандер, 2002, С. 346-350.

75. Лариков В.А. Исследование прочности окатышей и брикетов из медных концентратов и переработки их в рудно-термических печах и конвертерах: автореф. дис...канд. техн. наук: 05.16.02. - Караганда, 2003. - 31 с.

76. Кудрин В.А. Теория и технология производства стали: Учебник для вузов. - М.: Мир, 2003. - 528 с.

77. Пар / Под ред. Прохорова A.M. Большая советская энциклопедия, Т 19, М.: Советская энциклопедия, 1976, С. 165.

78. Luganov V.A., Sadykov M.D., Klyuev G.F. Sulphidization of Zinc Bearing Materials / Zinc & Lead 95, the International Symposium on the Extraction and Applications of Zinc and Lead, Sendai, Japan. - 1995, - P. 828-838.

79. Комков H.M. Физико-химические основы процессов твердофазного оксидирования сульфидов металлов и разработка технологии обжига низкосортных цинковых концентратов: дисс... докт. техн. наук: 05.16.02. -Алматы, 2007. - 330 с.

80. Алексеев В.Н. Количественный анализ. М.: Химия, 1972. 504 с.

81. Букетов Е.А., Малышев В.П., Шкодин В.Г. и др. О возможности переработки медно-свинцовых концентратов с применением обжига в шахтных печах / В сб.: Теория и практика обжига неорганических материалов, Алма-Ата: Наука КазССР, 1974, С. 8-15.

82. Малышев В.П. Кинетический анализ многофакторных зависимостей. Современное состояние и перспективы развития науки, образования в

Центральном Казахстане / Матер, междунар. научно-практ. конф. Современное состояние и перспективы развития науки, образования в Центральном Казахстане. - Караганда: КРУ, 2008. - С. 291 - 294.

83. Букетов Е.А., Малышев В.П. Технологические процессы шахтного обжига в цветной металлургии. Алма-Ата: Наука, 1973.-352 с.

84. Предварительный патент PK № 17391. Шахтная печь для комбинированного обжига/ Жумашев К., Юн Р.Б., Турумбетов У.А., Нарембекова А. Опубл. в Бюлл. 2006, № 5.

85. Катренов Б.Б., Торговец А.К., Зобнин H.H., Пикалова И.А., Байсанов С.О. Исследование процесса окислительного обжига медного концентрата Коунрадского месторождения кислородом // Научно-технический прогресс в металлургии: сб. науч. тр. Междунар. науч.-практ. конф. Алматы: РИК по учебной и методической литературе, 2005. - С. 63 - 67.

86. Касенов Б.К., Алдабергенов М.К., Пашинкин A.C. и др. Методы прикладной термодинамики в химии и металлургии // Караганда: Гласир, 2008. -332 с.

87. Roinc A. Outokumpu HSC Chemistry for windows chemical reaction and Equilibrium software with extensive thermo chemical data base // Roinc A. Pari Outokumpu research OY 2002.(www. Outotec. Com).

88. Акшанашев C.K., Яковлев E.A., Торохова E.C. Производство кокса и спецкокса для металлургии на предприятиях Республики Казахстан // Сталь. 2008. № 11. С. 68-70.

89. Худяков И.Ф. Тихонов А.И., Деев В.И., Набойченко С.С. Металлургия меди, никеля и кобальта: в 2 т. - 2-е изд. - М.: Металлургия, 1971. - т. 2, 264 с.

90. Тарасов A.B., Бочаров В.А. Комбинированные технологии цветной металлургии. М.: ФГУП «Институт «Гинцветмет», 2001. 304 с.

91. Севрюков H.H., Кузьмин Б.А., Челищев Е.В. Общая металлургия. Изд. 3-е. М.: Металлургия, 1976. 568 с.

92. Сарсенбаев Н.М. Исследование по подготовке обескремненного концентрата к плавке на черновую медь: дисс... канд. техн. наук: 05.16.03/ Алма-Ата, 1981.- 166 с.

93. Бектурганов Н.С. Комплексная переработка высококремнистых медных концентратов. - Алма-Ата: Наука, 1987. - 136 с.

94. Беляев В.В. Исследование и разработка технологии переработки медно-цинковых концентратов в агрегате совмещенной плавки - конвертирования: автореф. дис.. .канд. техн. наук: 05.16.02. - Екатеринбург, 2005. - 24 с.

95. Харченко Е.М. Разработка процесса восстановительного обжига медеплавильных шлаков для технологии нейтрализации кислотных растворов: автореф. дис...канд. техн. наук: 05.16.07. Екатеринбург, 2013. - 25 с.

Номограмма статической прочности сырых окатышей, Рс, доли единицы (связующее - водный раствор лигносульфоната). ул - плотность раствора связующего, г/см3; (1 - диаметр окатышей, м;

тс - статическая нагрузка на окатыш, кг.

7л с! ^^ 0,05 0,1 0,15 0,2

1,02 0,005 0,97 0,16 0 0

0,007 0,99 0,69 0,02 0

0,009 1,0 0,91 0,35 0

0,011 1,0 0,98 0,76 0,21

0,013 1,0 0,99 0,93 0,68

1,04 0,005 0,99 0,60 0 0

0,007 1,0 0,90 0,31 0

0,009 1,0 0,97 0,74 0,19

0,011 1,0 0,99 0,93 0,65

0,013 1,0 1,0 0,98 0,90

1,06 0,005 1,0 0,78 0,06 0

0,007 1,0 0,95 0,58 0,05

0,009 1,0 0,99 0,87 0,46

0,011 1,0 1,0 0,96 0,81

0,013 1,0 1,0 0,99 0,95

1,08 0,005 1,0 0,83 0,12 0

0,007 1,0 0,96 0,65 0,09

0,009 1,0 0,99 0,90 0,54

0,011 1,0 1,0 0,97 0,85

0,013 1,0 1,0 0,99 0,96

1,09 0,005 1,0 0,82 0,10 0

0,007 1,0 0,96 0,63 0,08

0,009 1,0 0,99 0,89 0,52

0,011 1,0 1,0 0,97 0,84

0,013 1,0 1,0 0,99 0,96

Номограмма статической прочности высушенных окатышей, Рс, доли единицы (связующее - водный раствор лигносульфоната). Продолжительность сушки окатышей - 25 минут.

л

ул - плотность раствора связующего, г/см ; ё - диаметр окатышей, м; ^ - температура сушки, °С; тс - статическая нагрузка на окатыш, кг.

тс 1,0 2,0 3,0

Ум ё 120 150 180 120 150 180 120 150 180

1,02 0,005 0,99 1,0 1,0 0,58 0,89 0,97 0 0,28 0,69

0,007 1,0 1,0 1,0 0,84 0,96 0,99 0,14 0,66 0,89

0,009 1,0 1,0 1,0 0,90 0,98 0,99 0,28 0,77 0,93

0,011 1,0 1,0 1,0 0,89 0,98 0,99 0,26 0,76 0,92

0,013 1,0 1,0 1,0 0,80 0,96 0,99 0,08 0,60 0,86

1,04 0,005 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0 0,93 0,99 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,98 1,0 1,0

0,009 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,98 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,97 0,99 1,0

1,06 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,009 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

1,08 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,009 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

1,09 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,009 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

Номограмма статической прочности сырых окатышей, Рс, доли единицы (связующее - водный раствор лигносульфоната с добавкой медного купороса). у л - плотность раствора связующего, г/см3; ё - диаметр окатышей, м;

тс - статическая нагрузка на окатыш, кг.

Ул ё 0,05 0,1 0,15 0,2

1,02 0,005 1,0 0,92 0,40 0

0,007 1,0 0,99 0,94 0,71

0,009 1,0 1,0 0,99 0,95

0,011 1,0 1,0 1,0 0,99

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0

1,04 0,005 1,0 0,98 0,81 0,30

0,007 1,0 1,0 0,99 0,92

0,009 1,0 1,0 1,0 0,99

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0

1,06 0,005 1,0 0,99 0,87 0,47

0,007 1,0 1,0 0,99 0,95

0,009 1,0 1,0 1,0 0,99

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0

1,08 0,005 1,0 0,98 0,81 0,30

0,007 1,0 1,0 0,99 0,92

0,009 1,0 1,0 1,0 0,99

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0

1,09 0,005 1,0 0,97 0,67 0,11

0,007 1,0 1,0 0,97 0,87

0,009 1,0 1,0 1,0 0,98

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0

Номограмма статической прочности высушенных окатышей, Рс, доли единицы (связующее - водный раствор лигносульфоната с добавкой медного купороса). Продолжительность сушки окатышей - 25 минут. ул - плотность раствора связующего, г/см3; (1 - диаметр окатышей, м; 1с - температура сушки, °С; тс- статическая нагрузка на окатыш, кг.

та 1,0 2,0 3,0

Ул а 120 150 180 120 150 180 120 150 180

1,02 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,98 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,009 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

1,04 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,95 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,98 1,0 1,0

0,009 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,98 1,0 1,0

1,06 0,005 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0 0,94 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,98 1,0 1,0

0,009 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,97 1,0 1,0

1,08 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,95 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,98 1,0 1,0

0,009 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,98 1,0 1,0

1,09 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,97 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,009 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,011 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,013 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

Номограмма динамической прочности высушенных окатышей, Ру, доли единицы (связующее - водный раствор лигносульфоната). Продолжительность сушки - 20 минут, ул - плотность раствора связующего, г/см ; ё - диаметр окатышей, м; ^-температура сушки, °С; к -высота сбрасывания окатышей, м.

И 2,0 4,0

У л с1 120 150 180 120 150 180

1,02 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 0,94 0,99 1,0

0,009 0,99 1,0 1,0 0,42 0,92 1,0

0,011 0,85 0,98 1,0 0 0,34 0,82

0,013 0,10 0,79 0,96 0 0 0,07

1,04 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 0,96 1,0 1,0

0,009 0,99 1,0 1,0 0,57 0,95 0,99

0,011 0,90 0,99 1,0 0 0,49 0,88

0,013 0,23 0,86 0,97 0 0 0,17

1,06 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 0,96 1,0 1,0

0,009 0,99 1,0 1,0 0,60 0,95 0,99

0,011 0,90 0,99 1,0 0 0,52 0,89

0,013 0,25 0,87 0,97 0 0 0,19

1,08 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 0,98 1,0 1,0

0,009 0,99 1,0 1,0 0,72 0,97 0,99

0,011 0,94 0,99 1,0 0,02 0,66 0,93

0,013 0,42 0,92 0,98 0 0 0,36

1,09 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 0,98 1,0 1,0

0,009 0,99 1,0 1,0 0,74 0,97 0,99

0,011 0,94 0,99 1,0 0,03 0,69 0,93

0,013 0,45 0,92 0,99 0 0,01 0,39

Номограмма динамической прочности высушенных окатышей, Ру, доли единицы (связующее - водный раствор лигносульфоната с добавкой медного купороса). Продолжительность сушки - 25 минут.

о

ул - плотность раствора связующего, г/см ; с! - диаметр окатышей, м; ^ - температура сушки, °С; к - высота сбрасывания окатышей, м.

к 2,0 4,0

Гм к- ё 120 150 180 120 150 180

1,02 0,005 1,0 1,0 1,0 0,99 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 0,91 0,99 1,0

0,009 0,98 1,0 1,0 0,32 0,92 0,99

0,011 0,83 0,99 1,0 0 0,40 0,87

0,013 0,13 0,86 0,98 0 0 0,23

1,04 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 0,94 1,0 1,0

0,009 0,99 1,0 1,0 0,47 0,94 0,99

0,011 0,88 0,99 1,0 0 0,55 0,92

0,013 0,27 0,90 0,99 0 0 0,39

1,06 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 0,95 1,0 1,0

0,009 0,99 1,0 1,0 0,53 0,95 0,99

0,011 0,90 0,99 1,0 0 0,61 0,93

0,013 0,33 0,92 0,99 0 0,05 0,45

1,08 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 0,96 1,0 1,0

0,009 0,99 1,0 1,0 0,58 0,96 0,99

0,011 0,92 0,99 1,0 0 0,65 0,94

0,013 0,38 0,93 0,99 0 0,01 0,50

1,09 0,005 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

0,007 1,0 1,0 1,0 0,92 0,99 1,0

0,009 0,98 1,0 1,0 0,36 0,93 0,99

0,011 0,85 0,99 1,0 0 0,45 0,89

0,013 0,17 0,87 0,98 0 0 0,28

Номограмма термической прочности окатышей, Рт, доли единицы

(связующее - водный раствор лигносульфоната). ул - плотность раствора связующего, г/см3; ё - диаметр окатышей, м; 10б - температура обжига, °С; тс - статическая нагрузка на окатыш, кг.

тс 0,5 1,0

Ул <1 200 400 600 800 200 400 600 800

1,02 0,005 1,0 1,0 0,99 0 1,0 0,99 0,66 0

0,007 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,93 0

0,009 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,98 0

0,011 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,99 0

0,013 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

1,04 0,005 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,78 0

0,007 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,96 0

0,009 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,99 0

0,011 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,013 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

1,06 0,005 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,86 0

0,007 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,98 0

0,009 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,99 0

0,011 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,013 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

1,08 0,005 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,91 0

0,007 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,98 0

0,009 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,011 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,013 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

1,09 0,005 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,93 0

0,007 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,99 0

0,009 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,011 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,013 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

Номограмма термической прочности окатышей, Рт, доли единицы (связующее - водный раствор лигносульфоната с добавкой медного купороса)

о

ул - плотность раствора связующего, г/см ; (1 - диаметр окатышей, м; 1<)Б - температура обжига, °С; тс- статическая нагрузка на окатыш, кг.

тс 0,5 1,0

Гл а 200 400 600 800 200 400 600 800

1,02 0,005 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,86 0

0,007 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,98 0

0,009 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,011 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,013 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

1,04 0,005 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,90 0

0,007 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,99 0

0,009 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,011 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,013 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

1,06 0,005 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,93 0

0,007 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,99 0

0,009 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,011 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,013 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

1,08 0,005 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,95 0

0,007 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,99 0

0,009 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,011 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,013 1,0 1,0 1,0 0,01 1,0 1,0 1,0 0

1,09 0,005 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,96 0

0,007 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 0,99 0

0,009 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,011 1,0 1,0 1,0 0 1,0 1,0 1,0 0

0,013 1,0 1,0 1,0 0,01 1,0 1,0 1,0 0

Номограмма пористости высушенных окатышей, П, % (связующее - водный раствор лигносульфоната с добавкой медного купороса) ул - плотность раствора связующего, г/см3; ^-температура сушки, °С;

гс - продолжительность сушки, мин.

Ул тс 80 100 120 150 180

1,02 5 44,7 45,8 46,9 48,6 50,3

10 46,1 47,3 48,4 50,2 51,9

15 47,5 48,7 49,9 51,7 53,5

20 49,0 50,2 51,4 53,3 55,1

25 50,4 51,7 52,9 54,8 56,7

1,04 5 44,6 45,7 46,8 48,5 50,2

10 46,0 47,2 48,3 50,1 51,8

15 47,4 48,6 49,8 51,6 53,4

20 48,9 50,1 51,3 53,2 55,0

25 50,3 51,6 52,8 54,7 56,6

1,06 5 44,3 45,4 46,6 48,2 49,9

10 45,8 46,9 48,0 49,8 51,5

15 47,2 48,4 49,5 51,3 53,1

20 48,6 49,8 51,0 52,8 54,7

25 50,0 51,3 52,5 54,4 56,3

1,08 5 43,9 45,0 46,1 47,7 49,4

10 45,3 46,4 47,6 49,3 51,0

15 46,7 47,9 49,0 50,8 52,6

20 48,1 49,3 50,5 52,3 54,1

25 49,5 50,8 52,0 53,9 55,7

1,09 5 43,6 44,7 45,8 47,5 49,1

10 45,0 46,2 47,3 49,0 50,7

15 46,4 47,6 48,7 50,5 52,2

20 47,8 49,0 50,2 52,0 53,8

25 49,2 50,4 51,7 53,5 55,4