Здесь можно найти учебные материалы, которые помогут вам в написании курсовых работ, дипломов, контрольных работ и рефератов. Так же вы мажете самостоятельно повысить уникальность своей работы для прохождения проверки на плагиат всего за несколько минут.

ЛИЧНЫЙ КАБИНЕТ 

 

Здравствуйте гость!

 

Логин:

Пароль:

 

Запомнить

 

 

Забыли пароль? Регистрация

Повышение уникальности

Предлагаем нашим посетителям воспользоваться бесплатным программным обеспечением «StudentHelp», которое позволит вам всего за несколько минут, выполнить повышение уникальности любого файла в формате MS Word. После такого повышения уникальности, ваша работа легко пройдете проверку в системах антиплагиат вуз, antiplagiat.ru, etxt.ru или advego.ru. Программа «StudentHelp» работает по уникальной технологии и при повышении уникальности не вставляет в текст скрытых символов, и даже если препод скопирует текст в блокнот – не увидит ни каких отличий от текста в Word файле.

Результат поиска


Наименование:


Реферат/Курсовая Электролитическое рафинирование анодной меди

Информация:

Тип работы: Реферат/Курсовая. Добавлен: 03.06.13. Сдан: 2012. Страниц: 35. Уникальность по antiplagiat.ru: < 30%

Описание (план):


Введение
     Электролитическое рафинирование является завершающей стадией технологии производства цветных металлов. В результате электролитического рафинирования обеспечивается не только очистка металлов от примесей, оказывающих вредное влияние на их свойства, но и извлечение благородных и некоторых редких металлов.
     При расчете процесса электролитического рафинирования составляют материальный, энергетический и тепловой балансы, определяют объем и скорость циркуляции электролита, а также его долю, выводимую на регенерацию (при рафинировании меди) или на очистку от примесей (при рафинировании никеля).
     При проектировании цеха электролического рафинирования рассчитывают также основные размеры электролизных ванн.
     Металлическая медь после огневого рафинирования (анодная медь) содержит ряд примесей (Fe, Sb, Ni, Fe, Se и др.), а также благородные металлы. Многие примеси ухудшают механические свойства меди и ее электропроводность,
     Электролитическое рафинирование обеспечивает получение меди высокой чистоты (> 99,9 %), обладающей повышенной электропроводностью и пластичностью, при этом благородные металлы, а также редкие элементы, такие, как селен и теллур, переходят в шлам.
     Целью данной работы, является изучение процесса электролитического рафинирования анодной меди.
 

     
    Сырье для  получения меди и ее применение
     Медь — мягкий, вязкий и ковкий металл красного цвета. Она легко прокатывается в тонкие листы и вытягивается в проволоку. По электропроводности медь уступает только серебру.
     В периодической системе медь расположена в I группе 4-го периода, ее порядковый номер 29. Как элемент первой группы медь одновалентна. Температура плавления 1083°С, давление паров меди составляет примерно 1,6Па. В химическом отношении медь малоактивный металл, хотя она в определенных условиях может непосредственно соединяться с кислородом, серой, галогенами и некоторыми другими элементами. В присутствии кислорода и при нагреве медь хорошо растворяется в аммиаке.
     В ряду напряжений медь более электроположительна, чем водород. Поэтому в растворах таких кислот, как соляная и серная, в отсутствие окислителя медь не растворяется. В кислотах, одновременно являющихся   окислителями (например, азотная или горячая концентрированная серная кислота), медь растворяется легко. Медь и ее сульфид являются хорошими растворителями золота и серебра, что делает возможным их высокое попутное извлечение при производстве меди.
     Перечисленные характерные свойства меди обусловливают многочисленные области ее применения. Основными потребителями меди и ее соединений являются:
     1) электротехника и электроника (провода, кабели, обмотки электродвигателей, токоподводящие шины, детали радиоэлектронных приборов, фольга для печатных схем и др.);
    машиностроение (теплообменники, опреснительные установки и др.);
    транспорт (детали и узлы железнодорожных вагонов, автомобилей, самолетов, морских и речных судов, тракторов и т. д.);
    строительные материалы (кровельные листы, детали декоративных архитектурных украшений);
    химическая промышленность (производство солей, красок, катализаторов);
    изделия и приборы бытового назначения (детали часов, посуда, скобяные изделия, детали холодильников, стиральных машин и бытовых электроприборов, декоративные изделия и украшения и др.)
     Источниками получения меди являются руды, продукты их обогащения  - концентраты - и вторичное сырье. На долю вторичного сырья в настоящее время приходится около 40 % от общего выпуска меди.
     Медные руды практически полностью относятся к полиметаллическим. Возможными природными спутниками меди, как и других тяжелых цветных металлов, являются большинство элементов 4—6-го периодов периодической системы Д. И. Менделеева.
     Ценными спутниками меди в рудном сырье являются около 30 элементов. Важнейшие из них: цинк, свинец, никель, кобальт, золото, серебро, металлы платиновой группы, сера, селен, теллур, кадмий, германий, рений, индий, таллий, молибден, железо. Одновременное присутствие в медных рудах всех указанных элементов не является обязательным, но все они в различных комбинациях могут встречаться в тех или иных типах руд.
     В тех случаях когда медьсодержащие руды содержат заметные количества других металлов-спутников, соизмеримые с содержанием меди, их соответственно называют медно-никелевыми, медно-цинковыми и т. д.
     В медном производстве используют все типы руд: сульфидные (сплошные и вкрапленные), окисленные, смешанные и самородные. Однако основным медным сырьем являются сульфидные вкрапления, запасы которых в недрах являются наибольшими. Из сульфидных руд в настоящее время выплавляют 85—90 % всей первичной меди.
     Известно более 250 медных минералов. Большинство из них встречается редко. Наибольшее промышленное значение для производства меди имеет небольшая группа минералов, состав которых приведен ниже: 

  Содержание меди, %
Халькопирит - CuFeS2 34,5
Ковеллин - CuS 66,4
Халькозин - Cu2S 79,8
Борнит -  Cu5FeS4 63,3
Малахит   CuCO3·Сu(ОН)2 57,4
Азурит   -  CuCO3·2Cu(OH)2 55,1
Куприт - CuO 88,8
Хризоколла  - CuSi03·2H2O 36,2
Самородная   медь Си,   Аи,   Ag, Fe, Bi и др. До 100 %
      
 
     В современной практике обычно разрабатывают руды с содержанием 0,8—1,5 % Cu, а иногда и выше. Однако для крупных месторождений вкрапленных руд минимальное содержание меди, пригодное для разработки в современных условиях, составляет 0,4—0,5 %.
     Анодная медь содержит 99,4—99,6 % Cu; остальное приходится на долю оставшихся после огневого рафинирования примесей, включая золото, серебро, селен и теллур. В среднем в 1 т анодной меди содержится 30—100 г золота и до 1000 г серебра. Такую медь обязательно подвергают рафинированию методом электролиза.[4]
     Процесс электролитического рафинирования  меди характеризуется следующими технико-экономическими показателями:[3]
     Содержание  меди в анодах, %..........................99 – 99,8
     Масса анодов, кг……………………………...…175-350
     Время растворения анодов, сут …………………18 – 27
     Выход анодных остатков, %................................13 – 20
     Время наращивания катодов, сут…………….……6 – 9
     Масса катода, кг……………………...................70 – 140
     Выход шлама, %.................................................0,8 – 8,5
     Состав  электролита, г/л: Cu2+………..……….….35 – 50
          H2SO4…………………...…125 – 230
          коллоидные  добавки……....30 – 300
     Температура электролита, ?С……………………..55 – 65
     Скорость  циркуляции, л/мин…………………....….6 – 15
     Катодная  плотность тока, А/м2…………………180 – 300
     Напряжение  на ванне, В………………………...0, 25 – 0,4
     Расход  электроэнергии, кВт·ч/т меди………..…200 – 300 
 
 

       

     Рис. 1. Принципиальная схема получения  меди.[5] 

    Электролитическое рафинирование меди
     В процессе электролитического рафинирования решаются две основные задачи: глубокая очистка меди от примесей и попутное извлечение сопутствующих меди ценных компонентов. Согласно ГОСТ 859—66 высшая марка электролитной меди должна содержать не более 0,04 % примесей, в том числе не более 0,02 % кислорода, а остальные 0,02 % приходятся на долю девяти регламентируемых примесей.
     Сущность электролитического рафинирования меди заключается в том, что литые аноды и тонкие матрицы из электролитной меди — катоды попеременно завешивают в электролитную ванну, заполненную электролитом, и через эту систему пропускают постоянный ток (рис.2).
     Электролит — водный раствор сульфата меди (160— 200 г/л) и серной кислоты (135—200 г/л) с примесями и коллоидными добавками, расход которых составляет 50— 60 г/т Cu. Чаще всего в качестве коллоидных добавок используют столярный клей и тиомочевину.   Они вводятся для улучшения качества (структуры) катодных   осадков.
     Механизм электролитического рафинирования меди включает следующие элементарные стадии:
    электрохимическое растворение меди на аноде с отрывом электронов и образованием катиона: Cu—2е=Cu2+;
    перенос катиона через слой электролита к поверхности катода;
    электрохимическое восстановление катиона меди на катоде: Cu2++2e=Cu;
    внедрение образовавшегося атома меди в кристаллическую решетку катода (рост катодного осадка)[4]
     

     Рис. 2. Схема электролитического рафинирования  меди[5] 

     Электролит  непрерывно циркулирует по замкнутой  схеме со скоростью 15–20 дм3/мин. Перед  подачей в ванну его подогревают  в теплообменниках паром до температуры 56–50 °С, что способствует снижению электрического сопротивления.[5] 

    Химизм  электролиза и поведение примесей
     На  медном аноде возможны следующие  электрохимические реакции:
     Сu0 – 2е > Cu2+, Е = +0,34 В (1)
     Cu > Cu+ + e, E = +0,51 B (2)
     Cu+ > Cu2+ + e, E = +0,17 B (3)
     Соотношение концентраций в растворе одновалентной и двухвалентной меди определяется равновесием реакции диспропорционирования:
     Cu+ - Cu0 + Cu2+ (4)
     В состоянии равновесия концентрация в растворе ионов Cu2+ примерно в тысячу раз больше, чем концентрация ионов Cu+. Тем не менее, эта реакция имеет существенное значение для электролиза, т.к. в результате ее протекания наблюдается переход меди в шлам.
     На  аноде также имеет место прямое химическое растворение меди по реакции
     Cu + H24 + 0,5О2 = CuSО4 + H2О (5)
     На  катоде выделение меди идет в основном за счет разряда ионов двухвалентной меди:
     Сu2+ + 2е = Сu0 (6)
     В результате протекания реакций происходит обогащение электролита ионами двухвалентной  меди и обеднение серной кислотой. Для поддержания в электролите  постоянной концентрации меди и серной кислоты необходимо электролит регенерировать электролизом с нерастворимыми анодами.[5]
     Как уже отмечалось выше, электролитическое рафинирование меди направлено на глубокую очистку ее от примесей. Имеющиеся в анодной меди примеси в процессе электролиза ведут себя по-разному. Их поведение определяется положением в ряду напряжений (табл. 1.).
     Медь, имеющая нормальный потенциал, равный +0,34В, но отношению к водороду электроположительна.   Правее ее  в ряду напряжений находятся лишь благородные металлы. Разряд ионов водорода на катоде, приводящий к снижению выхода по току при электролизе меди,   возможен при недостаточной концентрации ионов меди.  
     Таблица 1.
     Положение примесей в ряду напряжений
Примесь Zn2+/Zn0 Fe2+/Fe0 Cd2+/Cd0 Co2+/Co0 Ni2+/Ni0
?0, В -0,763 -0,44 -0,4 -0,27      -0,25
Примесь Sn2+/Sn0 Pb2+/Pb0 2H+/H2O Sb3+/Sb0 Bi3+/Bi0
?0, В -0,136 -0,126 0,0 +0,212 +0,226
Примесь As3+/As0 Cu2+/Cu0 Ag+/Ag0 Pt2+/Pt0 Au+/Au0
?0, В +0,247 +0,34 +0,799 +1,4 +1,68
  Все присутствующие в анодной   меди   примеси по их электрохимическому поведению можно разбить на четыре группы.
    К первой группе относятся наиболее электроотрицательные по сравнению с медью примеси, которые практически полностью растворяются на аноде и могут попасть в катодную медь в виде межкристаллических включений (захватов) раствора особенно при чрезмерном повышении их концентрации в электролите (вблизи катода). К ним относятся железо, никель, кобальт, цинк, олово, свинец. Для предотвращения загрязнения катодов этими примесями часть электролита нужно выводить на очистку (регенерацию). Исключение из числа примесей этой группы составляют олово и свинец, которые выпадают в шлам вследствие образования нерастворимых в сернокислом электролите соединений.
  Вторую группу примесей образуют мышьяк, сурьма и висмут. Их электродные потенциалы близки к потенциалу выделения меди, и поэтому их переход в катодные осадки наиболее вероятен. Для предотвращения попадания этих наиболее опасных примесей в катодные осадки необходимо не допускать повышения их концентрации выше предельно допустимых. На практике этого достигают выводом мышьяка, сурьмы и висмута из раствора при регенерации электролита.
     Распределение примесей I и II групп по продуктам  электролиза приведено в табл. 2.
     Таблица 2.
     Распределение примесей I и II групп и меди между продуктами электролиза, % от исходного
Продукт электролиза
Cu Группа I      Группа II
Ni Zn Fe Pb Sn As Sb Bi
Электролит 1–2 75-100 100 100 55–75 10–60 20–30
Шлам 0,1–0,2 0–25 > 99 > 99 20–40 40–90 60–80
Катод 98–99 0,5 < 1 < 1 ~ 10 ~ 10 ~ 10
 
  К третьей группе относятся благородные металлы, которые в условиях электролиза меди как более электроположительные аноды не растворяются. По мере растворения анода они теряют с ним механическую связь и на 98— 99 % осыпаются в шлам.
  Примеси четвертой группы, представленные растворенными в анодной меди химическими соединениями типа Cu2S, Cu2Se, Cu2Te вследствие электрохимической нейтральности и малой растворимости в электролите также практически полностью переходят в шлам подобно благородным металлами
     Таким образом, в результате электролитического рафинирования анодной меди все  содержащиеся в ней примеси распределяются между катодной медью, электролитом и шламом.[4] 

    Параметры и показатели электролиза меди
     Основными характеристиками, определяющими параметры и показатели электролитического рафинирования меди, являются плотность тока, выход металла по току, напряжение на ванне, удельный расход электроэнергии.
     Плотность тока является важнейшим параметром процесса электролиза. Она выражается в амперах на единицу поверхности электрода (D = I/S). В металлургии меди ее принято выражать в амперах на квадратный метр площади катодов. По закону Фарадея на каждый 1 А•ч электричества осаждается 1 электрохимический эквивалент металла. Следовательно, с увеличением плотности тока интенсивность (производительность) процесса электролиза возрастает.[5]
       Для осаждения одного грамм-эквивалента металла (для меди 63,56:2 = 31,78 г) расходуется 96500 Кл электричества или 96500:  9600=26,8 А·ч.
     При пропускании через раствор тока силой 1 А в течение 1 ч выделится 31,78:26,8= 1,186 г меди. Эта величина называется электрохимическим эквивалентом меди. Следовательно, для того чтобы осадить на катоде больше меди, нужно пропустить через электролитную ванну больше электричества. Для количественной оценки интенсивности процесса электролиза на практике пользуются величиной плотности тока (D), которая выражается отношением силы тока (I) к единице поверхности электрода (F) :D=I/F А/м2.
     При электролитическом рафинировании меди чаще всего работают при плотности тока, 240—300 А/м2. Следует отметить, что использование особых режимов электролиза (реверсивный ток, системы циркуляции электролита и др.) уже сейчас позволяет довести плотность тока до 400— 500 А/м2 и более.[4]
     Степень использования тока на основной электрохимический  процесс называется выходом металла  по току.
     В практике электрометаллургии цветных  металлов в большинстве случаев  приходится иметь дело с катодным выходом по току, т.к. масса катодного осадка определяет конечный выход товарной продукции.
     Выход по току может быть выражен в долях  единиц или в процентах (путем  умножения ? на 100).
     В заводской практике выход по току принято определять с учетом влияния  многих факторов по следующему соотношению:
     
     где Мпр – практическая масса катодного осадка меди, г; Мтеор – теоретическая масса катодного осадка меди, вычисленная по закону Фарадея, г; I – сила тока, А; ? – продолжительность процесса электролиза, ч; q – электрохимический эквивалент металла, г/(А•ч).
     Напряжение  на ваннах при электролитическом рафинировании меди определяется по формуле
     U = ? + I • Rэл + I • Rпр,
     где ? – разность анодной и катодной поляризации, В; Rэл, Rпр – сопротивление электролита, проводников, контактов и т.д., Ом.
     При общей величине падения напряжения на ваннах при рафинировании меди порядка 0,3–0,4 В около 70–80 % его приходится на преодоление сопротивления электролита, до 15–20 % – на преодоление сопротивления проводников, тока и контактов, 5–6 % – на катодную и анодную поляризацию.
     Все примеси анодной меди снижают  электропроводность электролита. Проводимость особенно заметно уменьшается с  ростом концентрации в нем железа и никеля.
     При электролизе состав электролита  неоднороден в объеме. В прикатодном  пространстве раствор обеднен медью, а в прианодном, наоборот, ею обогащен. При отсутствии массообмена в межэлектродном пространстве электролит расслаивается по плотности – обогащенный медью и «тяжелый» электролит опускается на дно ванны. Расслаивание ведет к неравномерному протеканию электродных процессов по высоте электродов. Для устранения этих явлений электролит необходимо перемешивать и тем интенсивнее, чем выше применяемая плотность тока.
     Одновременно  с перемешиванием нужно поддерживать оптимальную температуру электролита. Обычно, электролит подогревают до температуры 50–55 °С. Сильный нагрев приводит к испарению электролита с поверхности, ухудшению условий труда и дополнительному химическому растворению меди.
     Удельный  расход электроэнергии на осуществление электролитического рафинирования меди может быть рассчитан по соотношению
     

     где W – удельный расход электроэнергии, кВт •ч/т; U – напряжение на ванне, В;
     1,1857 – электрохимический эквивалент  меди, г/(А•ч); ? – выход по току, доли единицы.[5] 
 
 
 

      Аппаратурное  оформление процесса
 
     Для электролитического рафинирования применяют железобетонные ванны ящичного типа, имеющие в плане удлиненное прямоугольное сечение. Для повышения коррозионной стойкости ванн против воздействия сернокислого электролита внутреннюю часть ванн облицовывают винипластом, стеклопластиком, полипропиленом, кислотоупорным бетоном и другими кислотостойкими материалами.
     В настоящее время чаще всего электролитные ванны группируют в блоки по 10—20 ванн, а затем — в серии, состоящие, как правило, из двух блоков. Все электроды в отдельных ваннах — катоды и аноды — включены параллельно, а ток через блоки и серии проходит последовательно. Эта система включения ванн и электродов получила название «мультипыль». Поперечный разрез блока ванн для электролитического рафинирования приведен рис. 3. Возможна также сериесная схема включения ванн, по которой все электроды в ванне включаются последовательно, а ток от источника распределяется параллельно на несколько ванн.
     Внутренние  размеры ванн, м: длина 3,5, ширина 1,0, глубина 1,3. Габариты электролизных ванн определяются размерами электродов и расстоянием между ними. Глубину ванн, кроме длины электродов, определяют с учетом количества и качества образующегося шлама и сроков чистки электролизеров. Ширина ванны должна быть на 100 мм больше ширины катода. Между торцовой стенкой ванны и крайними катодами оставляют расстояние от 150 до 210 мм, а со стороны ввода электролита – не менее 200 мм. Длина ванны зависит от числа электродов и расстояния между ними. Количество анодов (29-48 шт.) на единицу больше количества катодов, которое рассчитывают по выбранной силе тока I, оптимальной катодной плотности тока iк и рабочим размерам полотна катода (а – длина, b – ширина):
     Nк = I /(2*iкab). 

     

     Рис. 3. Поперечный разрез блока железобетонных ванн. 1 – анод;
     2 – катод; 3 – катодная штанга 

     Межэлектродное  расстояние (между центрами одноименных  электродов) колеблется от 89 до 110 мм. Уменьшение межэлектродного расстояния увеличивает  производительность ванны, но увеличивает  число коротких замыканий и трудозатраты на обслуживание. Наименьшее значение этого размера отмечено лишь в новых технологиях рафинирования, связанных с применением тонких анодов.
     Обслуживание  электролитных ванн заключается  в завешивании анодов и катодных основ, правке катодных листов в начале их наращивания, выемке готовых катодов и остатков анодов, частичном и полном (перед ремонтом ванн) сливе электролита, выгрузке шлама, контроле за состоянием контактов и шин, регулировании скорости циркуляции электролита, устранении утечек тока и коротких замыканий.
     Ванны установлены на столбах с изоляторами  из стекла, фарфора или текстолита на высоте 4–5 м от нулевой отметки. Под ваннами размещены насосы, трубопроводы и сборники электролита.
     Для спуска шлама и раствора при разгрузке в днищах ванн имеется отверстие с пробкой. На некоторых заводах, чтобы не нарушить прочность и герметичность облицовки, стоков в днище ванн не делают. В этом случае ванны разгружают с помощью насосов.
     Подвод  тока к электродам рафинировочных ванн осуществляют при помощи медных шин, расположенных по бортам ванн. При объединении ванн в блоки на бортах крайних ванн прокладывают главные (токоподводящие) шины, а на перегородках между отдельными ваннами – промежуточные. Для предотвращения утечек тока шины изолируют от каркаса ванны.
     Подключение ванн к системе питания электролитом в настоящее время чаще всего  осуществляют по однокаскадной схеме. В этом случае подогретый электролит из напорного бака с помощью распределительного коллектора подводится к каждой ванне и, пройдя через нее, вновь поступает на подогрев в сборный резервуар.
     На  большинстве заводов электролит подают в нижнюю зону ванны, а отводят  сверху. Однако такая схема подачи раствора способствует большому взмучиванию  шлама и его переходу в катоды. При больших количествах образующегося при электролизе шлама целесообразно применять обратную циркуляцию, т.е. подавать электролит сверху, а отводить снизу.
     Для повышения эффективности перемешивания  электролита его рекомендуется  подавать с продольной стороны ванны, чтобы он протекал параллельно плоскостям электродов. При этом электролит заливают в одну из крайних ванн блока, и он последовательно перетекает во все остальные ванны через специальные отверстия (внизу) и пороги (вверху), имеющиеся в промежуточных перегородках. Ванны с таким движением электролита называются прямоточными.
     Электродами при электролитическом рафинировании  меди служат аноды  и катодные основы. Аноды представляют собой слитки пластинчатой формы, отлитые сушками, которыми они опираются на токоподводящие шины и борта ванн (рис.4, а). Обычно на одном из ушков при отливке, делают углубление для размещения в нем катодной штанги.
     

     а                                                           б
     Рис. 4. Форма медных анодов (а) и катодных основ (б) 

     На  заводах нашей страны медные аноды  выпускают трех марок (СТП 05774969-01, табл. 3.).
     Таблица 3.
     Химический  состав анодов
Марка анода
     Массовая  для, %
Медь  и серебро, не менее
     Примеси, не более
As Sb Ni Bi      O
Ан-1 99,5 0,03 0,03 0,05 0,003 0,10
Ан-2 99,3 0,06 0,06 0,20 0,010 0,12
Ан-3 99,1 0,10 0,10 0,45 0,030 0,15
     Практика  медеэлектролитных заводов свидетельствует  о необходимости использования  высококачественных анодов, что значительно  повышает технико-экономические показатели процесса электролитического рафинирования меди.
     С целью улучшения качества анодов, особенно их физико-механических свойств (таких, как постоянство массы  качество поверхности и др.) применяют  контроль массы при разливке анодов, предварительную правку анодов, фрезерование поверхности контакта, а также производство анодов путем отливки полосы (технология «Контиланод»).
     Основные  операции с анодами (взвешивание  и правка анодов, зачистка контактов, расстановка на требуемое расстояние, загрузка в ванны, выемка анодных  остатков) на большинстве заводов выполняются на автоматических и полуавтоматических линиях. Поэтому продолжается поиск оптимальной формы анода, пригодной для современных условий рафинирования. Так, с целью автоматизации завешивания и выемки анодов предложено их отливать с дополнительным горизонтальным выступом с отростками. Для работы на высоких плотностях тока предложена конструкция анода в виде решетки, укрепленной на медных штырях, для предотвращения коррозии запрессованных в титановую оболочку.
     Вовлечение  в переработку больших объемов бедных полиметаллических руд и вторичной меди обусловило проблему качества анодов: ухудшение состава анодов приводит к изменению химического состава электролита, вызывает пассивацию анода.
     Большинство предприятий стремятся вести  электролитическое рафинирование на высококачественных анодах. Однако черновая медь для приготовления анодов, поступающая от различных поставщиков и различающаяся по составу, смешивается, что затрудняет ее переработку и требует тщательно подбирать технологию электролитического рафинирования.
     Ключевым  вопросом этой проблемы является рациональное распределение сырья по предприятиям в зависимости от ведущих примесей и выбор соответствующей технологии его переработки. Аноды, поступающие  на рафинирование, условно делятся на следующие группы:
    – получаемые из первичного сырья с повышенным содержанием платиноидов и никеля;
    – из первичного сырья с низким содержанием  примесей;
    – из первичного сырья с повышенным содержанием  мышьяка и сурьмы;
    – из вторичного сырья с повышенным содержанием никеля, олова,
    свинца, мышьяка.
     Специализация заводов или отдельных медерафинировочных переделов на переработке конкретного  вида сырья позволяет проводить  рафинирование в оптимальных  условиях, обеспечивающих максимальный вывод ведущей примеси из процесса.
     В процессе циркуляции электролита происходит накопление в нем меди и электроотрицательных примесей. Медь накапливается в результате образования на аноде некоторого количества ионов Cu+ и химического растворения катодов и анодов в присутствии растворенного в электролите кислорода:
     Cu+ + 0,5O2 + H2SO4 > CuSO4 + H2O (7)
     Регулирование и поддержание оптимального состава  электролита осуществляют путем  вывода части электролита на регенерацию  и своевременными добавками к  нему соответствующих реагентов (воды, серной кислоты, коллоидов и т.д.). Оптимальную температуру (55–65 °С) раствора поддерживают централизованным подогревом электролита в теплообменных аппаратах, обогреваемых острым паром или электрическим токам.[5]
     С повышением температуры электролита  повышается его электропроводность, но возрастает испарение с зеркала раствора, что ведет к усилению загазованности цеха и ухудшению условий труда обслуживающего персонала. Для уменьшения испарения электролита применяют различные способы покрытия зеркала ванн (пластмассовые шарики или полиэтиленовую пленку). Для снижения загазованности необходима улучшенная вентиляция в цехах.
     Расположение  основного оборудования в цехе электролитического рафинирования меди показано на рис. 5.
     
     Рис. 5. Цех электролитического рафинирования меди (поперечный разрез): 1 – напорный бак; 2 – баки для промывки катодов; 3 – рабочая площадка; 4 – ванны; 5 – столбчатые опоры; 6 – желоб для спуска раствора; 7 – сборный бак; 8 – циркуляционный насос; 9 – наклонный пол; 10 – сточный желоб; 11 – сборник стоков. 

     Кроме основного оборудования (электролизные  ванны), в цехе размещаются установки  для приготовления катодных основ, а также транспортное и другое вспомогательное оборудование.
     Совершенствование оборудования цехов предполагает современное механизированное и автоматизированное производство, что должно обеспечить более высокую производительность труда. Особого внимания заслуживают операции, связанные с заменой электродов, транспортные операции, промывка катодов и анодных остатков, выгрузка шлама из ванн, подготовка катодных основ, контроль состояния ванн.[3]
     Загрузку  в ванны анодов, удаление анодных  остатков и выгрузку готовых катодов  производят мостовым краном с использованием специальной траверсы с фиксированным  положением на ней электродов, называемой «бороной» (рис. 6.). Это обеспечивает постоянство межэлектродных расстояний по всей длине ванны и упрощает ее обслуживание при загрузке и выгрузке электродов. Катодные основы чаще всего завешивают вручную, строго фиксируя вертикальность их подвески. 

     

     Рис. 6. Борона для захвата и переноса электродов 

     Линия (стрипп-машина) выполняет следующие  операции: промывку катодной меди и  регенерацию воска; сдирку катодной меди; стопирование катодной меди; взвешивание  и упаковку катодной меди.
     Матрицы автоматически транспортируются к станциям стрипп-машины, где они фиксируются стопорами. Приемный транспортер доставляет матрицы с катодным осадком в промывочную камеру машины, где происходит отмывка катодной меди. Отработанные промывные воды фильтруют и направляют в систему кислых растворов и на корректировку электролита.
     После промывки матрицы направляются на узел сдирки, где на первой стадии, путем  изгиба матрицы, происходит локальное, а затем на второй стадии с помощью  ножей – полное отделение осадков  от матрицы (рис. 7.). На очередных станциях стрипп-машины, опрокидывателе и опускающих вилах – катоды формируются в стопы. Стопы взвешивают на вмонтированных в транспортер стрипп-машины весах и направляют на стадию упаковки, которую производят на прессе и обвязочном устройстве.
     Стрипп-машина имеет также узел разбраковки, где  матрицы, непригодные к дальнейшей эксплуатации, выводят из технологического цикла для ремонта. Годные матрицы  транспортируют в электролизные  ванны.
     После выгрузки катодов из ванн рафинирования и выпуска большей части электролита анодные остатки промывают в два этапа: сначала их моют прямо в ванне электролитом и очищают щетками от шлама, а потом – водой из катодной промывочной машины. Завершают промывку в душ-камерах, куда анодные остатки доставляют краном со специальными захватами. При промывке используют горячую воду, подаваемую высоконапорным насосом. Анодные остатки разгружают на площадках, где их складируют в стопки.  

     

     Рис. 7. Линия стрипп-машины: 1 – приемный конвейер; 2 – изгибочное устройство; 3 – надрывающее устройство; 4 – сдирочное устройство; 5 – разгрузочный конвейер; 6 – подающий конвейер; 7 – мойка  

     

     Рис. 8. Скрапоукладчик: 1 – подъемник; 2 –  тележка; 3 – конвейер; 4 –  скрап; 5 – гидроцилиндр; 6 – направляющая; 7 – поворотная рамка; 8 – упор 

     На  современных предприятиях применяют  установки, обеспечивающие полную механизацию  промывки и упаковки анодных остатков. Они включают цепной транспортер  с зубьями для приема анодных  остатков, душ-камеру, механизм для  упаковки анодных остатков. Последний состоит из укрепленной между двумя кронштейнами рамы, несущей опорные балки, на которые анодные остатки опираются ушками. При повороте рамы с помощью привода анодные остатки укладываются в чередующемся порядке с ушками, направленными в разные стороны, и прижимаются друг к другу (рис. 8).
     Для освобождения ванн от шлама применяют  два способа: выпуск шлама через  специальные отверстия, расположенные  в дне ванны, и отсос шлама  через борт ванны с помощью  вакуума. Вакуумная выгрузка шлама  более предпочтительна, поскольку отверстие в дне электролизера приводит к утечке электролита. Чтобы не перегружать шламовые трубопроводы и отстойники большими объемами пульпы, проводят вакуумную выгрузку в два этапа: верхний слой чистого электролита осторожно откачивают в соседние ванны или циркуляционный трубопровод, после чего богатый шламом электролит взмучивают и с помощью вакуумной откачки отправляют на разделение или в цех переработки шлама. Перед загрузкой ванны новой порцией анодов, катодов и электролита ванну моют водой.
     При электролитическом рафинировании  осуществляются операции контроля. Наиболее важен контроль состава и температуры  электролита, его скорости циркуляции и обнаружение коротких замыканий  между анодами и катодами.
     Регулярный  контроль за состоянием электродов чрезвычайно важен, поскольку нарушения электроцепи в электролизере, проявляющиеся в виде коротких замыканий, вызывают нарушение нормального подвода тока к электродам и снижают выход по току.
     Совершенствование системы контроля за работой ванн ведется в направлении использования систем обнаружения коротких замыканий, систем непрерывного контроля напряжения на ваннах с обработкой данных на ЭВМ и возможностью анализа долговременных статистических данных. Государственный стандарт на медь приведен в табл. 4. 
 
 
 
 
 
 

       Таблица 4.
     Государственный стандарт на медь по ГОСТ 859-2001
Марка меди
Меди  не менее, %
     Примесей  не более, %
Bi Sb As Fe Ni Pb Sn S O Zn Всего примесей не более, %
М00 99,99 0,0005 0,001 0,001 0,001 0,001 0,001 0,001 0,002 0,001 0,01
М0 99,95 0,001 0,002 0,002 0,004 0,002 0,004 0,002 0,004 0,02 0,004 0,05
М0б 99,97 0,001 0,002 0,002 0,004 0,002 0,004 0,002 0,004 0,003 0,03
М1 99,90 0,001 0,002 0,002 0,005 0,002 0,005 0,002 0,005 0,05 0,005 0,1
М1р 99,90 0,001 0,002 0,002 0,005 0,002 0,005 0,002 0,005 0,01 0,005 0,1
М2 99,70 0,002 0,005 0,01 0,05 0,2 0,01 0,05 0,01 0,07 0,3
М2р 99,7 0,002 0,005 0,01 0,05 0,2 0,01 0,05 0,01 0,01 0,3
М3 99,5 0,003 0,050 0,5 0,05 0,2 0,05 0,05 0,01 0,08 0,5
М3р 99,5 0,003 0,05 0,5 0,05 0,2 0,03 0,05 0,01 0,01 0,5
М4 99,0 0,005 0,2 0,2 0,1 0,3 0,02 0,15 1,0
 
     В последние годы все большее внимание уделяют не устранению, а предупреждению коротких замыканий. С целью периодической  настройки электродов, обеспечивающей равномерное распределение тока между всеми электродами в ванне, разработан прибор «Электрод-12». Одновременно на 12 электродах прибор позволяет регистрировать диаграмму тока и на основании ее проводить настройку ванны, предупреждая короткие замыкания.[5] 
 

    Переработка электролита
 
     Выводимый из циркуляции электролит содержит медь, серную кислоту и металлы-спутники. Задача его переработки заключается  в использовании всего ценного, что в нем содержится. Процесс  начинается с извлечения избыточной меди. В зависимости от того, в каком виде необходимо и целесообразно выделить медь (в виде металлической или в виде медного купороса), применяют разные методы ее извлечения.
     В первом случае электролит поступает  в ванны с нерастворимыми свинцовыми анодами, где из электролита на катодах  основная масса меди выделяется в  виде товарного металла. При электролизе  на катодах происходит процесс осаждения  меди из раствора (Сu2+ + 2е > Сu0), а на анодах из свинца – разряд молекул воды с выделением свободного кислорода:
     H2O – 2e > 1/2O2 + 2H+ (8)
     Таким образом, в регенерационной ванне  в результате электрохимического процесса, описываемого суммарной реакцией:
     CuSO4 + Н2О = Cu + Н2SO4 + 0,5O2 (9)
электролит  обедняется медью и обогащается  серной кислотой.[5]
     После выделения большей части меди отработанный электролит направляют в  следующую серию ванн с нерастворимыми анодами, в которых из электролита  выделяется максимально полно вся  оставшаяся медь. При малой концентрации меди в растворе в этих ваннах вместе с ней на катоде выделяются мышьяк, сурьма и другие примеси. В процессе электролиза с нерастворимыми анодами в электролите регенерируется серная кислота, и, если примеси из него выделены с достаточной полнотой, он может быть возвращен в процесс основного электролиза для корректировки состава рабочего электролита. Это возможно, когда анодная медь не содержит никеля или содержит его в очень малом количестве.
     Напряжение  на ванне при этом – 2,0–2,5 В, расход электроэнергии – 3 200 кВт•ч на 1 т меди. После обезмеживания электролит возвращают на электролиз, а медные катоды переплавляют.
     В том случае, когда целесообразнее получать медь в виде товарного медного  купороса, переработку электролита  начинают с нейтрализации серной кислоты. Кислоту нейтрализуют металлической медью:
     Cu + Н2SO4 + 1/2O2 = CuSO4 + Н2O (10)
     В качестве окислителя используют кислород воздуха. Процесс, осуществляемый в  пачуках при повышенной температуре (> 80 °С), завершается за 10–12 ч. После нейтрализации раствор упаривают, для повышения концентрации солей и из него кристаллизуют медный купорос CuSO4•5Н2О.
     При быстрой кристаллизации купорос  выделяется в виде мелких кристаллов, и его отделяют от маточника методом  центрифугирования. За одну операцию упаривания выделить весь медный купорос не удается, и потому эту операцию обычно повторяют дважды. Остатки меди и вместе с ней мышьяк и сурьму извлекают из раствора методом электролиза с нерастворимыми анодами.. После удаления меди в растворе остается никель. Для его выделения в виде никелевого купороса NiSO4•7Н2О раствор снова упаривают. Отделение никелевого купороса также осуществляют центрифугированием. Медный и никелевый купорос является товарной продукцией.
     Основным  продуктом электролиза являются катоды, применение которых ограничено. Поэтому катоды переплавляют с получением слитков бескислородной меди (вайербарсов) или медных прутков (катанки) диаметром 8–16 мм.[2] 

    Переработка электролитного шлама
     Медеэлектролитные шламы концентрируют в себе практически полностью золото и серебро, содержащиеся в перерабатываемом сырье (концентратах и флюсах), а также значительную часть дефицитных редких элементов – селена и теллура.
     Состав  шламов, получающихся при электролитическом  рафинировании меди, в зависимости от перерабатываемого сырья колеблется в очень широких пределах. Содержание в шламах основных компонентов следующее, %: 10–75 Сu; 0,05–4 Аu; 5–55 Ag; 2–13 Se; 0,3–15 Те; 0,5–12 Рb; 0,2–30 Sb; 0,1–5 As.
     Технологические схемы переработки медеэлектролитных шламов с целью наиболее полного извлечения всех ценных составляющих очень разнообразны и сложны.[5]
     Переработку шлама обычно начинают с обезмеживания. Первоначально от шлама отделяют крупную фракцию меди путем грохочения. Затем оставшуюся медь растворяют в серной кислоте по реакции (10) при температуре 80°С и продувании воздуха в качестве окислителя. Обезмеживание может проводиться в аппаратах с воздушным и механическим перемешиванием. По окончании процесса пульпу направляют на фильтрацию. Следующей операцией является извлечение селена и теллура.
     Извлечение  селена в раствор при переработке  шлама основано на образовании растворимого в воде селената натрия. С этой целью  к шламу добавляют соду в растворе, что обеспечивает ее контакт со шламом. Пульпу помещают на противни и прокаливают в муфельных печах при 600–659°С для образования водно-растворимого селената натрия по реакции
     SeO3 + Na2CO3 + 1,5O2 = Na2SeO4 + CO2 (11)
     Образовавшийся  при прокалке спек, выщелачивают горячей  водой, полученные растворы упаривают. Селенат натрия далее восстанавливают до селенита соляной кислотой, а из раствора осаждают селен сернистым ангидридом по реакции
     Na2SeO3 + 2SO2 + H2O = Na2SO4 + H2SO4 + Se (12)
     Кек после выщелачивания селена обрабатывают серной кислотой для растворения теллура. Полученный раствор теллуровой кислоты Н2ТеO4 подвергают такой же обработке, как и раствор селената натрия, и получают черновой теллур.
     Теллур  из шламов (после удаления из них  селена) извлекают щелочным выщелачиванием или переводом его в содовый шлак при плавке шлама на золотосеребряный сплав.
     Плавку  шлама на золотосеребряный сплав  проводят в сильно окислительной  атмосфере. Для полного окисления  и перевода неблагородных примесей в первичный силикатный шлак в  шихту добавляют окислитель –  селитру NaNO2. Силикатный шлак в качестве оборотного материала направляют в анодные печи. Затем с целью извлечения теллура из сплава на поверхности последнего наводят содовый шлак. Очищенный от примесей золотосеребряный сплав (сплав Доре) направляют на аффинаж – процесс разделения и рафинирования золота и серебра.[2]
 


    Металлургические  расчеты
 
    Материальный  баланс
     На электролитическое рафинирование поступают аноды следующего состава, %: Си - 99,476; Ni - 0,4; Fe - 0,003; 02 - 0,07; Se - 0,04; As - 0,002; Bi-0,004; Те-0,005.
     Выход анодного скрапа - 20 %.
     Принимаем следующее распределение меди и примесей (за вычетом скрапа) между раствором, шламом и катодным осадком:
       Cu Ni Fe O2 Se As Bi Te
В раствор 1,8 92 - 70 1 73,5 52 1
В шлам 0,2 1 90 20 98 25 7 98
В катоды 98 7 10 10 1 1,5 41 1
     С учетом принятого распределения рассчитываем материальный баланс. Расчет ведем на 1000 кг анодов.
     В 1000 кг анодов содержится 994,76  кг меди. Перешло меди в скрап: 994,76· 0,2 = 198,952 кг.
     Всего в раствор, на катоды и в шлам перешло: 994,76-198,952 = 795,808 кг меди.
     С учетом принятого распределения перешло меди:
     в шлам    - 795,808 · 0,002 = 1,5916 кг;
     в раствор - 795,808 ·0,018 = 14,3245 кг;
     на катод   - 795,808 - 1,5916 - 14,3245 = 779,8919 кг.
     Аналогично рассчитываем распределение примесей. Результаты расчета сводим в табл. 1.
     Таблица 1
       Материальный баланс электрорафинирования меди
Элемент      Количество меди и примесей
Поступило      Перешло
В скрап и остатки В шлам    В раствор В катоды
кг % кг % кг % кг % кг %
Си 994,76 99,476 198,952 19,8952 1,5916 0,15916 14,3245 1,43245 779,8919 77,98919
Ni 4 0,4 0,8 0,08 0,032 0,0032 2,944 0,2944 0,224 0,0244
Fe 0,03 0,003 0,006 0,0006 0,0048 0,00048 0,0168 0,00168 0,0024 0,00024
02 0,7 0,07 0,14 0,014 0,504 0,0504 _____ _____ 0,056 0,0056
Se 0,4 0,04 0,8 0,08 0,3136 0,03136 0,0032 0,00032 0,0032 0,00032
As 0,02 0,002 0,004 0,0004 0,004 0,0004 0,01176 0,001176 0,0024 0,00024
Bi 0,04 0,004 0,008 0,0008 0,03112 0,003112 0,01664 0,001664 0,00224 0,000224
Те 0,05 0,005 0,01 0,001 0,0392 0,00392 0,0004 0,00004 0,0004 0,00004
Ито-го 1000 100 200 20 2,52032 0,252032 17,31735 1,731735 780,18038 78,018038
     На 1000 кг катодной меди необходимо затратить 1: 78,018038= 1,2818 т анодов, а с учетом анодного скрапа - 1,2818 ·100/(100 - 20) = 1,60225 т анодов.
     При производительности цеха 260 тыс. т в год катодной меди суточная производительность составит 260000: 365 = 71233 т. 

     Расчет основного оборудования
     Основное оборудование цеха - электролизные ванны. При расчете ванн определяют их размеры, производительность и количество.
     Расчет количества катодов и размеров электролизной ванны.
     Плотность тока принимаем равной 310 А/м2. При силе тока 16200 А площадь катодной поверхности одной ванны составит F=16200:310 =52,26м2.
     Размеры катодного полотна, м, следующие: длина ак=0,86, ширина bк=0,96. Так как число катодов на один больше числа анодов, а крайние катоды работают только одной стороной, общая площадь катодов в ванне будет равна F=2ab(n - 1).
     Отсюда число катодов nK=F/2ab+1=52,26/2·0,86·0,96+1=31. Число анодов nа=30.
     Ширина анода bа = 925 мм, длина аа = 830 мм.
     При толщине анода 40 мм, толщине катода 15 мм, расстоянии между одноименными электродами по центру 100 мм и зазорах от внутренней поверхности ванны до поверхности крайних катодов, равных 200 мм, длина ванны составит
     L = 100(nк - 1) + 200 + 200 = 3400 мм.
     Ширину ванны определяем по ширине катода и ширине зазоров между катодом и внутренней поверхностью ванны, равных 50·2=100мм (это расстояние обычно принимается от 50 до 75 мм):
     В = 960 + 100 = 1060 мм.
     Глубина ванны при расстояниях от дна до полотна катода 300 мм и от поверхности электролита до борта ванны 55 мм с учетом длины полотна катода (860 мм) будет равна
     Н = 860+ 300+ 55 = 1215 мм.
     Объем ванны V = LBH = 4,39 м3.
     Ванна заполняется электролитом и электродами примерно на 90 % объема. Следовательно, объем ванны, заполненный электродами и электролитом, равен V? = 4,39 ·0,9 = 3,951 м3.
     Объем электролита в ванне VM=V?-Va-VK (здесь Va и VK -объемы, заполненные анодами и катодами),
     Vэл= 3,915 - 31· 0,86·0,96·0,015 - 30· 0,925·0,83·0,04 = 2,65 м3.
     Расчет количества ванн.
     Количество ванн, необходимых для производства 260 тыс. т катодной меди в год, находим по уравнению
     P=Np·I·365·24M·l,186A,
     где Р - производительность проектируемого цеха, тыс. т в год; Np - число ванн; 365 - число календарных суток; 24 - время, ч; 1,186 – электрохимический эквивалент меди, г/(А·ч); А - выход по току (принимаем А = 0,96); М - машинное время работы ванн (принимаем М = 0,92); I - сила тока, А;
     Np = 260000·106/( 16200·24· 0,92·0,96·1,186·365) = 1749.
     В цехе устанавливаем 42 серии, каждая - из 32 ванн. 

     Расчет напряжения на ванне
     Рассчитаем сопротивление электролита следующего состава, г/л: Cu-50; H2SO4-110; Ni-25; Fe-1; As-5. Остальные примеси из-за их незначительного содержания не учитываем.
     Расчет ведем по методу Сковронского. Удельное сопротивление электролита рассчитываем по формуле
     р = к·1,364 + 0,00942 CCu, + 0,00942 СNi ACu/ANi + + 0,00942·CFe·АCuFe + +0,00942·СAs·ACu/AAS,
     где к - коэффициент, получающийся в результате деления удельного сопротивления раствора H2SO4 заданной концентрации на удельное сопротивление раствора серной кислоты концентрации 150г/л; к=1,287; с - концентрация металлов, г/л; А - атомные веса металлов,
     р = 1,28·1,364 + 0,00942(50 + 25·63,55/58,71 + 1·63,55/55,85 + 5·63,55/74,92) = 2,061 Ом·см.
      При 60 °С
     р = 2,061 - 0,0065(t- 55) = 2,0285 Ом·см.
     При выходе анодных остатков 20 % и стартовой толщине анодов 40 мм толщина анодных остатков составит 40 0,2 = 8 мм.
     При толщине катодной основы 1 мм максимальное расстояние между электродами будет равно
     (100 - 8 -1): 2 = 45,5 мм = 4,55 см.
     Площадь среднего сечения электролита между анодом и катодом, по которому протекает электрический ток, равна
     (ak·bk + аа·bа)/ 2 = (0,86·0,96 + 0,83·0,925): 2 = 0,7967 м2.
     В ванне 30 анода и 31 катодов, следовательно, число межэлектродных промежутков равно 60. Тогда общее сечение электролита, по которому протекает электрический ток, составляет 0,7967·60 =47,802 м2.
     При межэлектродном расстоянии l= 45,5 мм сопротивление электролита
       Rэл = P·l/s = 2,0285·4,55/(54,1756·104) = 1,704·10-5 Ом.
     Сопротивление шлама составляет в среднем 10-15 % от общего сопротивления шлама и электролита. Принимаем 15 %, тогда сопротивление
     Rшл = Rэл·15/85 = 1,704·10-5·15/85 = 0,339·10-5 Ом.
     При силе тока на ванне, равном 16200 А, через каждый катод и катодную штангу протекает 16200/30=522,6 А.
     Принимаем допустимую токовую нагрузку на 1 мм поперечного сечения штанги равной 2 А/мм2. Тогда поперечное сечение штанги будет равно 522,6: 2 = 261,3 мм2.
     Длина штанги - 1200 мм. Сопротивление штанги при t = 15 °С может быть определено по соотношению   R15шт = р15·l/s, где р15 -удельное сопротивление меди при t = 15 °С; р15=0,0175 Ом·мм2/м. Подставля численные значения, получим
     К15шт =0,0175·1,2/261,3 = 0,8·10-4 Ом.
     Температуру штанги, находящейся над горячим электролитом под токовой нагрузкой, принимаем равной 45 °С. Тогда сопротивление штанги определяем по формуле
     R45шт = R15шт[1+?(t-15)] =
     = 0,8·10-4 [1 + 0,004(45 - 15)] = 0,896·10-4 Ом,
     здесь ? - температурный коэффициент удельного сопротивления меди, a = 0,004 Ом/град.
     Сопротивление 31 штанг Rшт= 0,896·10-4: 31 = 0,289·10-5 Ом.
     Принимаем сопротивление контакта анод-катодная штанга равным 7,56·10-5 Ом, тогда сопротивление контактных групп всей ванны составит 7,56·10-5·31 = 0,244·10-5 Ом.
     Сумма анодной и катодной поляризаций принимается равной 0,04 В. Тогда сопротивление ЭДС поляризации будет равно 0,04:16200=0,25·10-5 Ом.
     Таким образом, общее сопротивление средней ванны в блоке складывается из следующих значений сопротивлений, Ом:
     электролита -1,704· 10-5;
     шлама - 0,301·10-5;
     катодных штанг - 0,289·10-5;
     контактов - 0,244·10-5;
     ЭДС поляризации - 0,25·10-5
       и в сумме составит -  3,02·10-5.
     Краевые ванны имеют большее сопротивление (на величину сопротивления шины). Поперечное сечение шины принимаем равным 22400 мм2, длина шины - 4140 мм. Тогда, подставляя численные значения, получим
     R45ш = 0,0175[1 + ?(t - 15)] l/s = 0,0175(1 + 0,004·30)·4,14:22400 = 0,36·10-5 Ом. Следовательно, сопротивление краевой ванны составит  2,788·10-5 + 0,36·10-5 = 3,148·10-5 Ом.
     В соответствии со значениями сопротивления отдельных элементов ванны и силы тока составляем ее электрический баланс (табл.2.)
     Таблица 2
     Электрический баланс ванны
     Элементы сопротивления ванны      Падение напряжения
 
     В
     % от общего
     Электролит      0,276      61,1
     Шлам      0,049      10,8
     Катодные штанги      0,047      10,4
     Контакты      0,039      8,6
     ЭДС поляризации      0,041      9,1
     Итого      0,452      100
     Расход электроэнергии на тонну катодной меди составит:
     W = 0,533·103/(1,186- 0,96) = 436 кВт ч. 

     Расчет количества катодов
     При размерах анода, равных 925?830?40 мм, его масса составит  0,925· 0,830· 0,04·8,5 = 0,261 т (8,5 т/м3 - плотность меди).
     По материальному балансу на катоды перейдет из анодов 77,98 % меди или
     261·0,7798 = 203,53 кг.
     Тогда при производстве 260000 т катодной меди в год необходимо переработать анодов:
     260000:0,20353 =1277453 шт.
     При плотности тока, равной 310А/м2 и выходе по току 96 %, на катоде в сутки отложится меди:
     1,186· 0,96·24·310· 2· 0,86 ·0,96 = 13085 г = 13,987 кг.
     Продолжительность растворения анода составляет
     203,53:13,987 =15 сут.
     При соотношении срока растворения анода к сроку наращивания катода 3:1 количество произведенных катодов в год составит
     1276826·З =3830478 шт.
     (или 3830478:(365 24) = 437 катодов в час) при средней массе 203,63:3~68 кг.
     Матричные серии ванн должны в сутки выдавать 437·24 =10488шт. основ, и примерно 10 % от этого количества основ затрачивается на изготовление ушков и покрытие брака.
     Количество матричных ванн в цехе определяется по формуле
     
     где Np - общее количество ванн в цехе; , - количество катодов в товарной и матричной ваннах соответственно: = 31, = 30; , - сроки наращивания катода и основы в товарной и матричной ваннах: =5,3 сут, = 1 сут.
     Подставляя численные значения, получим
     
     Так как серия состоит из 41 ванн, то в цехе должно быть установлено 4 серии.
     Приняв плотность тока на матричном переделе равной 310 А/м2, размеры катодного полотна 0,86?0,96 м, выход по току 96 %, рассчитаем массу и толщину катодной основы.
     Масса основы равна
     
     Масса основы с учетом ушков должна быть увеличена на 6 %, т.е. до 7,4 кг. Тогда толщина основы составит 7400:(86·96·8,5) = 0,1054 см ~1 мм. 

     Определение ведущей примеси и объема электролита, выводимого в купоросный цех
     По таблице материального баланса видно, что в наибольшем количестве в электролит будут переходить никель, железо и мышьяк. Ведущей примесью является тот металл, содержание которого раньше других достигнет предельно допустимой концентрации в электролите.
     В катоды переходит 77,018038 % меди и 0,0288 % примесей. Тогда ежесуточно во всех ваннах растворяется меди: 712,33:0,7702 = 924,86 т.
     Следовательно, в сутки при растворении анодной меди в раствор перейдет следующее количество примесей:
     никеля   - 0,92·924860·0,004 = 3403,5 кг; 
железа    -0,70· 924860·0,00003 =19,42 кг; 

     мышьяка -0,735·924860·0,00002 = 13,6 кг.
     Общий объем электролита в ванне 2,65 м2. Полный объем электролита в цехе рассчитывают по формуле
     Vц=l,2Vэл·Np,
     где 1,2 - коэффициент запаса; Vэл - объем электролита в ванне; Np - количество ванн в цехе. Подставив численные значения, получим
     Vц= 1,2·2,65·1749 = 5561,82 м3.
     Предельное содержание примесей в электролите, г/л, примем равным: никеля - 25, железа - 1, мышьяка - 5.
     Электролит обогатится до предельного содержания за следующее время: по никелю за (5561,82·25)/340,35=40 сут; по железу за (5561,82·1)/19,42=287 сут; по мышьяку за (5561,82·5)/13,6 =2045 сут.
     Следовательно, ведущей примесью является никель, содержание которого в электролите достигает предельного значения за 41 сут. Для поддержания концентрации в электролите никеля и других примесей на допустимом уровне следует ежесуточно выводить из циркуляции и направлять в купоросный цех определенное количество электролита. Найдем его объем.
     Из анодов переходит в электролит никеля 3403,5кг/сут. Следовательно, ежесуточно в купоросный цех необходимо выводить электролита:
     3403,5:25 = 136140 л (136,14 м3). В купоросном цехе электролит перерабатывается с получением катодной меди, медного и никелевого купороса. 

     Определение  числа ванн регенерации
     При электролитическом рафинировании медь в раствор электролита переходит как электрохимическим путем, так и в результате химического взаимодействия по реакции
     Сu+ 02 + H2S04 = CuS04 + Н20
     Вследствие коррозии анодов в электролит переходит дополнительно 2-3 % меди.
     Принимаем, что химическим путем растворяется 2,1% меди анодов. Чтобы концентрация меди в электролите оставалась на заданном уровне, необходимо избыточное количество меди выводить из электролита, находящегося в циркуляции. Корректировка содержания меди в электролите достигается путем вывода части электролита в купоросный цех, а также электролизом в ваннах с нерастворимыми анодами. С этой целью в цехе устанавливается определенное число ванн регенерации.
     При производительности цеха 712,33т/сут катодной меди электрохимический растворяется 924,86 т/сут анодной меди. При этом за счет коррозии в раствор перейдет
     924,86·0,021 = 19,21т меди.
     С электролитом в купоросный цех выводится меди
     50·136,14 =6807кг/сут.
     Таким образом, в ваннах регенерации из электролита необходимо удалять меди 19,21 - 6,807 = 12,4 т/сут.
     При производительности ванны регенерации, равной производительности товарной ванны (712,33:1749 = 0,4073 т/сут меди), количество ванн регенерации должно равняться 12,4:0,4073~30 шт. 

     Тепловой баланс ванны
     Тепловой баланс ванны составляется доля нахождения статей прихода и расхода тепла. При осуществлении процесса рафинирования на умеренных плотностях тока (250-300 А/м2 ) расход тепла превышает приход, что делает необходимым подогрев электролита для поддержания заданной температуры в ванне.
     Приход тепла. Учитываем только тепло, которое непосредственно идет на нагревание электролита и электродов.
     Греющее сопротивление ванны слагается из сопротивления электролита, шлама и ЭДС поляризации. Приход тепла- за 1 ч может быть определен по формуле
     
     где Rгр= Rэл + Rшл + Rэдс, здесь Rэл - сопротивление электролита; Rшл -сопротивление шлама; Rэдс - сопротивление ЭДС поляризации. Подставляя численные значения, получим
     Rгр = 1,704·10-5 + 0,301·10-5 + 0,25·10-5 = 2,255·10-5 Ом; 

     
     Расход тепла ванной слагается из тепла, затрачиваемого на испарение воды из электролита, на потери, связанные с лучеиспусканием и конвекцией, теплопроводностью стенок и дна ванны.
     Потери тепла с испаряющейся водой. Площадь дна ванны равна 4,14Т,06 = 4,39 м2. Часть этой площади составляет поверхность электролита, другая часть занята анодами и катодами.
     Вычислим площадь зеркала, занимаемую 31 катодами шириной 960 мм и толщиной 1 мм (31· 0,96·0,001 = 0,03 м2), 34 анодами шириной 925 мм и толщиной 40 мм (30· 0,925· 0,04 = 1,11м2).
     Следовательно, свободная поверхность (зеркало) электролита составит 4,39-(0,03 + 1,11) = 3,24м2 , с округлением - 3,3 м2.
     Количество испаряющейся воды с 1м2 зеркала ванн за 1 ч в зависимости от температуры электролита приведено в табл. 3. При темпе-
     2
     ратуре, равной 60 °С, с каждого 1 м зеркала электролита испаряется воды 4,18 кг/ч, а со всей поверхности ванны - 4,18' 3,1 = 12,958 кг/ч. 
 
 

     Таблица 3
     Зависимость количества испаряющейся воды от температуры
     Температура, °С 30 35 47 48 51 54 56 60 67 70
     Количество испаряющейся воды с 1 м2 зеркала ванны за 1 ч, кг 0,4 0,65 1,4 1,8 1,95 2,25 2,7 4,18 5,95 7,5
     Приведем значения теплоты парообразования воды при различных температурах электролита: 

Температура, °С 55 56 57 58 59 60 61 62 63 64 65
Теплота парообразования кДж/кг 2369 2366 2364 2361 2359 2356 2354 2351 2349 2346 2344
      
     Теплота парообразования воды при температуре 60 °С составляет 2356 кДж/кг. Каждая ванна за счет испарения воды за 1 ч теряет следующее количество тепла:
     Qисп = 2356·13,794 = 32498кДж.
     Потери тепла зеркалом электролита. Тепло теряется лучеиспусканием и конвекцией. Определим величину этих потерь, используя уравнение Фурье:
     Qизл = kF(t1-t2), 

     где k - коэффициент теплоотдачи, определяемый по уравнению Стефана-Больцмана:
     
     здесь с - коэффициент, равный 3,2 для зеркала электролита; Т] и Т2- соответственно, температуры электролита и окружающего воздуха, К.
     Примем температуру воздуха в цехе t2 равной 20 °С.
     Тогда
     
     Qизл =39,64·3,1·40= 4915 кДж/ч.
     Потери тепла железобетонной поверхностью ванны. Величина этих потерь также определяется по уравнению Фурье:
     Q = kF(t1-t2).
     Температуру наружных стенок ванны принимаем равной 35 °С, температуру воздуха в цехе - 20 °С, коэффициент С для железобетона -4,0. Тогда коэффициент теплоотдачи k?= 34,85 кДж/(м2·ч·град).
     Зная габариты ванны, определим величину внешней поверхности торцевых и боковых стен и дна ванны.
     Величина поверхности торцевых стен
     ST = 2(1060·1215)/106 = 2,58 м2.
     Величина поверхности боковых стен
     Sб = 2(4140·1215)/106 = 10,06 м2
     Величина поверхности дна
     Sд = 4140·1060/106 = 4,39 м2
     Потери тепла торцевыми стенами:
     QT = 34,85·2,58(35 - 20) = 1349 кДж/ч;
      боковыми стенами:
     Qб = 34,85·10,06·15 = 5259 кДж/ч;
     дном:
     Ql = 34,85·4,39·15 = 2295 кДж/ч.
     Потери тепла дном и стенами ванны
     QCT= 1349 + 5259 + 2295 = 8902 кДж/ч;
     Qpacx =Qисп +Qизл + Qст = 32498 + 4915 + 8902 = 46315 кДж/ч.
     Недостаток тепла, который должен быть компенсирован подогревом электролита паром в теплообменнике, определяют разностью
     Qpacx - Qприх = 46315 - 21304 = 25011 кДж/ч,
     а для всех ванн он равен
     25011·1749 =43,64·106 кДж/ч.
     При нахождении расхода пара на подогрев электролита необходимо учесть потери теша в трубопроводах при циркуляции электролита. Для этого сначала рассчитаем количество электролита, протекающего по всем
     трубопроводам цеха за 1 ч при скорости циркуляции 20 л/мин. При объеме электролита в ванне, равном 2,65 м3, и принятой скорости циркуляции полная смена электролита в ванне произойдет за (2,65·1000):(20·60) = 2,2 ч.
     Суммарный объем электролита в ваннах равен 2,65·1749 = 4635 м3. Тогда за 1 ч по трубопроводам цеха должно протекать 4635:2,2=2107м3 электролита.
     Принимаем, что снижение температуры электролита в трубопроводах на участке от ванны до подогревателя и обратно равно 1 °С. Плотность электролита принимаем равной 1,27 г/см3, а удельную теплоемкость-3,43 Дж/(г°С).
     Тогда потеря тепла за 1 ч в трубопроводах цеха равна
     2107·1,27·3,43·2 = 18,4·106кДж/ч.
     Таким образом, общее количество тепла, которое необходимо передать электролиту в теплообменнике, составит
     43,64·106 + 18,4·106 = 62,04·106кДж/ч. 

       Расчет теплообменника
и т.д.................


Перейти к полному тексту работы


Скачать работу с онлайн повышением уникальности до 90% по antiplagiat.ru, etxt.ru или advego.ru


Смотреть полный текст работы бесплатно


Смотреть похожие работы


* Примечание. Уникальность работы указана на дату публикации, текущее значение может отличаться от указанного.