- •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
32.8 Расчет необходимого количества сырья и печей кс для получения в год 200 тыс. Т обожженного цинкового концентрата
Количество обжигаемого сухого цинкового концентрата с учетом потерь 0,8% составляет
200000/[0,9006•(1–0,008)]=223865 т/год, или в среднем 223865/365=613,33 т/сут.
Здесь 0,9006 – выход обожженного цинкового концентрата от исходного.
Количество печей КС при числе рабочих суток в году 330 составляет 223865/(330•180)=3,77; принимаем, что в работе должны находиться 4 печи КС. Для обеспечения бесперебойной работы устанавливаем 5 печей. На передовых предприятиях печи КС отрабатывают в году до 355 суток. Тогда число печей равно 223865/(355•180)=3,5. Устанавливаем 4 печи. Но тогда при очередной остановке печей в течение 40 дней в году ритмичная работа не будет обеспечена. В этом случае следует установить для работы две печи производительностью по 310 т/сут и одну резервную. Повышение производительности печей можно обеспечить, обогащая дутье кислородом или увеличивая площадь их пода.
§ 33. Обжиг сульфидного цинкового концентрата при дутье, обогащенном кислородом
Требуется выполнить технологические расчеты обжига сульфидного цинкового концентрата в кипящем слое, а также основных параметров печи КС на дутье, обогащенном кислородом до 30%. Состав цинкового концентрата и его влажность принимаем по данным предыдущего примера. Производительность печи КС по сухому концентрату 270 т/сут.
Обжиг сульфидного цинкового концентрата в кипящем слое на дутье, обогащенном кислородом, позволяет существенно интенсифицировать процесс, несколько повысить долю растворимого цинка в огарке и заметно увеличить содержание SO2 в отходящих газах. При этом в огарке несколько возрастает содержание сульфатной серы.
Дутье обогащают кислородом до 23–31%. В данном расчете отражены основные особенности процесса и поэтому определен только состав и количество дутья и обжиговых газов, а также параметры печи и тепловой баланс.
Состав огарка, полученного в результате обжига, считаем таким же, как при обжиге на воздушном дутье.
Минералогический состав цинкового концентрата и расчет рационального состава обожженного цинкового концентрата приведены в предыдущем параграфе в разделе 32.1 и 32.2.
33.1 Расчет расхода дутья
Расчет ведем на 100 кг сухого концентрата. Теоретическое количество кислорода составляет суммарно 47,81 кг, или 33,47 м3. Отсюда объем обогащенного дутья без избытка его и без учета влажности воздуха равен 33,47/0,30=111,57 м3. Количество азота в обогащенном дутье 111,57–33,47=78,10 м3.
Составляем уравнения:
общее количество дутья Х+Y=111,57 м3;
количество кислорода в нем 0.21•Х+0,95•Y=33,47 м3.
Решая уравнения, находим, что количество воздуха в дутье X=97,98 м3. В нем содержится кислорода 0,21•97,98=20,56 м3 и азота 0,79•97,98=77,42 м3.
Количество технологического кислорода в дутье равно 13,59 м3. (В каждых 100 м3 дутья содержится 87,81 м3 воздуха и 12,19 м3 технологического кислорода). В нем содержится чистого кислорода 0,95•13,59=12,91 м3 и азота 0,05•13,59=0,68 м3.
Количество влаги, вносимой воздухом, при влажности 6 г/м3 равно 97,98•6/1000=0,59 кг, или 0,59/18•22,4=0,73 м3.
Принимаем содержание кислорода в отходящих газах 5%. Это можно выразить, как и ранее, уравнением
0,3•P•100/[78,10+19,75+(9,37+0,73+0,0065•Р)+Р]=5%.
Здесь Р – количество избыточного дутья;
0,30•Р – количество избыточного кислорода в обжиговых газах;
78,10 – количество азота в обжиговых газах из теоретического количества воздуха и технического кислорода;
19,75–количество SO2 в обжиговых газах;
9,37+0,75+0,0065•Р – количество влаги из концентрата и воздуха.
Решая уравнение, находим, что Р=21,62 м3. Отсюда коэффициент избытка дутья =(111,57+21,62)/111,57=1,194; принимаем =1,2.
Теперь определяем количество и состав дутья. Количество кислорода в oбогащенном дутье 33,47•1,2=40,16 м3, или 40,16•32/22,4=57,37 кг. Количество азота в дутье 78,1•1,2=93,72 м3, или 93,72•28/22,4=117,15 кг. Практический расход дутья 40,16+93,72=133,88 м3, или 57,37+117,15=174,52 кг на 100 кг сухого концентрата, что соответствует расходу 1339 м3 на 1 т.
Количество воздуха в дутье 97,98•1,2=117,57 м3, или 151,37 кг, в нем кислорода 20,56•1,2=24,67 м3, или 35,24 кг, азота 77,42•1,2=92,9 м3, или 116,13 кг.
Количество технологического кислорода в дутье 13,59•1,2=16,31 м3, или 23,15 кг, в нем кислорода 12,91•1,2=15,49 м3, или 22,13 кг, азота 0,68•1,2=0,82 м3, или 1,02 кг.
Количество влаги, вносимой воздухом, 117,58•6/1000=0,71 кг, или 0,95 м3.
