- •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
20.1 Расчет расхода восстановителя и размеров электрической печи
Определим размеры ванны дуговой электрической печи, имеющей, мощность трансформатора 2100 кВА [можно устанавливать и более мощные (4000–9000 кВА) трансформаторы] при четырехсменной работе
Оптимальная форма ванны – сфероконическая: При такой форме ускоряется расплавление, так как жидкий металл накапливается в нижней сферической части ванны.
Определяем производительность печи за одну плавку по известной формуле Q=(W•cosf•K•t•6)/а=(2100•0,9•1•0,92•6)/1300=8 т,
где W – 2100 кВА (мощность трансформатора);
К = 1 (коэффициент использования мощности трансформатора);
cos f = 0,90 (коэффициент мощности);
t – 0,92 (коэффициент продолжительности работы печи с учетом простоев на загрузку и т. д.);
а = 1300 кВт-ч (расход электроэнергии на 1 т металла);
Q – производительность печи за смену (6 ч), т.
Определяем объем ванны при плотности жидкого никеля 7,76 т/м3 и шлака 3,3 т/м3. Выход шлака от массы металла принимаем 5%, что составит от массы плавки 8•0,05=0,4 т. Отсюда ванна печи должна иметь объем 8/7,75+0,4/3,3=1,03+0,12=1,15 или округленно 1,2 м3. Определение размеров ванны упрощается, если принять на основе опыта работы никелевых электропечей следующие условия:
1) форма ванны –сфероконическая;
2) уровень шлака совпадает с уровнем порога окна;
3) диаметр зеркала ванны к глубине ванны D/H=4;
4) высота сферической части ванны h1=0,2H.
Объем ванны равен сумме объемов усеченного конуса и шарового сегмента
V=πh2•(R2+rR+r2)/3+
πh1•(г2/2+
/6),
где R – радиус зеркала ванны на уровне порога;
r – радиус шарового сегмента;
h2 – высота усеченного конуса;
h1 – высота сферической части.
По условию D=4Н; R=2H; h1=0,2H; h2=0,8H; d=D–2h2=2,4H и r=1,2H. Если в эту формулу подставить найденные значения в зависимости от глубины ванны H, то объем ванны будет V=7,05•H3. Вместо H подставляем его значение, выраженное через D, т.е. D/4, тогда объем ванны V=7,05D3/64=0,11D3=1,2 м3. Решая это уравнение, получаем D=2220 мм – диаметр зеркала ванны, H=2220/4=555 мм – глубина ванны. Высота сферической части h1=0,2H=0,2•555=111 мм. Высота конической части h2=0,8H=0,8•555=444 мм.
Размеры плавильного пространства. Если уровень откосов принять на 100 мм выше уровня зеркала ванны, то диаметр плавильного пространства на уровне откосов D0=2220+200=2420 мм. Высота Н1 от порога до пят свода принимается для сталеплавильных печей от 0,42 до 0,44D. Для нашего случая Н1=0,42D=0,42•2220=932,4 мм или Н1=932 мм. Уклон стен до пят свода над уровнем откосов принимаем 1/10 высоты, т.е. (932–100)/10=83,2 мм или округленно 83 мм. Диаметр плавильного пространства на уровне пят свода Dп=D0+2•83=2420 +166=2586 мм. Высоту подъема для динасового свода принимаем 1/10, т.е. h3=2420/10=242 мм. Толщина свода 300 мм. Толщина футеровки и кожуха принимается по данным практики.
§ 21. Электроплавка руд на ферроникель
В процессе электроплавки смеси огарка, нагретого до 700–9000С, с углеродом (при отсутствии серы в руде) восстанавливаются никель, кобальт и частично железо с образованием ферроникеля. Содержание железа в ферроникеле определяется строгой дозировкой расхода восстановителя из расчета на восстановление никеля, кобальта, хрома и только части железа. Процесс электроплавки огарка на ферроникель можно описать реакцией МеО + С = Me + CO. По этой реакции можно рассчитать теоретическую потребность в мелком коксе (коксике) или угле. Практически расход восстановителя больше теоретического, так как часть углерода сгорает в электропечи за счет воздуха, который попадает в печь через ее неплотности.
Для расчета состава ферроникеля можно принять, что в сплав извлекается 94–96% Ni, 90% Со, 20–30% Сг. В процессе электроплавки получается ферроникель следующего состава: 6–8% Ni; 0,4–0,5% Со; 2–3% Сг; 0,3–0,4% S; 0,3% Р; 1–5% Si; 1,2–1,5% С; 83–85% Fe. В отвальном шлаке содержится 0,04–0,06% Ni. Для использования ферроникеля в сталеплавильном производстве его рафинируют от Si, Сг, С, S, Р. На 1 т огарка при электроплавке расходуется 600–700 кВт•ч.
Проведем примерный расчет материального баланса, состава отходящих газов и определим расход восстановителя. Переработке подвергается прокаленная руда, нагретая до 8000С, следующего состава: 0,80% Ni (1,03% NiO); 46,2% SiO2; 8,4%А12О3; 0,045% Со (0,057% СоО); 2,5% СаО; 17,40% Fe (24,8% Fe2О3); 16,0% MgO; 0,54% Сг (0,791% Cr2O3); 8,115% прочие*.
* В том числе кислород Fe2O3 7,5 кг, СоО 0,012 кг, Сг2О3 0,25 кг, минералы 0,25 кг.
Для расчета состава ферроникеля принимаем, что а сплав извлекается 96% Ni, 90% Со и 20% Сг. Расчет электроплавки ведем на 1000 кг руды. В ферроникель переходит: Ni 8•0,96=7,68 кг, Со 0,45•0,9=0,405 кг и Сг 5,4•0,2=1,08 кг. При содержании 8% Ni выход сплава составит 7,68/8•100=96кг. Иногда плавят на бедный ферроникель, содержащий около 5,0% Ni. По данным практики электроплавки аналогичной руды принимаем, что в металлическом сплаве будет содержаться 1% Si, 1,2% С, остальное железо. Состав ферроникеля, кг (%): Ni 7,68 (8,00); Со 0,405 (0,42); Fe 84,725 (88,26); Сг 1,08 (1,12); Si 0,96 (1,0); С 1,15 (1,20). Всего, следовательно, 96,00 кг.
Подсчет расхода коксика. Для восстановления окислов в шихту электроплавки вводится коксик следующего состава: 85% С, 12% золы и 3% влаги при содержании в золе 45% SiO2, 36% А12О3, 15% FeO, 2% СаО, 2% прочие.
При подсчете количества восстановителя принимаем, что реакции протекают при высокой температуре с образованием СО. На восстановление окислов металлов будет затрачено углерода и получено окиси углерода, кг:
|
С |
СО |
На восстановление 247,8 кг Fe2O3 до FeO + CO На восстановление 109 кг FeO до Fe* На получение 7,68 кг никеля NiO + С = Ni + CO На получение 0,405 кобальта СоО + С = Со + СО На получение 1,08 хрома Сг2О3 + ЗС = 2Сг + 3CO На получение 0,96 кремния SiO2 + 2С = Si + 2CO |
18,717 18,150 1,635 0,082 0,372 0,823 |
43,74 42,35 3,81 0,19 0,87 1,92 |
Всего |
39,779 |
92,88 |
* Количество железа в сплаве (84,729) определено по составу сплава.
Для получения его требуется восстановить 109,0 кг FeO.
Остаток FeO шлакуется.
Кроме того, углерода в сплаве содержится 1,15 кг, следовательно, всего потребуется углерода 40,93 кг.
По данным практики принимаем расход электродов 5 кг на 1 т руды. Ввиду малой зольности электродов принимаем, что они состоят из чистого углерода. Тогда потребуется ввести в электропечь с коксиком углерода 40,93–5=35,93 кг или коксика 35,93/0,85=42,27 кг. Практически коксика расходуется больше теоретического, а именно 50 кг на 1 т руды. Избыток коксика 7,73 кг или углерода 7,73•0,85=6,57 кг (около 18%) сгорает в электропечи, соединяясь с кислородом воздуха, который попадает в печь через неплотности. Принимаем, что 80% избыточного углерода сгорает до СО, а 20% до СО2. При сгорании углерода коксика будет получено 12,26 кг СО и 4,8 кг СО2. При этом будет израсходовано 7,01+3,49=10,50 кг кислорода. С кислородом поступит азота (10,50/23)•77=35,21 кг; всего воздуха 10,5+35,21=45,71 кг. Предварительные результаты расчетов состава и количества газов электропечи приведены ниже:
кг м3 % (объемн.)
СО 92,88+12,26=105,14 84,22 72,1
СО2 4,80 2,64 2,3
N2 35,21 28,17 24,2
Н2О (коксика) 50•0,03=1,50 1,87 1,4
Итого 146,65 116,90 100,0
Физическое и химическое тепло газа можно использовать для сушки, руды. Для этого рекомендуется сушильные печи устанавливать над электропечами. При этом происходит и частичное восстановление руды.
Подсчет состава шлака. В шлак переходит зола кокса 50•0,12=6,0 кг, в ней содержится, кг: 2,7 SiO2; 2,16 А12О3; 0,9 FeO и 0,12 СаО. В шлак перейдут шлакообразующие из руды и золы кокса:
|
кг |
% |
SiO2 462,0+2,7–(0,96/28•60) FeO 114,0+0,9 А12О3 84,0+2,16 СаО 25,0+0,12 MgO 160 Сг2О3 7,91–(1,08/104•152) Прочие 4,7 (из руды) |
462,64 114,90 86,16 25,12 160 6,33 4,7 |
53,775 13,362 10,01 2,92 18,6 0,736 0,59 |
На шлаке полученного состава электропечь работать может. Температуру жидкотекучести такого шлака будет находиться в пределах 1460–15000С. Если содержание SiO2 оказывается выше 55%, то практически предпочтительнее снижать содержание кремнезема в шлаке до 53–55% добавкой известняка. Ниже приведен материальный баланс электроплавки, кг
Приход Расход
Руда прокаленная 1000,0 Шлак 857,3
Коксик 50,0 Ферроникель 96,00
Электроды 5,0 Газы 6,65
Воздух (подсос) 45,7 Невязка 0,75
Пыль (оборотная) 60,0
Итого 1160,7 1160,7
