- •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
19.1 Определение количества штейна, необходимого для обеднения 100 кг шлака*
Состав штейна и конверторного шлака приведен в таблице 46. Обычно извлечение кобальта в штейн из конверторного шлака составляет 85%. В расчете на 1 т шлака уменьшение количества штейна во время обеднения равно Y=386–5,9Х при X=56. По данным таблицы 46 находим: Y=386–5,9•56,0=56 кг на 1 т шлака, или 5,6 кг на 100кг шлака. В нашем примере Y=56 кг; Сошт=0,6%; Сошл=0,40%; ЕСо =85%. Отсюда (а+5,6)•0,6+0,40•85=3а; а=15,36 кг. Количество исходного штейна для конверторов обеднения равно 15,36+5,6=20,96 кг.
В нем содержится, кг: Ni 0,18•20,96=3,77; Со 0,006•20,96=0,13; Сu 0,002•20,96=0,04; Fe 0,56•20,96=11,74; S 0,24•20,96=5,08; прочие 0,012•20,96=0,25. Всего 20,96. Определим количество металлов в конечном штейне конверторов обеднения с учетом данных § 17.2. При загрузке на обеднение 100 кг конверторного шлака: Ni (3,77+2,84)•0,96=6,35 кг; Со (0,13+0,44)•0,85=0,48 кг; Fe (15,4•0,445)=6,85 кг. Извлечение никеля в штейн на, операции обеднения принято равным 96%. Следует заметить, что в полученном штейне отношение Ni : Со весьма неблагоприятно и равно примерно 13÷1.
19.2. Определение количества шлака, образующегося в конверторах рафинирования
Операция рафинирования конечного штейна необходима для снижения отношения Ni÷Со с 13 до 2. Исходные данные для расчета. Расход рядового, штейна шахтных печей при рафинировании составляет 20% от конечного штейна конверторов обеднения. Извлечение кобальта из штейновой массы в кобальтовый шлак 95%. Отношение в шлаках рафинировочного конвертора Ni÷Со=2÷1. В рафинировочном конверторе все железо штейна переходит в шлак. Содержание железа в шлаке этого конвертора 50%. Количество конечного штейна конверторов обеднения 15,4 кг, в нем содержится кобальта 0,48 кг.
Количество печного штейна, добавляемого в рафинировочный конвертор по ходу процесса: 15,4•0,20=3,08 кг.
В этом количестве печного штейна содержится (таблица 46) Fe 3,08•0,56=1,72 кг, Со 3,08•0,006=0,02 кг. Количество кобальта, переходящее в шлак: (0,48+0,02)•0,95=0,48 кг. Количество Ni, переходящее в шлак при отношении в шлаке Ni÷Со=2÷1, равно 0,48•2=0,96 кг. Количество железа, переходящее из штейновой массы в шлак: 6,85+1,72=8,57 кг. Количество шлака, образующегося в рафинировочном конверторе: 8,57/0,5=17,1 кг. Химический состав шлаков рафинировочного конвертора: Ni 0,96/17,1•100=5,6%; Со 0,48/17,1•100=2,8%; Fe 50%; прочие 41,6%.
* Расчет составлен инженером Кулаковым А. В.
19.3. Определение количества конечной обогащенной массы
Примем, что содержание железа в конечной массе рафинировочного конвертора 44,5%. Химический состав специального бедного железистого штейна шахтных печей: 7% Ni; 0,5% Со; 70% Fe; 22% S; 0,5% прочие.
Извлечение кобальта из шлака рафинировочного конвертора в обогащенную массу 85%. Извлечение никеля из шлака в обогащенную массу 96%. Расчет ведем по методике Б.Н. Захарова и В.А. Воробьева.
Уменьшение количества исходного бедного штейна в процессе получения обогащенной массы: Y=386–5,9Х=386–5,9•44,5=123 кг на 1 т шлака или (123/1000)•17,1=2,1 кг на 17,1 кг шлака.
Количество конечной обогащенной массы b, содержащей 4% Со, можно найти, решая следующее уравнение, составленное В.А. Воробьевым: (b+Y)•Сошт+Сошл•EСо=4b.
Здесь Сошт – содержание кобальта в бедном штейне (0,5%);
Сошл – количество кобальта в шлаке, равное 0,48 кг;
ЕСо – извлечение кобальта из шлака в обогащенную массу (85%). У нас (b+2,1)•0,5+0,48•85=4b; b=12 кг.
Количество исходного бедного штейна 12+2,1=14,1 кг. В нем содержится Ni 14,1•0,07=0,99 кг; Со 14,1•0,005=0,07 кг. В обогащенной массе содержится:
а) никеля 0,99+0,96•0,96=1,91 кг,
где 0,99 – количество в исходном бедном штейне;
0,96– количество в исходном рафинировочном шлаке и 96% – извлечение из шлака в обогащенную массу;
б) кобальта 0,07+0,48•0,85=0,478 кг.
Состав массы следующий, %: Ni (1,91/12)•100=15,9; Со (0,478/12)•100=3,99.
