- •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
32.5 Принципы расчета печей для обжига в кипящем слое
Ниже приведены основные данные, используемые при расчёте печей КС для обжига цинковых концентратов. Следует заметить, что материал, находящийся в печи, в слое по составу соответствует огарку, а не концентрату.
Определение давления воздуха. Явление кипения происходит в условиях, когда давление воздуха под слоем огарка на подине несколько превышает давление слоя:
где ΔР – избыточное давление воздуха под слоем, ат;
Нс – высота спокойно лежащего или фильтрующего слоя, м;
н – насыпная масса огарка (1,8–2,2 т/м3);
Нк – высота кипящего слоя, м;
о – плотность огарка (4,7–4,9 т/м3);
г –плотность газа (0,35 кг/м3), этой величиной можно пренебречь;
ε – порозность слоя, доли единицы (0,7–0,75). Для спокойного слоя ε=0,5÷0,6; отсюда Нк=1,2÷1,5•Нс.
Приведенное уравнение является основным законом псевдоожижения. Кипение может начинаться при Нк=30÷50 мм. Однако устойчивая работа промышленной печи по условию достаточной тепловой и гидродинамической инерции надежна при Нк=0,8÷1,8 м. Можно рекомендовать Нк=1,4÷1,1 м, тогда количество шихты из огарка (75%) и концентрата (25%) для пуска печи на 1 м2 подины при высоте кипящего слоя 1,3 м и коэффициенте раздувания 1,5 (отношение Нк:Нс) составит (1,3/1,5)•1,8=0,87•1,8=1,6 т и Р=1600 кгс/мм2, или 0,16 ат (1600 мм вод. ст.), а при одном огарке и Нк=1,1 ΔР=0,72•2,0=1475 мм.
Потери напора в соплах подины колеблются в пределах 150–400 мм вод. ст. и зависят от конструкции сопла и его изношенности. При соплах с двойной решеткой следует принимать максимальную величину. Полное избыточное давление на воздуходувке при 20% потерь в воздухопроводе равно (1600+400)•1,2=2400 мм вод. ст., или 0,24 ат. Фактически при «загоревших» соплах избыточное давление возрастает до 0,3 ат при высоте слоя 1,2 м.
Определение расхода воздуха. Расход воздуха на 1 м2 подины определяется по практическим данным, исходя из скорости дутья 10–14 см/с. Отсюда расход дутья на 1 м2 подины равен 6,0–8,4 м3/мин, или около 360–504 м3/(м2 •ч). Возможна и значительно большая удельная подача воздуха [до 625–800 м3/(м2 •ч)]. Контрольные, теоретически обоснованные расчеты дутьевых режимов рекомендуется делать в три стадии:
1. Определение гранулометрического состава огарка кипящего слоя и вычисление эквивалентного диаметра производят по формуле
dэ=1/∑(a/d),
где а – доля материала по ситовому анализу;
d – средний размер частиц данной доли, мм.
С учетом укрупнения при обжиге величина dэ часто находится в интервале 0,15–0,25 мм.
Приводим пример использования этой формулы. Пусть имеется огарок следующего состава по крупности частиц:
Размер частиц |
|
|
|
|
|
|
|
мм |
–1,5+1,3 |
+0,54 |
+0,425 |
+0,29 |
+0,173 |
+0,1 |
–0,1 |
доли |
0,122 |
0,07 |
0,014 |
0,039 |
0,148 |
0,448 |
0,164 |
Вычисляем средние размеры частиц по классам, мм:
класс 1 (1,5+1,3)/2=1,4;
класс 2 (1,3+0,54)/2=0,92;
класс 3 (0,54+0,425)/2=0,49;
класс 4 (0,425+0,29)/2=0,36;
класс 5 (0,29+0,173)/2=0,23;
класс 6 (0,173+0,1)/2=0,14;
класс 7 (0,1+0,05)/2=0,08.
dэ=
мм.
2. Определение начальной и выбор рабочей скорости кипения (первой критической скорости) по формуле. О. Тодеса для горячего и холодного (пуск печи) воздуха:
vн=
,
где 0 – плотность огарка, равная в среднем 4800 кг/м3;
г – плотность воздуха (газа), г/см3;
– вязкость газа, кг•с/м2. Для dэ=0,2 мм и холодного воздуха находим (=1,88•10-6)
vн=(2•10-4)2•4800/(l400•l,88•10-6+1,62•
)=7
см/с.
С целью перехода от спокойного кипения к барботажному рабочую скорость принимают в пределах 2–3 vн, т.е. 12–20 см/с, что вполне соответствует практике заводов. В нашем примере v=13,3 см/с.*
* С учетом коэффициента использования печи в сутки 0,98.
Для горячего воздуха, заменив вязкость и г, аналогично получаем (=4,9•10-6):
vн=(2•10-4)2•4800/(l400•4,9•10-6+1,62•
)=3
см/с.
Фактически рабочая скорость при 930–9600С достигает 40–50 см/с, т.е. она в 13–16 раз превышает скорость спокойного кипения. Поэтому перемешивание частиц усиливается, а слой раздувается примерно в 2 раза (Нк=2•Нс).
3. Определение выноса огарка (количества пыли). Для этого необходимо предварительно определить скорость выноса частиц (второй критической скорости)
vу=
При подстановке уже известных величин в уравнение получаем vy=1,9 м/с, т.е. теоретически можно увеличивать подачу воздуха еще в 4–5 раз. Интервал устойчивости слоя, или отношение скоростей выноса частиц и начала кипения, в нашем случае достигает 1,9/0,03=63, а практическое число псевдоожижения только 16. После грануляции концентрата скорость подачи дутья удается увеличить в 3–4 раза, т.е. до 40–50 см/с холодного воздуха. Такой прием применяют на дистилляционных заводах. На гидрометаллургических заводах пока его не применяют.
Определение размера уносимых частиц по фактической скорости газов в печи без учета захвата мелочи слоем выполняют по этому же уравнению методом последовательных приближений. Находим, что dэ равно 0,1 мм. Подсчитанный таким путем вынос равен около 30%, т.е. расчет дает цифры, близкие к заводским данным, позволяет оценить количество пыли, что имеет большое значение для определения суммарного состава огарка, так как пыль содержит много сульфатной серы.
Этот расчет указывает на целесообразность расширения надслоевой части печи, особенно при интенсификации обжига. В действительности интенсификация вследствие повышения температуры до 11500С сопровождается укрупнением частиц до +0,2 мм на 100% (т.е. d повышается до 0,4–0,5 мм) в результате их спекания. После укрупнения частиц огарка вполне возможно увеличение скорости воздуха. Например, при удвоении скорости воздуха (до 20–24 см/с) производительность печи тоже удваивается и достигает 13–15 т/м2• сут. Расход воздуха в этом случае доводится до 800–900 м3/(м2• ч).
Определение расхода дутья и производительности печи. Расход дутья (теоретический) на 1 кг концентрата для полного окисления сульфидов до окислов равен 1,5–1,8 м3, в среднем 1,65 м3. Коэффициент следует принимать равным 1,1–1,3, в среднем 1,2.
Для ориентировочного расчета количества воздуха, теоретически необходимого для обжига 1 кг концентрата, авторы рекомендуют следующее уравнение:
Рв=(Zn%/4+Fe%/2,3+1,05%S)•0,033 м3.
Удельная производительность печи (А) составляет 1440•Рв.м/1650 т/(м2 •сут). Здесь Рв.м – расход воздуха (м3) на 1 м2 пода в минуту.
В среднем при =1,2 она составляет 1440•7,2/1000•1,65•1,2=5,25 т/(м2• сут) для сухого концентрата или 6 т/(м2• сут) для влажного. По удельной производительности печи и заданной в проекте общей производительности цеха находят необходимую площадь пода обжиговых печей. В нашем расчете при удельном расходе воздуха на сухой концентрат, равном 2019 м3/т, подаче воздуха 7,99 м3/(мин•м2) удельная производительность печи равна 7,99•24•60/2019=5,7 т/(м2 •сут) [6,13 т/(м2 •сут) влажного]. Отсюда площадь печи равна 180/5,7=31,6 м2. Рекомендуется устанавливать не менее двух печей. В последние годы наметилась тенденция строить печи большой производительности в пределах 300–600 т/сут.
По выбранной производительности печи и ее удельной производительности определяют площадь пода печи (см. §33.3). Как правило; в отечественной и зарубежной практике устанавливают круглые печи с двумя камерами для подачи концентрата по 2 м2 каждая.
Среднее время пребывания концентрата в печи определяется по уравнению
t=Hк•0 •(1–ε)•24/А.
В нашем примере [Нк=1,3 м; o=4800 кг/м2; ε=0,75; А=5,25 т/(м2• сут)] t=7,13 ч.
На основании результатов опытов, проведенных Гинцветметом, продолжительность обжига равна 1 ч; по кинетическим yравнениям она равна не более 40 мин. Согласно данным опытов Г.М. Штейнгарта, радиоактивные («меченые») частицы огарка находились в печи от долей секунды до 15 ч. Эти данные указывают на большие резервы процесса обжига в печах КС. Одним из весьма эффективных способов повышения производительности этих печей оказалось обогащение дутья кислородом до 30–35%. Производительность печи при этом достигает 8–11 т/(м2 •сут), т.е. возрастает в 1,5–1,7 раза, перевод цинка в растворимую форму увеличивается до 93%, содержание SO2 в газах доводится до 10–12%.
Определение высоты печи. Высота печи, по данным отечественной практики, выбирается в пределах 10–12 м. За рубежом имеются печи с меньшей и большей высотой. Высота печи должна быть достаточной для того, чтобы частицы, выносимые из слоя, успели полностью окислиться во время движения с газами на пути от верхнего уровня слоя до выхода из печи. Ориентировочно для этого требуется 14–15 с.
Нпечи=Нк+(14÷15)•υг=1,1+15•13,3•(930+273)/(273•100)=10 м,
где υr – вертикальная скорость горячих газов над слоем.
Хорошие результаты получаются, если кладку нижней части печи на высоте слоя выполнять в виде обратного усеченного конуса с уменьшением площади пода примерно на 20% относительно площади надслоевого сечения при угле наклона 800 (к поду). На новом заводе в Финляндии площадь сечения верха печей в два раза больше площади пода.
Охлаждение слоя. Обжиг в кипящем слое протекает с большим избытком тепла. Расчет его отвода приведен ниже (§32.6).
Параметры воздуходувки. Давление воздуха на воздуходувке было определено равным 2400 мм вод. ст.
Исходя из давления и расхода воздуха для проектируемой печи, выбираем воздуходувку Хабаровского завода типа Э325-11-3 со следующей характеристикой: производительность 325 м3/мин, давление 2500 мм вод. ст.
Размеры и число дутьевых сопел. Для подачи дутья разработано несколько типов сопел. Почти все отечественные заводы применяют сопла своей конструкции, отличные от устройств других заводов. Выбираем для проектируемой печи сопла грибовидной формы со съемной головкой на штыре.
Суммарную площадь сечения выходных отверстий дутьевых сопел, расположенных в подине печи КС, рассчитывают по законам истечения газов при низком давлении.
Скорость истечения воздуха из сопла находят по формуле
,
где
– коэффициент расхода; для цилиндрических
отверстий с острыми кромками
=0,8;
g=9,81 м/с2;
Р1 – давление воздуха в сопле, равное 1475 мм вод. ст.;
Р2 – при потере в напоре в подине 100 мм вод. ст. давление воздуха в нижней части печи кипящего слоя, равно 1375 мм вод. ст. при Нк = 1,1 м;
– плотность воздуха
1,29 кг м3.
м/с.
Количество сопел в печи можно рассчитать по формуле
n=1,2•
.
где
– расход воздуха на печь, м3/с,
равный 2019•180/(24•60•60•0,98)=4,29;
– площадь выходных
отверстий одного сопла, м2;
1,2 – коэффициент запаса.
В целях равномерного псевдоожижения материала на практике стремятся максимально увеличить число сопел на единицу поверхности пода печи (40–50 шт), учитывая возможность их размещения. Принимаем в расчете 44 сопла на 1 м2 пода печи. Общее количество сопел n=44•31,6=1390 шт.
Отсюда суммарная
площадь выходных отверстий одного сопла
равна 1,2•4,29/(31•1390)
1,19•10-4
м2.
При наличии в сопле четырех отверстий сечение каждого из них равно 0,298•10-4 м2.
Диаметр отверстий находим равным
мм.
Суммарная площадь
сечения отверстий всех сопел по отношению
к площади пода печи КС составляет
%.
Часто ее увеличивают до 0,8–1,0%.
