- •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
24.3 Основы расчета рудно-термической электропечи
Современные электропечи цветной металлургии для плавки медно-никелевых, никелевых и медных руд и концентратов имеют мощность 24–60 кВА. По форме они прямоугольные. Как правило, печи работают по режиму сопротивления и поэтому cosf достигает 0,95–0,97. Телом сопротивления служит шлак. Печи работают более устойчиво на глубокой шлаковой ванне (1,5–1,7 м). Вместе со штейном ванна имеет глубину 2,3–2,5 м. Общая высота печи от самой нижней точки подины (обратная арка) до самой высокой точки свода (прямая арка) составляет 4,0–5,0 м. При такой высоте и глубокой ванне стены печи крепят при помощи стальных листов по всей наружной поверхности. Листы прижимают к стенкам при помощи двутавров и тяг. Шлаковый пояс печи охлаждают, заделывая в кладку медные холодильники, через которые пропускают воду. Подина печи охлаждается воздухом. Ширину и длину печи выбирают на основе ряда условий плавки. Остановимся на основных из них.
В печи подают руду, агломерат, прокаленную руду, обожженные гранулы (окатыши), мелкий огарок. Все перечисленные материалы, кроме огарка, образуют в печи конусы и откосы, допускают работу, как правило, с электродами, заглубленными в шлак на 550–750 мм, при напряжении 500–700 В и силе тока около 30 кА. В случае плавки сплошной сульфидной руды при таком режиме возможны замыкания через шихту. Поэтому приходится снижать напряжение между электродами до 450–400 В и увеличивать силу тока до 50–55 кА. Это осложняет подвод тока, увеличивает затраты меди на трансформаторы, снижает к.п.д. установки и, следовательно, весьма нежелательно. Примерно таковы же условия работы на растекающемся огарке. На выбор напряжения влияет и состав шлака. Наиболее удобен для работы шлак, содержащий 45–55% SiO2 и 20–25% FeO. Чтобы обеспечить такой печной шлак, следует избегать слива в печь конверторных шлаков, т.е. их надо выводить в медеплавильном производстве на флотацию, а в никелевом – в печи обеднения. При работе на кислых шлаках допустимое напряжение равно 800 В, при работе на железистых шлаках – соответственно 450–500 В. Из остальных, ограничивающих мощность печи, условий укажем на предельный диаметр круглого самоспекающегося угольного электрода 1,5 м и удельную токовую нагрузку на такой электрод 3 А/см2. Отсюда предельную силу тока электрода найдем равной (1502•3,14•3)/4=53000 А.
Соответственно
мощность печи достигает
cosφ=1,73•800•53000•0,97=71150
кВт, или 71 МВт. Практически освоена
мощность 45–48 МВт.
После выбора необходимой мощности печи по проплаву заданного количества руды можно приступить к расчету основных размеров печи. Например, если задан суточный проплав руды 2500 т при бесфлюсовой плавке и подсчитана плавильная потребность на 1 т руды, равная 490 кВт•ч, при к.п.д. печи 0,7 (обе эти цифры должны быть хорошо обоснованы), то суточный расход электроэнергии составит 2500•(490/0,7)=1750000 кВт•ч. Учитывая, что коэффициент использования мощности трансформатора равен 0,95, cosf=0,97 и потери в сети составляют 0,975, получаем следующий расход электроэнергии: 1750000/(0,95•0,97•0,975)=1944400 кВт•ч. Тогда мощность печной установки составит 1944400/24=81020 кВА.
Теперь необходимо решить, сколько потребуется печей: три по 27 тыс. кВА (и одна в резерве) или две по 40 тыс. кВА (и одна в резерве)? Можно также установить без резерва три печи, например по 33 тыс. кВА или две по 48 тыс. кВА, чтобы плавить сырье из запаса с превышением заданной суточной мощности, затем во время остановки одной из печей на ремонт плавить сырья меньше, чем по заданию, и брать для остальных переделов наплавленный в запас полупродукт и выходить на годовой план по проплаву сырья, допуская неравномерную работу по месяцам. Здесь мы ограничимся общим указанием: накопления в запасе дорогого материала следует избегать. Ценность запаса в среднем за год может оказаться больше, чем капитальные вложения на сооружение резервной печи, что едва ли целесообразно. Предположим, что на основе экономических расчетов была выбрана печь мощностью 40 тыс. кВА. Этот выбор соответствует тенденции на увеличение единичной мощности агрегатов. В печи мощностью 35–45 мВт в настоящее время принято подводить напряжение через 6 электродов с тремя однофазными трансформаторами, принимая удельную мощность 250–275 кВа на 1 м2 пода. Печи мощностью 25–30 МВт можно питать электроэнергией при помощи трех электродов от одного трехфазного трансформатора, принимая удельную мощность 500–525 кВА/м2.
По удельной мощности можно сразу определить общую площадь пода. В нашем случае она; равна 40000/250=160 м2.
Обычно внутренняя ширина больших печей равна 6,0–6,5 м. Отсюда длина печи равна примерно 25 м. Этот способ определения размеров печи не учитывает расстановку электродов и газоотводов.
Рассмотрим другой способ расчета внутренних размеров печи. Определим диаметр электрода. Сила тока на электрод определяется как 48000•106=3•560•İ•0,97. Отсюда I=29550 А и площадь электрода равна 29550/2=14780 см2.
Диаметр электрода
равен
=134,4
см. Выбираем электрод диаметром 140 см,
Расстановку электродов принимаем следующую: расстояние между центрами электродов 2,5–3,0 D, т.е. 3,8 м; расстояние от шлаковой стенки до первого электрода 2,6–2,8 D, т.е. 3,75 м; расстояние от штейновой стенки до шестого электрода 2,5– 2,75 D, т. е. 3,5 м. Итого длина печи равна 3,5+3,75+5•3,87=26,25 м, округленно 26,0 м. Ширину печи принимают равной (4,5–5,0) D, т.е. в данном случае 6,5 м. Площадь пода печи в этом случае равна 169 м2. Второй способ следует считать более соответствующим практике заводов и более удобным, так как он учитывает расстановку электродов.
