- •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
31.9 Расчет качественного рафинирования
Качественное рафинирование проводится для очистки свинца от кальция, магния и сурьмы, оставшихся после обезвисмучивания, а также от цинка, если последний присутствует в свинце.
Принимаем, что на качественное рафинирование поступает свинца вместе с катодным осадком от электролиза свинцововисмутистого сплава 296,08–7,09+6,99=295,98 т/сут. Исходный свинец содержит 0,1% Mg; 0,05% Са, 0,003% Sb, 99,84% Рb.
Количество неочищенного исходного металла 295,98/0,9984=296,5 т/сут.
Качественное рафинирование проводят окислительным методом, применяя NaOH и NaNO3. Продолжительность операции 2–4 ч. Расход NaOH составляет 2–3 кг на 1 т свинца, принимаем 2,5 кг/т, что составит в сутки 298,5•2,5•0,001=0,741 т. Расход NaNO3 равен 0,5 кг на 1 т свинца, или 296,5•0,5•0,001=0,148 т/сут.
Выход окислов составляет 3–4% от массы свинцовой ванны, принимаем 3,3%, что составляет (296,5+0,741+0,148)•0,033=9,81 т/сут.
Содержание свинца в окислах 40–70%, принимаем 60%, что составляет 9,81•0,60=5,8 т.
Окислы направляют на агломерацию и перерабатывают совместно с основным сырьем. Рафинированный свинец, разливают в чушки массой 30–40 кг или блоки массой 1 т. После выполнения технологических расчетов их корректируют с учетом возврата образующихся оборотных свинецсодержащих материалов. Материальный баланс по переделам и в целом по производству составляют с учетом переработки всех оборотов и потерь.
Механические потери свинца составляют: при агломерации 0,5–1,0%, при шахтной плавке до 1%, при рафинировании 0,3–0,4%.
31.10 Расчет оборудования для рафинирования свинца
Предварительное непрерывное обезмеживание. На обезмеживание поступает в сутки 321,2 т чернового свинца. Удельная производительность отражательной печи для непрерывного предварительного обезмеживания 15–17 т/(м2• сут); принимаем для расчета 17 т/(м2• сут). Необходимая площадь печи при коэффициенте использования оборудования 0,9 равна 321,2/(17•0,9)=21 м2.
При ширине печи 3 м, длина печи будет 21/3=7 м.
Доводка штейна. Поступает штейна на доводку 14 т/сут. Удельная производительность отражательной печи для доводки штейна 2,4 т/(м2•сут). Коэффициент использования оборудования 0,9.
Необходимая площадь печи 14/(2,4•0,9)=6,5 м2.
Котлы для промежуточного и тонкого обезмеживания. Для промежуточного обезмеживания принимаем один стандартный котел на 310 т свинца. Расчет остальных котлов для рафинирования приведен ниже.
Количество необходимых котлов для рафинирования чернового свинца. По заводским данным, продолжительность всех операций рафинирования в котлах, исключая обесцинкование свинца, составляет 56–58 ч, принимаем для расчета 57 ч. Количество чернового свинца, поступающего на рафинирование, составляет: после предварительного обезмеживания 330,23 т/сут и после доводки медного штейна (возврат) 1,99 т/сут, всего, следовательно, 330,23+1,99=332,22 т/сут. Коэффициент использования оборудования по объему и по времени 0,8. Выбираем рафинировочные котлы емкостью по черновому свинцу 310 т.
Необходимое количество котлов составляет 332,22•57/(310•0,8•0,8•24)4. Кроме того, исходя из данных практики, два котла требуются для обесцинкования, всего, следовательно, нужно 6 котлов.
Переработка серебристой пены. Необходимую площадь электротермической печи рассчитывают исходя из массы пены 9,2 т/сут и ее проплава 2,3 т/(м2• сут). Необходимая площадь печи равна 9,2/(2,3•0,9)=4,44 м2.
Устанавливается круглая трехфазная печь мощностью 500 кВА, S=6 м2, диаметр электрода 300 мм (проект Гипроцветмета). Мощность трансформатора 800 кВА. Напряжение на низкой стороне составляет 120, 110, 100 и 80 В.
Конденсатор представляет собой прямоугольную (осадительную) камеру с выносным желобом, в котором циркулирует цинк. Емкость ванны осадительной камеры по цинку 11 т.
Переработка свинцововисмутистого сплава. Необходимое число электролизных ванн (принимаем глубиной 1070, шириной 840 и длиной 1340 мм):
шт.
Здесь 2387,31 – количество свинца в свинцововисмутистом сплаве, т/год;
0,94 – поверхность анода, м2;
9 – число анодов;
170 — плотность тока, А/м2 (на практике колеблется от 160 до 220 А/м2);
3,865 – электрохимический эквивалент свинца, г/А•ч;
0,93–выход по току;
0,9 – машинное время.
Принимаем к установке 60 ванн. Сила тока в цепи 0,94•170•9=1438 А; напряжение на ванне в начале процесса 0,4–0,5 В, в конце 0,6–0,8 В. Для питания ванн током устанавливают два полупроводниковых выпрямителя ВАК-1600–48У4 (один из них резервный) с выпрямленным током 1600 А и выпрямленным напряжением 48 В; питание от трехфазной сети.
Переработка щелочных плавов. Определение объема головной мешалки. Пульпа из аппарата щелочного рафинирования по грануляционному желобу поступает в головную мешалку.
Объем пульпы 65,161/1,4=46,54 м3.
Здесь 65,161 –количество пульпы после грануляции, т;
1,4 – плотность пульпы.
Необходимый объем головных мешалок для выщелачивания щелочных плавов при коэффициенте заполнения 0,9 и коэффициенте использования оборудования во времени 0,9 составляет 46,54/(0,9•0,9)=57,5 м3. Принимаем две головные мешалки емкостью по 30 м3 каждая.
Выбор холодильников пульпы. Из головной мешалки пульпа (46,54 м3) направляется в холодильники, представляющие собой цилиндрические резервуары с водяной рубашкой, оборудованные рамными мешалками. Продолжительность охлаждения 20–24 ч. С учетом времени на заполнение и освобождение холодильников при емкости каждого из них 30 м3 необходимо иметь три аппарата.
Фильтрация кеков. Для фильтрации коллективного кека принимаем фильтр-прессы с площадью фильтрации 50 м2 и объемом межрамного пространства 1150 л. Длительность одного полного цикла фильтрации с разгрузкой и сборкой фильтр-пресса принимаем по практическим данным равной 4,5 ч. Количество коллективного кека 22,25 т/сут. Объем коллективного кека 22,25/1,7=13,09 м3/сут.
Здесь 1,7 – плотность осадка.
Число полных циклов фильтрации в сутки 13,09•1000/1150=11,38. Продолжительность работы фильтр-прессов составляет 22 ч в сутки. Необходимое число фильтр-прессов равно 4,5•11,38/22=2,33, принимаем три фильтр-пресса.
Необходимое количество остальной баковой и фильтровальной аппаратуры рассчитывают аналогично. При этом в целях лучшего использования фильтр-прессов практикуют поочередную фильтрацию различных пульп на одном и том же фильтре.
