- •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
26.2 Очистка от железа
Расчет ведем на 100 м3 анолита. С ним поступает 0,5•100=50 кг железа. Окисление железа рассчитываем при условии окисления хлором и кислородом воздуха по реакциям
2FeSO4 + С12 + H2SO4 = Fe2(SO4)3 + 2HC1;
2FeSO4 + 1/2O2 + H2O = 2Fe(OH)SO4;
2Fe(OH)SO4 + 4H2O = 2Fe(OH)3 + 2H2SO4;
Fe2(SO4)3 + 6H2O = 2Fe(OH)3 + 3H2SO4.
Окисление хлором может происходить в кислой среде и продолжается всего 15–20 мин. Окисление кислородом воздуха может происходить только в среде с рН=3,5÷4,0 и продолжается не менее 1 ч. Полное осаждение железа достигается при этом же значении рН. Поэтому практически вся кислота, имеющаяся в анолите и образующаяся во время гидролиза, должна быть нейтрализована карбонатом никеля. Определяем расход хлора на окисление 1 кг железа по реакции, записанной выше: х=1•71/112=0,63 кг. Практический расход составляет 0,75–0,8 кг. Расход кислорода не определяем, так как воздух подается для перемешивания с большим избытком по сравнению с необходимым для окисления. Если необходимо окислить не только железо, но и мышьяк, то применяют последовательное окисление хлором и кислородом.
Определяем количество кислоты, образующейся во время гидролиза при окислении кислородом: х=2•98•50/112=87,5.
Количество кислоты в анолите по условию составляет 0,5•100=50 кг. Всего требуется нейтрализовать кислоты 87,5+50=137,5 кг.
Расход никеля в виде карбоната по реакции
NiCO3 + H2SO4 = NiSO4 + СО2 + Н2О
составит х=59•137,5/98=82,8 кг. Кроме того, потребуется избыток карбоната. Обычно отношение железа и никеля в осадке близко к единице. Это значит, что еще потребуется около 50 кг никеля в виде карбоната и всего необходимо израсходовать 82,8+50=133,0 кг никеля. В осадке будет содержаться 50/56•107=95,5 кг Fe(OH)3 и 50/59•119=100,8 кг NiCO3. Всего твердого 196,3 кг. Влажность такого осадка обычно равна 50–55%, т.е. в данном случае в нем будет содержаться около 200 кг раствора. Чтобы не терять никель, осадок подвергают репульпации и фильтрации. В конечном сухом осадке отношение железа к никелю равно 3 при содержании железа около 30%. Отсюда следует, что потери никеля с железным кеком, считая от анодов, составят 2,5•100/3•90=0,93%,
где 2,5 – содержание железа в анодах;
90 – содержание никеля в анодах.
В очищенном растворе остается железа 0,2–0,3 мг/л. Вместе с железом необходимо вывести из цикла мышьяк.
26.3 Очистка от меди
Очистка от меди производится способом, получившим название «цементация». Суть способа видна из следующей реакции:
CuSO4+Ni=NiSO4+Сu.
Для быстрого и полного протекания реакции никель подают в виде активного порошка. Под активностью понимают долю никеля, способную вступать в реакцию с медью. Обычно активность колеблется в пределах 75–85%. Очистка производится в непрерывном режиме в 2–3 стадии в аппаратах с механическим перемешиванием или с кипящим слоем. В последнем случае агентом-носителем служит очищаемый раствор. Осаждение меди заканчивается за 15–20 мин. По заданию требуется осадить 0,8•100=80 кг меди.
Коэффициент использования порошка определяем по формуле проф. А. А. Цейдлера:
,
где А – отношение никель:медь в порошке;
В – то же, в цементном осадке.
По данным практики принимаем, что А=80/4=20; В=15:75=1/5. Тогда
.
Отсюда коэффициент избытка равен 100/81,4=1,23. На осаждение 80 кг меди требуется порошка 80•(5,9/64)•(1/0,8)•1,23=113,3 кг.
Здесь: 59 и 64 – атомные массы никеля и меди;
0,8 – содержание никеля в 1 кг порошка, кг.
Во время осаждения 80 кг меди в раствор перейдет 80•59/64=73,75 кг никеля. Выход цементной меди по расчету составит 113,3–73,75+80,0=119,55 кг. Но фактический выход будет несколько меньше вследствие выноса и вымывания механических включений в порошок (золы восстановителя, сам восстановитель, песчинки от футеровки печи для восстановления). Фактическое содержание меди в осадке равно около 75%, а не 66% по расчету.
Вводим поправку в подсчет выхода осадка: 119,55•66/75=105,2 кг. Потери никеля в цементной меди составят (5•0,8•100)/(5•90)=0,89%,
где 5 (числитель) – содержание меди в анодах;
5 (знаменатель) – отношение медь:никель в осадке цементной меди;
0,8 – коэффициент перехода меди в раствор;
90 – содержание никеля в анодах.
В очищенном растворе остается меди около 1 мг/л. Иногда столь глубокая очистка от меди не удается. Тогда прибегают к тонкой доочистке при помощи коллоидного раствора серы в щелочи.
