- •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
37.1 Расчет выщелачивания цинковых кеков
Требуется рассчитать выщелачивание цинкового кека, состав и суточное количество которого определены ранее (§32.2).
Принимаем, что в результате выщелачивания из цинковых кеков в раствор будет извлечено 92% Zn, 90% Сu, 90% Cd н 91% Fe. В переработку поступит цинковых кеков 175,02 т/сут. При этом количество металла, извлекаемого в раствор (А), и расход H2SO4 (Б) составят, т/сут:
А |
Б |
Zn – 175,02•0,1916•0,92=30,85 |
30,85•98/65,4=46,23 |
Сu – 175,02•0,0063•0,90=0,99 |
0,99•98/63,6=1,53 |
Cd – 175,02•0,0033•0,90=0,52 |
0,52•98/112,4=0,45 |
Fe2+ – 0,30•175,02•0,2229•0,91=10,65 |
10,65•98/55,8=18,70 |
Fe3+ – 0,70•175•0,2229•0,91=24,85 |
24,85•3•98/(2•55,8)=65,47 |
Количество сульфатной серы, связанной с указанными металлами, составляет 175,02•0,01•(2,2+0,03)=3,9 т.
Суммарный расход кислоты составляет, таким образом, 46,23+1,53+0,45+18,70+65,47–3,9/32•98=120,44 т/сут. Начальная концентрация H2SO4 в отработанном электролите равна 135 г/л, с учетом ввода в процесс технической серной кислоты принимаем 150 г/л. Конечную концентрацию принимаем равной 60 г/л H2SO4.
Необходимое количество отработанного электролита для выщелачивания кеков составит (120,44•1000)/(150–60) 1338 м3/сут. (без учета объема технической серной кислоты).
После выщелачивания в растворе будет содержаться, г/л: Zn 48,24+30,85•1000/1338=61,31; Сu 0,99•1000/1338=0,74; Cd 0,52•1000/1338=0,389; Fe2+ 10,65•1000/1338=7,96; Fe3+=24,85•1000/1338=18,57.
При выходе свинцового кека около 1/3 от исходного (этот выход получается и по расчету) количество его составит 175,02•0,33=58,34 т/сут. Соответственно выходу кека содержание свинца в нем составит 5,04•3=15,12%.
Расчет осаждения ярозита
Требуется выполнить расчет осаждения железа в виде ярозита из растворов (после окисления), состав которых рассчитан в предыдущем задании. Определить надо необходимое количество осадителя, выход ярозитного осадка, содержание в нем железа, количество H2SO4, которое необходимо нейтрализовать, и количество H2SO4, теряемой с ярозитом. Для осаждения применяем 25%-ный водный раствор NH4OH.
Осаждение ярозита протекает по реакции
2NH4OH + 3Fe2(SO4)3 + 10Н2О = 2[NH4Fe3(OH)6(SO4)2] + 5H2SO4.
Расход NH4(OH) на осаждение 10,65+24,85=35,5 т железа составит 2•35•35,5/(6•55,8)=7,42 т/сут.
Определяем количество ярозитного осадка. После осаждения ярозита в растворе остается железа 2–3 г/л. Принимаем степень осаждения железа 90%.
Тогда количество ярозитного осадка (его мольная масса 489,4) составит 2•489,4•0,9•35,5/(6•55,8)=93,41 т/сут.
Практический выход железистых кеков будет примерно на 20% выше за счет нерастворимого остатка от задаваемого в процесс нейтрализатора и неотмытых сульфатов и составит около 93,41•1,20112 т, или 64% от количества поступивших на выщелачивание цинковых кеков.
Содержание железа в железистом кеке составляет 35,5•0,9/112•100=28%.
Определяем количество кислоты, которое необходимо нейтрализовать в процессе образования ярозита: 5•98•0,9•35,5/(6•55,8)=46,76 т/сут.
Количество H2SO4, которое выводится из процесса вследствие образования ярозита, составляет 4•98•35,5•0,9/(6•55,8)=37,41 т/сут.
