- •Глава I основы металлургических расчетов
- •§ 1. Оценка сырья
- •1.1 Руды
- •1.2. Концентраты
- •1.3 Комплексное использование сырья
- •§ 2. Минеральный состав сырья
- •2.1 Значение минерального состава сырья
- •2.2. Примеры расчета рационального состава концентратов
- •§ 3. Справочные данные о шлаках, штейнах и металлах
- •3.1. Свойства шлаков
- •3.2.Св0йства штейнов
- •3.3. Свойства важнейших металлов
- •§ 4. Справочные данные о растворах, парах и газах
- •4.1. Справочные данные о некоторых растворах
- •4.2. Энтальпия водяного пара и газов
- •§ 5. Основы расчета экстракционных и сорбционных процессов
- •Расчеты по металлургии меди
- •§ 6. Обжиг медных концентратов в кипящем слое
- •6.1. Обжиг при обогащении дутья кислородом
- •6.2. Обжиг при воздушном дутье
- •§ 7. Отражательная плавка
- •7.1 Расчет десульфуризации и состава штейна
- •7.2. Расчет количества флюсов для ведения плавки на заданном составе шлаков
- •7.3. Расчет расхода топлива и состава отходящих газов
- •§ 8. Автогенная плавка
- •8.1. Плавка на подогретом воздушном дутье
- •§ 9. Продувка штейна в конверторе
- •§10. Медно-серная плавка
- •10.1 Расчет состава штейна и десульфуризации
- •10.2 Расчет расхода флюсов и количества газов
- •§ 11. Шлаковозгоночный процесс
- •11.1 Расчет материального баланса
- •11.2. Расчет горения природного газа и расхода воздуха
- •§ 12. Огневое рафинирование меди
- •12.1 Расчет материального баланса
- •12.2 Расчет теплового баланса
- •§ 13. Электролитическое рафинирование меди
- •13.1. Расчет расхода злектроэнергии
- •13.2. Расчет количества ванн и преобразовательных агрегатов
- •13.3. Расчет количества катодов и размеров электролизной ванны
- •13.4. Расчет напряжения на ванне
- •13.5. Расчет количества катодов и матричных ванн
- •Глава III расчеты по металлургии никеля
- •§ 14. Агломерация окисленной никелевой руды
- •14.1. Расчет материального баланса агломерации
- •§ 15. Сушка окисленной никелевой руды*
- •§ 16. Плавка окисленных никелевых руд в шахтных печах
- •16.1. Расчет шихты для плавки агломерата
- •16.2 Тепловой баланс плавки
- •16.3 Расчет шахтной печи
- •§ 17 Продувка никелевого штейна в конверторе
- •17.1 Определение расхода воздуха
- •17.2 Определение количества и состава отходящих газов
- •17.3 Расчет теплового баланса
- •§ 18 Обжиг никелевого файнштейна
- •18.1 Расчет расхода воздуха
- •18.2 Расчет теплового баланса
- •§ 19 Обеднение конверторных шлаков
- •19.1 Определение количества штейна, необходимого для обеднения 100 кг шлака*
- •19.2. Определение количества шлака, образующегося в конверторах рафинирования
- •19.3. Определение количества конечной обогащенной массы
- •§ 20. Электроплавка закиси никеля
- •20.1 Расчет расхода восстановителя и размеров электрической печи
- •§ 21. Электроплавка руд на ферроникель
- •§ 22. Рафинирование и обогащение ферроникеля
- •22.1 Расчет материального баланса конвертирования ферроникеля (I стадия)
- •22.2 Расчет материального баланса конвертирования ферроникеля в основном конверторе (II стадия)
- •§ 23. Агломерационный обжиг сульфидного медно-никелевого концентрата
- •§ 24. Электроплавка агломерата и основы расчета рудно-термической электропечи
- •24.1 Расчет материального баланса плавки
- •24.2 Расчет теплового баланса плавки
- •24.3 Основы расчета рудно-термической электропечи
- •§ 25. Продувка никелевого концентрата кислородом в вертикальном конверторе
- •25.1 Расчет расхода кислорода
- •25.2 Расчет теплового баланса
- •§ 26. Очистка никелевого электролита
- •26.1 Технологическая схема очистки
- •26.2 Очистка от железа
- •26.3 Очистка от меди
- •26.4 Очистка от кобальта
- •§ 27. Циркуляция электролита на одну катодную ячейку ванны электролитического рафинирования никеля
- •§ 28. Автоклавно-окислительное разложение пирротинового полупродукта
- •Глава IV расчеты по металлургии свинца
- •§ 29. Агломерация свинцовых концентратов
- •29.1 Расчет расхода концентратов и числа сушильных барабанов
- •29.2 Расчет минералогического состава сульфидного свинцового концентрата
- •29.3 Выбор шлака и предварительный расчет расхода флюсов
- •29.4 Рациональный состав агломерата
- •29.5. Расчет количества аглошихты и числа агл0машин
- •§ 30. Шахтная плавка
- •30.1 Расчет состава продуктов плавки
- •30.2 Расчет расхода воздуха
- •30.3 Расчет количества и состава отходящих газов
- •30.4 Расчет oсhobhыx размеров шахтной печи и определение параметров воздуходувной машины
- •30.5 Расчет теплового баланса шахтной плавки
- •30.6 Проверка правильности расчета высоты печи
- •§ 31. Рафинирование чернового свинца
- •31.1 Расчет обезмеживания чернового свинца
- •31.2 Расчет щелочного рафинирования чернового свинца
- •31.3 Расчет гидрометаллургической переработки щелочного плава
- •31.4 Расчет обессеребривания свинца
- •31.5 Расчет электротермической переработки серебристой пены
- •31.6 Расчет обесцинкования свинца
- •31.7 Расчет обезвисмучивания свинца
- •31.8 Расчет переработки свинцововисмутового сплава
- •31.9 Расчет качественного рафинирования
- •31.10 Расчет оборудования для рафинирования свинца
- •Глава V расчеты по металлургии цинка
- •§ 32. Обжиг сульфидного цинкового концентрата при воздушном дутье
- •32.1 Расчет минералогического состава цинкового концентрата
- •32.2 Расчет рационального состава обожженного цинкового концентрата
- •32.3 Расчет расхода воздуха
- •32.4 Расчет количества и состава обжиговых газов на выходе из печи кс
- •32.5 Принципы расчета печей для обжига в кипящем слое
- •32.6 Расчет теплового баланса печи кс при обжиге цинковых концентратов
- •32.7 Расчет га3oхoднoй системы
- •32.8 Расчет необходимого количества сырья и печей кс для получения в год 200 тыс. Т обожженного цинкового концентрата
- •§ 33. Обжиг сульфидного цинкового концентрата при дутье, обогащенном кислородом
- •33.1 Расчет расхода дутья
- •33.2 Расчет количества и состава обжиговых газов
- •33.3 Расчет печи кс
- •33.4 Расчет теплового баланса печи
- •§ 34. Выщелачивание обожженного цинкового концентрата
- •34.1 Расчет выхода и состава цинковых кеков
- •34.2 Расчет количества нейтрального раствора и извлекаемых из него цинка, кадмия и меди
- •34.3 Расчет количества цинка, меди и кадмия, поступающих в процессе с растворами от выщелачивания вельц-окислов
- •34.4 Расчет выхода и состава медно-кадмиевого кека
- •34.5 Расчет объема оборотных растворов кадмиевого производства и количества цинка в них
- •34.6 Расчет медно-кадмиевой очистки
- •Расчет отмывки цинковых кеков
- •34.8 Расчет баланса растворов и пульп при выщелачивании
- •34.9 Расчет необходимого оборудования
- •§ 35. Вельцевание цинковых кеков
- •35.1 Расчет выхода и состава вельц-окисн
- •35.2 Расчет расхода коксовой мелочи
- •35.3 Уточнение состава вельц-окиси
- •35.4 Расчет выхода и состава клинкера
- •35.5 Расчет баланса Zn, Pb и Cd
- •35.6 Расчет основных размеров вельц-печи
- •§ 36. Электролиз цинкового раствора и переплав катодного цинка
- •36.1 Расчет количества катодного цинка
- •36.2 Расчет производительности одной электролизной ванны
- •36.3 Расчет количества электролизных ванн
- •36.4 Выбор источника тока
- •36.5 Расчет переплавки катодного цинка и выбор печ£й
- •§ 37. Гидрометаллургическая переработка цинковых кеков
- •37.1 Расчет выщелачивания цинковых кеков
- •Расчет осаждения ярозита
- •Расчет осаждения гетита
- •Сульфидным цинковым концентратом
- •Список рекомендуемой литературы
- •Выбор оптимальной плотности тока для электролитического рафинирования меди, методические указания
13.5. Расчет количества катодов и матричных ванн
Требуется рассчитать количество катодов и количество матричных ванн при производительности цеха 200 тыс. т катодной меди в год. Размеры катода 860х860 мм. Размеры анода 820х820 мм. Масса одного анода при плотности меди 8,5 т/м3, без учета ушей, будет равна 0,860•0,86•0,045•8,5•1000=283 кг. В соответствии с материальным балансом на катод перейдет из анода меди 79,958%,. или 283•0,79958=226,28 кг.
Для производства 200 тыс. т катодной меди необходимо переработать анодов 200000/0,22628=883856 шт. При плотности тока 260 А/м2 и выходе по току 94% на катоде в сутки отложится меди
1,186•0,94•260•2•0,86•24=11965,4 г=11,965 кг.
Продолжительность растворения анода будет равна
226,28/11,965=18,9 сут.
При двукратном наращивании катода срок наращивания катодов составит 19/2=9,5 сут*, а число катодов составит 883856•2=1767712 шт. в год, или 1767712/365/24=202 катода в час при средней массе 226,28/2=113,14 кг.
* При более интенсивном режиме 4–5 суток.
Матричные серии должны выдавать в сутки 202•24=4848 шт. основ для завешивания в товарные серии. Кроме того, около 10% от этого количества основ необходимо произвести для ушек и покрытия брака.
При толщине основы 1 мм и размерах 860х860 мм, при условной плотности 8,8 г/см3 масса одной основы будет равна 0,860•0,860•0,001•8,8=6,5 кг. Всего в сутки матричные серии должны выделить меди 1,1•4848•6,5=34663 кг.
Примем, что для производства матричной меди используют те же ванны, что и для товарных катодов, но плотность тока равна 200 А/м2, а выход по току составляет 96%. В этом случае суточная производительность ванны будет равна
1,186•200•32•0,860•0,860•0,96•24=134,7 кг,
а количество ванн будет
34663/134,7/0,93=277 шт.
где 0,93 – машинное время ванн в матричном переделе.
Глава III расчеты по металлургии никеля
В данном разделе приведены расчеты по основным переделам окисленных и сульфидных никелевых руд. Расчеты выполнены с учетом современного состояния и ближайшей перспективы развития металлургии никеля в СССР. В связи с этим сравнительно с ранее изданными материалами введены некоторые новые разделы, такие как шахтная плавка на дутье, обогащенном кислородом, обжиг в печах с кипящим слоем, плавка на ферроникель. Некоторые расчеты не приведены, поскольку перестали применять соответствующие процессы (отражательная и шахтная плавки медно-никелевых руд и концентратов, избирательное растворение меди). Расчеты составлены применительно к современным режимам и показателям никель кобальтовой промышленности. Например, в примере расчета по электролизу никеля изменены сразу плотность тока, число катодов в ванне, выход, по току, концентрация никеля в растворе, поверхность катода, т.е. основные параметры всего расчета процесса.
§ 14. Агломерация окисленной никелевой руды
СССР принадлежит приоритет в разработке и применении схемы агломерации окисленных никелевых руд. В процессе агломерации шихту с большой скоростью нагревают до температуры размягчения или частичного плавления. Нужное для этого тепло получают от горения мелкого кокса. Серусодержащие флюсы в шихту не вводят, так как десульфуризация во время спекания велика. Известняк в шихту тоже не вводят. Шихта, поступающая на агломашину, состоит из руды, мелкого кокса и оборотного мелкого агломерата. Работа спекательной машины оценивается по качеству и количеству полученного агломерата.
Производительность спекательной машины (т/сут) определяется по формуле
Q=24•60hbvyR,
где Q – производительность машины по шихте, т/сут;
h – высота слоя шихты, м;
b – ширина паллеты, соответствующая ширине рабочей части машины, м;
v – скорость движения паллет, м/мин;
y – насыпная масса, равная 0,96–1,06 т/м3;
R – коэффициент использования машины, часы за сутки.
Машина с полезной площадью 50 м2 перерабатывает в сутки от 1600 до 2000 т шихты.
Скорость движения паллет v определяется в зависимости от скорости спекания С. Причем время спекания τ 1 должно соответствовать времени нахождения паллет над камерой разрежения τ, т.е. τ 1=τ, где τ 1=h/С.
Здесь h – высота слоя шихты, равная 250–360 мм;
С – скорость спекания 25–35 мм/мин,
а τ=l/v,
где l – длина рабочей части машины – камеры разрежения, м;
v – скорость движения паллеты, м/мин.
При τ1=τ•h/С=l/v, откуда скорость движения паллет v=l•С/h м/мин.
Оптимальные условия процесса агломерации зависят от состава шихты и ориентировочно могут быть приняты следующими:
1) содержание углерода в шихте 7,5–9%, коксика 8–10%;
2) влажность шихты 21–23%;
3) содержание, возврата в шихте не менее 20%;
4) содержание пыли шахтных печей 15–20%;
5) крупность коксика 3–5 мм, руды 15–20 мм;
6) температура поверхности шихты под камерой зажигания 1100–11500С.
Расход на 1 т агломерата, по данным комбината «Южуралникель», составляет:
|
ДАЦ-1 |
ДАЦ-2 |
Коксика натурального, кг Коксика условного, кг Природного газа, м3 Электроэнергии, кВт•ч Руды никелевой, т |
155 121 5,6 30 1,25 |
170 135 5,5 38 1,35 |
Выход агломерата от руды и пыли составляет 75–80%, а только от руды 64–67%.
