- •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
32.6 Расчет теплового баланса печи кс при обжиге цинковых концентратов
Дутье воздушное. Удельный расход воздуха на 1 т влажного концентрата 1876 м3.
Газов образуется на 1 т обжигаемого концентрата (199,06/107,53)•1000=1851 м3/т. Часовая производительность печи по влажному концентрату равна 180/(24•0,93)=8,065 т (по сухому 7,5 т).
Приход тепла
Физическое тепло концентрата определяем из выражения
Q1пр =C1•m1•t1,
где С1 – теплоемкость цинкового концентрата [0,18 ккал/(кг•0С)];
m1 – количество поступающего на обжиг влажного концентрата (8,065 т/ч);
t1 – температура концентрата (150С).
Q1пр =0,18•8065•15=21776 ккал/ч.
Физическое тепло воздуха определяем из выражения
Q2пр =C2•ω2•t2,
где С2 – теплоемкость воздуха [0,312 ккал/(м3•0С)];
ω2 – часовой расход воздуха (2019•7,5=15142,5 м3);
t2 – температура воздуха (150С).
Q2пр=0,312•15142,5•15=70867 ккал/ч.
Тепло экзотермических реакций обжига цинкового концентрата рассчитываем по металлам в сырье, используя данные таблиц 78, 79 и §32.2. Расчет предварительно ведем на 100 кг сухого концентрата. За счет окисления сульфида цинка по реакции
ZnS + 1,5О2 = ZnO + SO2 + 105630 ккал
получаем
105630•(43,94+3,81)/65,4=77123 ккал.
Здесь 43,94 и 3,81 – масса цинка, находящегося в концентрате в виде ZnS и окисляющегося до свободного и связанного в феррит ZnO.
За счет окисления сульфида цинка до сульфата по реакции
ZnS + 2О2 = ZnSO4 + 185380 ккал
получим 185380•2,82/65,4=7993 ккал. За счет окисления сульфида свинца до окиси по реакции
PbS + 1,5О2 = РbО + SO2 + 100820 ккал
получим 100820•0,75/207,2=365 ккал. За счет окисления сульфида свинца до сульфата по реакции
PbS + 2О2 = PbSO4 + 196960 ккал
получим 196960•0,75/207,2=713 ккал. На диссоциацию CuFeS2 дo Cu2S, FeS и S2 будет израсходовано 20000/32•0,7/2=219 ккал.
Здесь 20000 – количество тепла (ккал), затрачиваемое на 1 кмоль образующейся серы;
0,7/2 – масса образующейся серы, кг.
За счет окисления Cu2S по реакции
Cu2S + О2 = 2CuO + SO2 + 126160 ккал
получим 126160•(0,49+0,07)/(2•63,6)=555 ккал. За счет окисления Cu2S до сульфата по реакции
Cu2S + SO2 + 0,2 = 2CuSO4 + 299130
получим 299130•0,07/(2•63,6)=165 ккал. За счет окисления сульфида кадмия по реакции
CdS + 1½ O2 = CdO + SO2 + 26360 ккал
получим 26360•(0,26+0,07)/112,4=77 ккал. За счет окисления сульфида кадмия до сульфата по реакции
CdS + 2O2 = CdSO4 + 187700 ккал
получим 187700•0,04/112,4=67 ккал. На диссоциацию FeS2 до FeS и S2 (таблица 78) будет израсходовано 20000•1,33/(32•2)=416 ккал. Соответственно на диссоциацию Fe7S8 до FeS и S2 будет израсходовано 20000•3,71/(32•8)=290 ккал. При этом образовалось всего 1,13 кг серы.
Но за счет окисления FeS по реакции
2FeS + 3½O2 = Fe2O3 + 2SO2 + 292980 ккал
получим 229980•(6,5+0,12+0,07+0,25)/(55,8•2)=14302 ккал. За счет окисления FeS по реакции
FeS + 1½O2 = FeO + SO2 + 111740 ккал
получим 111740•0,49/55,8=985 ккал. За счет окисления серы по реакции
S + О2 = SO2 + 70960 ккал
получим 70960•1,13/32=2506 ккал. Количество Fe2O3 в ферритах Zn, Сu и Cd 160•(6,5+0,12+0,07)/(2•55,8)=9,57 кг.
Тепловой эффект образования указанных ферритов составляет 5800 ккал на 1 кмоль Fe2O3 по реакции MeO + Fe2O3 = MeO•Fe2O3.
Итого будет получено 5800•9,57/159,6=348 ккал.
На разложение карбоната кальция по реакции
СаСО3 = СаО + СО2 - 42498 ккал
расходуется 42498•1,0/56,1=758 ккал. Но во время образования сульфата кальция по реакции
СаО + SO2 + ½O2 = CaSО4 + 119570 ккал
получим 119570•1,0/56,1=2131 ккал. На разложение карбоната магния по реакции
MgCO3 = MgO + CO2 – 28108 ккал
расходуется 28108•0,5/40,3=349 ккал. Но за счет образов сульфата магния по реакции
MgO + SO2 + 1/2O2 = MgSO4 + 90710 ккал
получим 90710•0,5/40,3=1125 ккал.
Итого тепло горения 100 кг концентрата составляет
77123+7993+365+713–219+555+165+77+67–416–290+14302+985+2506+348–758+2131–349+1125=106423 ккал.
Теплота сгорания 1 кг сульфидного цинкового концентра равна 106423/100=1064 ккал. Приход тепла от горения концентрата составит 1064•7,5•1000=7980000 ккал/ч, а весь приход равен 21776+70867+7980000=8072643 ккал/час
Расход тепла
Тепло, уносимое обожженным концентратом, определяем по формуле
,
где С1` – теплоемкость обожженного цинкового концентрата (С1`=0,177 ккал/0С);
m1' – масса обожженного концентрата, разгружаемого через порог печи;
m2' – масса пыли (m1'+m2'=7,5•0,9006=6,7 т; по данным заводской практики, в пыль уносится 30–40% обожженного продукта и 60–70% последнего разгружается через порог печи; принимаем для расчета 35 и 65%, тогда m1'=6,7•0,65=4,35 т; m2'=6,7•0,35=2,35 т);
t1`и t2` –температуры разгружаемого через порог печи КС обожженного цинкового концентрата (9300С) и пыли (8700С), уносимой с обжиговыми газами.
Q1р=0,177•(4,35•930+2,35•870)•1000=1077930 ккал/ч.
Тепло, уносимое газами, определяем из выражения
Q2р=(СSO2•V SO2+СO2•V O2+СN2•V N2)•tгаз+Сn•Vn•(tгаз-100),
где CSO2, Со2, СN2, Сn – средняя теплоемкость газов в интервале 0–8700С по таблице 18.
Находим часовое количество отходящих газов, м3: VSО2=19,75•7,5•1000/100=1481;
VO2=8,37•7,5•1000/100=628;
V N2=160,06•7,5•1000/100=12005;
Vn = 10,88•7,5•1000/100=816. Всего получим 14930 м3.
Q2P=(0,528•1481+0,349•628+0,329•12005)•870+0,401•816•(870–100)=4559139 ккал/ч.
Тепло, расходуемое на нагрев и испарение воды:
а) тепло, расходуемое на нагрев воды с 15 до 1000С, равно 1•7,53•7,5•(1000/100)•(100–15)=48004 ккал/ч;
б) тепло, расходуемое на испарение воды, равно 539•7,53•7,5•(1000/100)=304400 ккал/ч. Всего 352560 ккал/ч;
в) тепло, расходуемое на нагрев влаги дутья 1,51•7,5•(1000/100)•(100–85)•0,36=3465 ккал/ч. Всего 355869 ккал/ч.
Тепло, теряемое печью КС во внешнюю среду, определяем из выражения q•F•τ,
где q – удельные потери тепла через стенки и свод печи, ккал/м2, которые определяем по рис. 1 следующим образом.
Стенка печи представляет собой железный кожух (σ=16 мм), футерованный шамотом σ=230 мм (часто 345–460 мм), с засыпкой из стекловаты σ=20 мм. Для расчета принимаем температуру внутренней поверхности стенки печи равной 900, а наружной 1300С.
Коэффициент теплопроводности λ составляет, ккал/(м•ч): для шамота 0,6 +0,00055tср=0,6+0,00055•(900+130)/2=0,883; для стекловаты 0,1; для железа 39. Тогда по уравнению для определения теплопроводности сложной стенки
∑
находим, что ∑
равна
По графику потерь тепла через стенку печи (рис. 1), исходя из величины ∑ и температуры внутренней поверхности печи, определяем температуру наружной поверхности стенки. Она составляет около 1200С, что близко к принятой и практическим данным, и q=0,5 ккал/(м2 •с). В расчете на час имеем 0,5•3600=1800 ккал/м2 •ч.
Поскольку F – суммарная поверхность стен и свода печи для проектируемой печи равна приблизительно 262 м2, то тепло, теряемое печью КС во внешнюю среду, составит
Q4р=1800•262•1=471600 ккал/ч.
Итого расход тепла составит 1077930+4559139+355869+471600=6464538 ккал/ч.
Приход тепла при обжиге цинковых концентратов в печи КС превышает его расход. Избыток тепла составляет 1608105 ккал/ч.
В целях обеспечения нормального протекания процесса обжига концентрата избыточное тепло кипящего слоя отводят. Для этой цели обычно используют различные теплообменные устройства, в том числе испарительные, иногда впрыскивают воду.
Тепловой баланс обжига сульфидного цинкового концентрате в печи кипящего слоя сводим в таблицу 80.
ТАБЛИЦА 80 Тепловой баланс обжига сульфидного цинкового концентрата в печи кипящего слоя
Приход тепла |
Расход тепла |
||||
Статьи баланса |
Ккал/час |
% |
Статьи баланса |
Ккал/час |
% |
Концентрат |
21776 |
0,27 |
Огарок и пыль |
1077930 |
13,35 |
Воздух |
70867 |
0,89 |
Газы |
4559139 |
56,48 |
Экзотермические реакции |
7980000 |
98,84 |
Нагрев и испарение влаги |
355869 |
4,41 |
|
|
|
Потери во внешнюю среду |
471600 |
5,84 |
|
|
|
Избыток |
1608105 |
19,92 |
Итого |
8072643 |
100,0 |
Итого |
8072643 |
100,0 |
Количество тепла, которое уносится обжиговыми газами и должно быть отнято из кипящего слоя, составляет около 70–75%. Его используют как источник вторичных энергоресурсов.
В качестве теплоотводящих устройств хорошо зарекомендовали себя трубчатые элементы (труба в трубе, диаметр 0,05 и 0,02 м соответственно). Число трубчатых холодильников составляет 12–18 шт. на печь. Их располагают в один - два ряда. Поверхность трубчатых холодильников в расчете на 1 м2 подины составляет 0,3–0,6 м2.
Эти простые способы, однако, не дают возможности использовать избыток тепла для получения пара. Выбираем схему утилизации тепла из кипящего слоя и тепла отходящих газов с отдельными циркуляционными контурами для теплообменников печи (змеевики) и для котла-утилизатора. Теплообменники печи работают на 60 %-ной паровой эмульсии с получением насыщенного пара давлением 40 ат и температурой смеси 2500С. Вода, питающая теплообменники и котел-утилизатор, проходит химическую чистку, деаэрацию и нагрев до 1000С. Узел питания нагретой водой котла-утилизатора и змеевиков, расположенных в кипящем слое, общий.
Суммарную поверхность трубчатых теплообменников, которые, необходимо установить для охлаждения кипящего слоя, определяют из следующего выражения:
,
где К – коэффициент теплопередачи стенок теплообменников [колеблется в пределах 220–260 ккал/(м2•ч•0С); принимаем К=240 ккал/(м2•ч)];
t`– средняя температура кипящего слоя (9300С);
t" –средняя температура пароводяной эмульсии (2500С);
τ – время пребывания концентрата, ч;
F=
м2.
Принимаем поверхность одной секции теплообменного устройства равной S=1,60 м2. Определяем количество таких секций:. n=F/S=9,8/1,60=6 шт.
Расход питающей воды m при энтальпии ее 100 ккал/кг, энтальпии пара 666 ккал/кг и энтальпии воды в пароводяной 60%-ной эмульсии 250 ккал/кг определяют из уравнения
Qизб=(0,6•m•666+0,4•m•250)–m•100.
Отсюда m=1608105/[(0,6•666+0,4•250)–100]=3218 кг/ч.'
