- •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
§ 24. Электроплавка агломерата и основы расчета рудно-термической электропечи
Требуется рассчитать материальный и тепловой балансы плавки в электропечи агломерата, состав которого приведем в предыдущем параграфе, совместно с конверторным шлаком *.
* В расчете не учитывается расход коксика, так как его потребление на электроплавку не превышает 3%.
24.1 Расчет материального баланса плавки
Расчет производим на 100 кг агломерата. При перерасчете на 100 кг содержание компонентов в агломерате составит: 5,82% Ni; 2,19% Сu; 0,21% Со; 27,5% Fe; 10,31% S; 29,4% SiO2; 12,9% MgO; 3,07% А12О3; 1,38% CaO; 2,42% прочие. Сначала выполняем предварительный расчет по определению выхода штейна при плавке агломерата. В процессе электроплавки происходит окисление серы за счет реакций взаимодействия магнетита агломерата и конверторного шлака с сульфидом железа. Степень десульфуризации при этом можно принять равной 10%.
Определяем количество серы, которая удаляется при плавке: 10,31•0,1=1,03 кг. В штейн перейдет серы 10,31–1,03=9,28 кг. Принимаем, что содержание серы в штейне составляет 25%, тогда выход штейна будет равен 9,28•100/25=37,1 кг.
Извлечение никеля и меди в штейн можно принять на основании данных практики равными 97,0 и 95,0% соответственно. Никеля в штейне содержится 5,82•0,97=5,65 кг, или 5,65/37,1•100=15,2%. Меди в штейне содержится 2,19•0,95=2,08 кг, или 2,08/37,1•100=5,62%.
Извлечение кобальта в штейн принимаем равным 85,0%. Кобальта в штейне содержится 0,21•0,85=0,17 кг, или 0,17/37,1=0,47%.
Для определения содержания железа и кислорода в штейне; воспользуемся рациональным составом штейнов, по X.К. Аветисяну**:
Cu |
Cu2S |
FeS |
Fe3O4 |
O2 |
5 10 20 30 |
6,26 12,52 25,04 37,56 |
68,0 63,9 55,6 47,3 |
25,74 23,60 19,40 15,20 |
7,14 6,54 5,38 4,21 |
** Аветисян X. К Металлургия черновой меди. М., Металлургиздат, 1954.
Сумма меди и никеля в штейне, полученном при плавке агломерата, в нашем, примере составляет 20,82%. На основании приведенного выше рационального состава можно принять, что содержание кислорода в штейне равно 5,0%. Как известно, весь он связан в форме Fe3O4. Предварительный состав и количество штейна следующие:
|
кг |
% |
|
кг |
% |
Ni Cu Co |
5,65 2,08 0,17 |
15,20 5,62 0,47 |
Fe S О2 |
18,07 9,28 1,85 |
48,71 25,00 5,00 |
На электроплавку совместно с агломератом поступает оборотный конверторный шлак. Оборотными шлаками являются шлаки периода набора. Эти шлаки характеризуются более низким содержанием кобальта. Шлаки периода варки файнштейна направляются в электропечи обеднения для извлечения кобальта. Выход, конверторных шлаков ввиду практически равного содержания железа в них и в штейне можно принять равным 100% от массы штейна. Из них 50% направляется в электроплавку. Следовательно, на электроплавку поступает конверторного шлака 37,1•0,5=18,55 кг.
Задаем суммарное содержание никеля и меди в конверторном шлаке равным 2,0%. Тогда, приняв, что соотношение никеля и меди в шлаке такое же, как в штейне, определяем их содержание: никеля в конверторном шлаке 2,0•15,2/(15,2+5,62)=1,46%, меди в конверторном шлаке 2,0•5,62/(15,2+5,62)=0,54%.
Остальные составляющие конверторного шлака определяем на основании практических данных. В состав шлака входят: 0,15% Со; 25% SiO2; 50% Fe; 2% А12О3; 1,5% СаО; 1,5% MgO; 3,5% S; 0,6% прочих.
Для расчета отвального шлака, который получается при совместной электроплавке агломерата и конверторного шлака, необходимо определить рациональный состав конверторного шлака. Принимаем, что никель в шлаке находится в форме Ni3S2, медь в форме Cu2S, кобальт в форме CoS. Оставшаяся сера связана с железом в форме FeS. В шлаке содержится 20% магнетита, остальное железо находится в форме FeO и частично связано с SiO2 в форме фаялита (2FeO•SiO2). Тогда рациональный состав конверторного шлака будет следующий:
|
кг |
% |
Ni3S2 Cu3S CoS FeS Fe3O4 FeO SiO2 Al2O3 CaO MgO Прочие |
0,27+0,1=0,37 0,1+0,02=0,12 0,03+0,01=0,04 0,28+0,16=0,44 2,69+1,02=3,71 6,38+1,83=8,21 4,62 0,37 0,28 0,28 0,11 |
2,00 0,64 0,21 2,36 20,00 44,14 25,00 2,00 1,50 1,50 0,60 |
Будем считать, что при переработке конверторного шлака выделится штейн такого же состава, как и при плавке агломерата. Примем, что извлечение никеля, кобальта и меди в штейн при плавке шлака составит 85%. В штейн из конверторного шлака перейдет, кг: Ni 0,27•0,85=0,23; Сu 0,1•0,85=0,09; Со 0,03•0,85=0,02.
Выход штейна из конверторного шлака составит 0,23/15,2•100=1,51 кг,
где 0,23 – масса, кг,
а 15,2 – содержание, % никеля в штейне по основным шлакообразующим компонентам.
Выход штейна при плавке 100 кг агломерата и 18,55 кг конверторного шлака составит 37,1+1,51=38,61 кг. Количество железа в штейне 38,61•48,71/100=18,80 кг.
Поступает железа на плавку 27,5+9,28=36,78 кг. В отвальный шлак переходит железа 36,78–18,80=17,98 кг. Можно принять, что FeS конверторного шлака целиком перейдет в отвальный шлак. Железа в форме FeS содержится 0,28 кг. Остальное железо в количестве 17,98–0,28=17,7 кг перейдет в отвальный шлак в форме FeO. Определяем количество FeO в шлаке: 17,7•72/56=22,76 кг.
Принимаем, что все шлакообразующие и прочие полностью переходят в отвальный шлак. Тогда предварительный состав отвального шлака (по шлакообразующим) будет следующим:
кг % кг %
FeO 22,76 29,27 Al2O3 3,44 4,42
SiO2 34,02 43,74 CaO 1,66 2,13
MgO 13,18 16,94 Прочие 2,53 3,25
На практике содержание SiO2 в шлаках поддерживается на уровне 50%. Для получения такого шлака нам необходимо в шихту добавлять SiO2. Обычно для подфлюсовки используется песчаник, содержащий 95% SiO2. Определяем необходимое количество SiO2: (34,02+x/0,95)/(77,77+х/0,95)=0,5. Решая уравнение, находим, что х равен 9,24 кг. Количество прочих, поступающих в плавку вместе с SiO2, равно 9,24/0,95–9,24=0,48 кг.
Тогда предварительный состав отвального шлака по основным шлакообразующим с учетом подфлюсовки песчаника будет следующий:
кг % кг %
FeO 22,76 26,07 А13О3 3,44 3,94
SiO2 43,26 49,55 CaO 1,66 1,90
MgO 13,18 15,10 Прочие 3,01 3,44
В отвальный шлак при совместной переработке агломерата и конверторного шлака переходит никеля, меди и кобальта соответственно 0,21, 0,12 и 0,05 кг. Можно принять, что никель переходит в отвальный шлак в форме Ni3S2, медь в форме Cu2S и кобальт в форме CoS. Полный материальный баланс электроплавки приведен в таблице 56.
