- •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
32.2 Расчет рационального состава обожженного цинкового концентрата
При обжиге цинковых концентратов в кипящем слое обожженный продукт получают в виде огарка, выгружаемого из печи через порог, а также в виде пыли, которая выносится из печи с обжиговыми газами и затем улавливается.
В зависимости от условий осуществления обжига в кипящем слое из печи выносится до 50% конечного продукта. По сравнению с огарком в пыли обычно выше содержание серы. Так, если в огарке содержится сульфатной серы 1,0–1,3% и сульфидной серы 0,25–0,4%, то в пыли сульфатной серы 3–4% и сульфидной серы 0,5–1,0%. Пыль чаще всего направляют на дальнейшую переработку совместно с огарком. Поэтому производим расчет рационального состава огарка в смеси с пылью. Данные анализов производственных проб позволяют для расчета принять, что металлы содержатся в обожженных цинковых концентратах в виде следующих соединений: цинк – в виде ZnO, ZnSO4, ZnS и ZnO•Fe2O3; свинец – 50% PbO и 50% PbSO4; медь – 70% CuO и по 10% CuSO4, CuS и CuO•Fe2O3; кадмий – 60% CdO, 10% CdSO4 и по 15% CdS и CdO•Fe2O3; железо – 90% ферриты, 6,66% FeO и 3,33% Fe2O3; магний – в виде MgSO4; кальций – в виде CaSO4. В огарке содержится 0,3% Ss, 2,8% Sso4.
Определяем массу этих соединений. Находим количество Рb в PbO: 1,5•0,50=0,75 кг. Тогда количество РbО равно 223,2•0,75/207,2=0,81кг, в том числе 0,06 кг О2.
Количество PbSO4 равно 303,2•0,75/207,2=1,0 кг, в том числе 64•0,75/207,2=0,23 кг О2 и 32•0,75/207,2=0,12 кг S.
Данный расчет и все последующие сделаны по одному способу: по известной массе свинца (0,75 кг), разделяя ее на массу кг-атома, т.е. на 207,2, и находим атомную долю, участвующую в образовании соединения (PbSO4), затем, умножая ее на кг-мольные массы PbSO4 (303,2), S (32,0) и О2 (64), находим их массу.
Количество СuО равно 79,6•0,7•0,7/63,6=0,61 кг, в том числе 0,12 кг О2.
Здесь 0,7 масса меди в огарке, а сомножитель
0,7 – доля меди, участвующая в образовании СuО.
Количество CuSO4 равно 0,7•0,1•159,6/63,6=0,18 кг, в том числе 0,07 кг О2 и 0,04 кг S.
Количество CuS равно 0,7•0,1•95,6/63,6=0,11 кг, в том числе 0,04 кг S.
Количество CuO•Fe2O3равно 0,7•0,1•191,2/63,6=0,26 кг, в том числе 0,12 кг Fe и 0,07 кг О2.
Количество CdO равно (0,44•0,6/112,4)•128,4=0,3 кг, в том числе 0,04 кг О2.
Количество CdSO4 (мольная масса 208,4) равно (0,44•0,1/112,4)•208,4=0,07 кг, в том числе 0,01 кг S и 0,02 кг О2.
Количество CdS равно (0,44•0,15/112,4)•144,4=0,09 кг, в том числе 0,02 кг S.
Количество CdO•Fe2O3 равно (0,44•0,15/112,4)•288=0,18 кг, в том числе 0,07 кг Fe и 0,04 кг О2.
Количество MgSО4 (мольная масса 120,4) равно (0,5/40,3)•120,3=1,5 кг, в том числе 0,4 кг S и 0,6 кг О2.
Количество CaSО4 равно (1/56,1)•136,1=2,43 кг, в том числе 0,57 кг S и 0,86 кг О2.
Количество ZnO•Fe203 (мольная масса 241,0). Количество железа в ZnO•Fe2O3 7,43•0,90=(0,12+0,07)=6,5 кг,
где 0,12 и 0,07 – масса железа в CuО•Fe2O3 и CdO•Fe2O3 соответственно.
По найденной массе железа находим массу феррита: (6,5/111,6)•241=14,04кг, затем Zn: (6,5/111,6)•65,4=3,81 кг. Аналогично находим количество кислорода, которое, равно 6,5/111,6•65,4=3,73 кг.
Количество FeO. Количество Fe в FeO равно 7,43•0,666=0,49 кг. Масса FeO равна 71,8•0,49/55,8=0,63 кг, в том числе 0,14 кг О2. Масса Fe в Fe2O3 равна 7,43•0,333=0,25кг, тогда масса Fe2O3 равна 159,6•0,25/111,6=0,36 кг, в том числе 0,11 кг О2.
Труднее найти массы соединений цинка, поскольку они зависят от количества SS и Sso4 в огарке, выход которого пока не известен. Составляем уравнение в соответствии с заданием.
Количество ZnS: масса Ss в ZnS равна
m•0,3•0.01–(0,04+0,02)=(0,003•m–0,06) кг,
где m – масса огарка;
0,04 и 0,02 – масса Ss в CuS и CdS соответственно.
Отсюда масса ZnS составит 97,4•(0,003•m–0,06)/32; в том числе Zn 65,4•(0,003•m–0,06)/32.
Б. Количество ZnSO4: масса Sso4 в ZnS04 равна
m•2,8•0,01–(0,12+0,04+0,01+0,4+0,57)=(0,028•m–1,14) кг,
где 0,12;. 0,04; 0,01; 0,4 и 0,57 –количество Sso4 в PbSO4, CuSO4, CdSO4, MgSO4 и CaSO4 соответственно, кг.
Отсюда масса ZnSO4 равна 161,4•(0,028•m–1,14)/32, в том числе Zn 65,4•(0,028•m–1,14)/32; О2=64•(0,028•m–1,14)/32 (обратите внимание: масса ZnSО4 найдена ранее разъясненным способом, т.е. масса ZnSO4 в кг-молях (161,4) умножена на атомную долю серы, участвующую в его образовании).
B. Количество ZnO: массу Zn в ZnO определяем также:
51–[65,4•(0,003•m–0,06)/32+65,4•(0,028•m–1,14)/32+3,81]=47,19–65,4•(0,031•m–1,2)/32 кг.
Здесь 3,81 –масса Zn в феррите.
Теперь по массе цинка определяем массу ZnO.
Она равна 81,4/65,4•[47,19–65,4/32•(0,031•m–1,2)]. На основании полученных данных и состава концентрата составляем уравнение
m=0,81+1,10+0,61+0,18+0,11+0,26+0,30+0,07+0,09+0,18+1,5+2,43+14,04+0,63+0,36+
•(0,003•m–0,06)+
•(0,028•m–1,14)+
•(47,19–
)•(0,031•m–1,2)+3,0+1,1+1,0=27,37+0,00912•m–0,1824+0,14112•m–5,7456+1,24•[47,19–2,04•(0,031•m–1,2)].
Решая его, находим массу обожженного цинкового концентрата: m=90,06 кг или выход его равен 90,06%.
Далее определяем: количество ZnS 0,64 кг, в том числе 0,43 кг Zn и 0,21 кг S; количество ZnSO4 6,96 кг, в том числе 2,82 кг Zn, 1,38 кг S, 2,76 кг О2; количество ZnO 54,69 кг, в том числе 43,94 кг Zn и 10,75 кг О2.
Сульфатной серы в обожженном цинковом концентрате содержится 1,38+0,12+0,04+0,01+0,40+0,57=2,52 кг, а сульфидной серы 0,21+0,04+0,02=0,27 кг. Отсюда количество серы в газах равно 100•0,31–(2,52+0,27)=28,21 кг.
Степень десульфурации при обжиге составляет (28,21/31)•100=91,0%.
По данным расчета составляем таблмцу 79.
ТАБЛИЦА 79 Рациональный состав обожженного цинкового концентрата*
Соединения |
SSO4 |
Ss |
O2 |
Всего |
||||
кг |
% |
кг |
% |
кг |
% |
кг |
% |
|
ZnO |
– |
– |
– |
– |
10,75 |
11,94 |
54,69 |
60,73 |
ZnSO4 |
1,37 |
1,53 |
– |
– |
2,76 |
3,06 |
6,96 |
7,72 |
ZnS |
– |
– |
0,21 |
0,23 |
– |
– |
0,64 |
0,71 |
ZnO•Fe2O3 |
– |
– |
– |
– |
3,73 |
4,14 |
14,04 |
15,59 |
PbO |
– |
– |
– |
– |
0,06 |
0,07 |
0,81 |
0,90 |
PbSO4 |
0,12 |
0,13 |
– |
– |
0,23 |
0,26 |
1,10 |
1,22 |
CuO |
– |
– |
– |
– |
0,12 |
0,13 |
0,61 |
0,68 |
CuSO4 |
0,04 |
0,04 |
– |
– |
0,07 |
0,08 |
0,18 |
0,20 |
CuS |
– |
– |
0,04 |
0,04 |
– |
– |
0,11 |
0,12 |
CuO•Fe2O3 |
– |
– |
– |
– |
0,07 |
0,08 |
0,26 |
0,29 |
CdO |
– |
– |
– |
– |
0,04 |
0,04 |
0,30 |
0,33 |
CdSO4 |
0,01 |
0,01 |
– |
– |
0,02 |
0,02 |
0,07 |
0,08 |
CdS |
– |
– |
0,02 |
0,02 |
– |
– |
0,09 |
0,10 |
CdO•Fe2O3 |
– |
– |
– |
– |
0,04 |
0,04 |
0,18 |
0,20 |
FeO |
– |
– |
– |
– |
0,14 |
0,16 |
0,63 |
0,70 |
Fe2O3 |
– |
– |
– |
– |
0,11 |
0,12 |
0,36 |
0,40 |
MgSO4 |
0,40 |
0,45 |
– |
– |
0,60 |
0,67 |
1,50 |
1,67 |
CaSO4 |
0,57 |
0,64 |
– |
– |
0,86 |
0,95 |
2,43 |
2,70 |
SiO2 |
– |
– |
– |
– |
– |
– |
3,00 |
3,33 |
Al2O3 |
– |
– |
– |
– |
– |
– |
1,10 |
1,22 |
Прочие |
– |
– |
– |
– |
– |
– |
1,00 |
1,11 |
Итого |
2,52 |
2,8 |
0,27 |
0,30 |
19,60 |
21,76 |
90,06 |
100,00 |
* Химический состав дан в § 34.1.
Отношение растворимого цинка (Zn в виде ZnO и ZnSO4) в обожженном цинковом концентрате к общему цинку составляет (43,94+2,82)/51•100=91,7%.
Настоящий расчет составлен без учета потерь компонентов огарка. По данным практики потери составляют, %: Zn 0,7–1,1; Pb 1,1–1,3; Cd 1,3–1,6; Сu 0,7–1,1; S 2–3; в обожженном продукте остается 5,5–6,5% S от ее содержания в сырье.
