- •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
Расчет осаждения гетита
Требуется рассчитать осаждение гетита из растворов (после восстановления железа), состав которых дан ранее. Определить надо необходимое для нейтрализации гидролизной кислоты количество ZnO, выход железистого кека и содержание в нем железа. Осаждение железа в гетит можно описать суммарной реакцией
2FeSO4 + О2 + Н2О + 2ZnO = 2FeOOH + 2ZnSO4.
Расход ZnO для нейтрализации гидролизной кислоты равен 81,4•35,5/55,8=51,72 т/сут.
Количество осажденного гетита (его мольная масса 88,8) составляет 88,8•35,5/55,8=56,49 т/сут. Принимаем, что за счет нерастворимого остатка нейтрализатора и неотмытых сульфатов выход кека выше на 25% и, следовательно, составляет 56,49•1,25=70,61 т/сут. Содержание железа в кеке равно 35,5/70,61•100=50%.
37.4 РАСЧЕТ ВОССТАНОВЛЕНИЯ Fe3+ ДО Fe2+
Сульфидным цинковым концентратом
Необходимо рассчитать расход ZnS на восстановление Fe3+ до Fe2+ в растворах после выщелачивания цинковых кеков, состав которых определен ранее. Количество железа в растворах после выщелачивания кеков равно 35,5 т.
Количество трехвалентного железа, которое необходимо восстанавливать, 24,85 т/сут. Для упрощения расчета принимаем, что в восстановлении участвует только ZnS. Тогда, согласно реакции
Fe2(SO4)3 + ZnS = 2FeSO4 + ZnSO4 + S,
для восстановления 24,85 т Fe3+ требуется 97,3•24,85/111,6=21,67 т/сут ZnS.
Содержание ZnS в концентрате составляет 75,9% (см. таблицу 78). Количество сульфидного цинкового концентрата без избытка равно 21,67/0,759=28,55 т/сут.
При 30%-ном избытке сульфидной серы расход цинкового концентрата составит 28,55•1,30=37,12 т/сут. При выходе сульфидного остатка около 50% количество его составит 37,12•0,50=18,56 т/сут. Образующийся сульфидный остаток обычно содержит около 60% S и до 20% Zn.
Необходимое количество тепла (ккал/сут) для нагрева растворов определяется по формулам, приведенным в §4.2. Исходная температура электролита 350С. Нагрев производится до 950С. Подогрев обычно осуществляют при помощи змеевиков, погруженных в раствор. При этом будут происходить потери тепла (около 20%).
Список рекомендуемой литературы
1 Лоскутов Ф.М., Цейдлер А.А. Расчеты по металлургии тяжелых цветных металлов. М., Металлургиздат, 1963. 591 с. с ил.
2 Диомидовстй Д.А. Расчеты пиропроцессов и печей цветной металлургии. М., Металлургиздат, 1963. 459 с. с ил.
3 Диомидовский Д.А. Металлургические печи. М , «Металлургия», 1970. 701 с.
с ил.
4 Гудима Н.В., Щейн Я.П.- Краткий справочник по металлургии цветных металлов. М., «Металлургия», 1975. 541 с. с ил.
5 Севрюков Н.Н., Кузьмин Б.А., Челищев Е.В. Общая металлургия. М., «Металлургия», 1976. 567 с. с ил.
6 Гельперин Н.И., Айнштейн В.Г., Кваша В.Б. Основы техники псевдоожижения. М., «Химия», 1967. 664 с. с ил.
7 Основы металлургии. Т. VII. М,, «Металлургия», 1975. 1008 с. с ил.
ПРИЛОЖЕНИЕ
Выбор оптимальной плотности тока для электролитического рафинирования меди, методические указания
Во время выбора плотности тока для электролитического рафинирования меди следует учитывать большое число технологических факторов, их изменение с изменением плотности тока. Интервал возможных плотностей тока в настоящее время довольно широк: от 250 до 450 А/м2.
Плотность тока в 300–320 А/м2 может быть достигнута в благоприятных условиях (чистые аноды, опытный персонал, надежные средства контроля) в обычных условиях работы, т.е. на ящичных ваннах и стационарном постоянном токе. Более высокие Dк могут быть освоены с применением нестационарного (реверсивного) тока. Применение реверса, т.е. временное изменение направления тока на обратное, обеспечивает электрохимическое выравнивание концентраций меди и примесей у катода и анода, улучшает качество поверхности катодов, уменьшает скорость роста дендритов и число коротких замыканий и дает возможность работать при Dк=360 ÷ 380 А/м2.
Примерный режим реверсирования состоит из 15–20 сек периода подачи тока в основном рабочем направлении (осаждение меди) и короткого периода длительностью всего в 1 с подачи тока в обратном направлении.
Ниже приводятся основные данные о влиянии изменения Dк на технологические и некоторые экономические показатели электролиза, полученные в результате обработки отечественных и зарубежных материалов.
1. Расход сырья не зависит от плотности тока. Расход материалов, кроме добавок, тоже не зависит oт Dк. Количество затрачиваемой в цехе электролиза серной кислоты зависит в основном от чистоты анодов, например, от содержания в них никеля.
Расход добавок (желатина, клея и тиомочевины) зависит от DK следующим образом:
р=31+0,111•Dк;
здесь: р – расход желатина или тиомочевины, г/т;
DK – катодная плотность тока, А/м2.
Например, если DK=250 А/м2, то р=31+0,111•25=31+27,75=59 г/т. Следует подавать по 59 г желатина и тиомочевины на 1 т катодной меди.
2. Расход электроэнергии и пара сильно зависит от DK. Обычно всю затраченную на рафинирование электроэнергию распределяют на два вида: технологические и силовые затраты.
Расход технологической энергии растет с ростом DK. В виде уравнения зависимость выражается следующим образом:
Рт=45+1,2•Dк,
здесь Рт — расход технологической электроэнергии, кВт•ч/т;
DK – А/м2.
Расход силовой электроэнергии (Рс, кВт•ч/т), напротив, снижается с ростом DK (А/м2). Установлена следующая примерная зависимость:
РС=10+4000/DK.
Расход пара (Рп) с ростом DK снижается. Имеется следующая примерная зависимость расхода пара (т на 1 т Сu) от DK (А/м2)/Рп=110/DK.
3. Трудовые затраты дежурных по электролизу, циркуляции, крановщиков, насосчиков и катодчиков снижаются обратно пропорционально плотности тока. Но затраты труда шламовщиков и загрузчиков-выгрузчиков возрастают в прямой пропорции от DK (А/м2). В целом для цеха получена следующая зависимость:
т.з.=1+160/DK
здесь: т.з. – трудовые затраты, чел. •ч/т.
4. Цеховые затраты (ц.з.) и затраты на содержание оборудовання (с.о.) в одном из подробно изученных случаев зависели от DK следующим образом, руб/т:
ц.з.=1+300/DK,
с.о.=2,3+432/DK.
5. Потери серебра и золота существенно зависят от содержания их в анодах, расстояния между катодом и анодом и плотности тока. При высоком содержании в анодах золота и серебра расстояние катод – катод следует поддерживать на уровне 110 мм, при низких – около 95 мм.
В пределах изменения DK от 200 до 320 А/м2 в катодах теряется 9–12 г/т серебра и 0,2–0,3 г/т золота.
В виде уравнений предложены следующие зависимости, г/т:
Аu=0,07+0,00072•DK,
Ag=2,0+0,033•DK.
Обобщение отдельных связей на ЭВМ приводит к следующему уравнению для определения наиболее экономичной плотности тока:
Dэ
=Dф•
.
Здесь: Dэ – экономичная плотность тока;
Dф – фактическая плотность тока;
Т – зарплата с начислениями;
Ц – цеховые расходы;
С – содержание оборудования;
П – расход пара;
Э – расход электроэнергии технологической,
Аu и Ag – потери золота и серебра. При исходном (Аu1) и фактическом (Аu2) режимах,
Ен– нормативный коэффициент,
Кз – капитальные затраты,
Кн – затраты на формирование незавершенного производства,
Ку –затраты на усиление ошиновки и подстанции, необходимые в-связи с переходом на интенсивный режим.
Приведем пример расчета по этой формуле по материалам одного из отечественных предприятий. По отчету имеются следующие данные, руб/т:
Т=0,25; Ц=2,0; С=3,7; П=1,4; Э=4,40;
Аu2–Аu1=0,73–0,66; Ag2–Ag1=1–0,8; K3=36;
Кип=20; Ку=6; Ен=0,24; Dф=270.
Подставляем эти данные в общее уравнение:
Dэ=270•
.
Отсюда Dэ=270•1,60=432 А/м2.
В заключение отметим, что увеличение производительности цеха может быть достигнуто путем увеличения поверхности катодов за счет увеличения числа электродов в ванне (сближение одноименных электродов до 92–95 мм) или увеличения размеров катодов и анодов.
Последнее легче всего удается, если аноды содержат мало благородных металлов.
ПРИЛОЖЕНИЕ II
Основные данные по агломерации свинцовых концентратов
Показатели |
ЧСЗ (СССР) |
«Электроцинк» (СССР) |
«Порт-Пири» (Австралия) |
«Геркулениум» (США) |
«Бьюик» (США) |
«Эль-Пасо» ( США) |
Полезная площадь машины, м2 |
2,5х30 |
1,5х12 |
3х30 |
82,0 |
59,5 |
19,5 |
Число камер, шт |
16 |
6 |
9 |
13 |
12 |
- |
Содержание S в готовой шихте, % |
6,5-8 |
4,2-4,5 |
6,8 |
5,5-6,0 |
5,5-6,0 |
8-8,5 П; 4-5 О |
Количество оборота, % от массы шихты |
170 |
270 |
- |
100 |
80 |
- |
Влажность шихты, % |
5,5-6 |
- |
5-6 |
5-5,5 |
- |
6-8 |
Разрежение или давление воздуха, мм вод. ст. |
250 |
- |
- |
200-510 |
530 |
300 |
Высота слоя, мм |
300 |
200 |
260 |
350 |
280 |
127 П; 177 О |
Скорость ленты, м/мин |
1,25 |
0,8 |
1,1 |
0,8-1,1 |
0,8-0,9 |
1,8 П; 1,0 О |
Содержание в агломерате, %: |
|
|
|
|
|
|
SS |
2,2 |
2,0-2,5 |
1,5 |
1,2-1,6 |
1,1-1,4 |
1,1-1,4 |
Pb |
41-42 |
41-43 |
42-45 |
45-52 |
42-48 |
20-30 |
Удельная производительность, т/(м2•сут): |
|
|
|
|
|
|
по выжигу S |
1,3 |
- |
1,3-1,6 |
2,14 |
1,68 |
1,5 |
по готовому агломерату |
11,0
|
8,5
|
14-18
|
-
|
-
|
22,5 П; 26,2 О |
Содержание SO2 в богатых газах, т |
5,0-5,5 |
1,5-2,0 |
6-7 |
4,5-6,5 |
4,5-6,5 |
1,5-1,7 |
Примечание: 1 Заводы за исключением «Эль-Пасо» и «Электроцинк», используют машины с дутьем. На «Эль-Пасо» и «Электроцинке» - с прососом.
2 П – предварительный обжиг; О – окончательный обжиг.
ПРИЛОЖЕНИЕ III
Состав шлаков свинцовой шахтной плавки, %
Завод (страна) |
FeO |
SiO2 |
CaO |
ZnO |
S |
Pb |
«Электроцинк» (СССР) ЧСЗ (СССР) УКСЦК (СССР) «Порт-Пири» (Австралия) «Трейл» (Канада) «Геркулениум» (США) «Бьюик» (США) «Келлог» (США) «Эль-Пасо» (США) |
29-31 25-29 25-27 25,6 35,1 33,0 30,0 24-25 32-35 |
19-20 21-23 20-25 21,0 21,5 20,0 20,0 24-25 22,0 |
17-19 15-16 8-10 14,7 10,5 9,0 19,0 13-14 17-18 |
15-18 11-12 25-29 23,0 21,5 19,0 8,0 24-25 12-15 |
- 1,4-2,0 - 1,7 - 1,0 1,3 - - |
1-1,5 1-3 1-2 2,3 2,5 3,5 1,5-2,0 1-2 1,0 |
Примечание: кроме того, в шлаках содержится до, %: Al2O3 - 6; MgO – 5, Cu - 1.
ПРИЛОЖЕНИЕ IV
Состав чернового свинца шахтной плавки, %
Завод (страна) |
Pb |
Cu |
Sb |
As |
Sn |
Bi |
Ag, г/т |
S |
ЧСЗ (СССР) УКСЦК (СССР) «Электроцинк» (СССР) «Порт-Пири» (Австралия) «Трейл» (Канада) «Бункер Хилл» (США) «Ля Оройя» (Перу) «Сан-Гавино» (Италия) «Пшибрам» (ЧССР) |
92-94 90-92 95 - 98,3 - 95,5 97 90 |
2-2,5 3-3,5 1-1,5 1,0 - 2,1 0,6 0,5 0,9 |
0,3 1-2 1,0 0,5 1,00 1,80 2,90 0,3 5-6 |
0,8 1-1,5 0,5 0,20 0,30 0,50 0,52 0,80 0,60 |
- - - - - 0,01 0,04 - - |
0,2 ~0,1 ~0,2 0,003 0,06 0,02 - - - |
- - ~1000 1460 - ~5000 3000 800 6000 |
0,2 - 0,4 0,25 - - - - - |
ПРИЛОЖЕНИЕ V
Основные данные о шахтной свинцовой плавке
Показатели |
ЧСЗ* (СССР) |
«Электроцинк» (СССР) |
«Порт-Пири» (Австралия) |
«Трейл» (Канада) |
«Геркулениум» (США) |
«Бьюик» (США) |
«Бункер-Хилл» (США) |
«Эль-Пасо» (США) |
Тип печи ** |
А |
Б |
Б |
А |
Б |
Б |
А |
А |
Длина, м |
5,75 |
5,53 |
7,77 |
6,86 |
8,54 |
6,4 |
6,4 |
5,5 |
Ширина в области фурм, м: |
|
|
|
|
|
|
|
|
Низ |
1,6 |
1,3 |
1,52 |
1,66 |
1,52 |
1,52 |
1,83 |
1,68 |
Верх |
– |
2,6 |
2,99 |
– |
– |
– |
– |
– |
Площадь сечения в области фурм, м2 |
|
|
|
|
|
|
|
|
Верх |
9,2 |
13,0 |
23,3 |
11,5 |
– |
– |
11,7 |
9,25 |
Низ |
– |
7,0 |
11,7 |
– |
13,1 |
9,75 |
– |
– |
Число фурм, шт: |
|
|
|
|
|
|
|
|
Верхние |
– |
17 |
40 |
– |
– |
– |
– |
– |
Нижние |
28 |
33 |
30 |
76 |
44 |
28 |
57 |
32 |
Диаметр фурм, мм |
100 |
100 |
76 |
38 |
102 |
100 |
58 |
100 |
Высота насыпи, м |
4,5–5,0 |
5,5 |
6,4 |
– |
5,3 |
5,45 |
5,25 |
4,9 |
Давление воздуха, мм вод. ст. |
2400 |
1500-1800 |
1400-1600 |
2400 |
1760 |
1450-2100 |
1650-1850 |
1550–1750 |
Расход воздуха: |
|
|
|
|
|
|
|
|
м3/мин |
– |
230 |
– |
280 |
300 |
285-310 |
395 |
280 |
м3/(м2•мин) |
31,0 |
34,0 |
14,5-22,2*** |
23,3 |
21,4*** |
14,9*** |
31,7 |
28,2 |
Расход кокса, % от шихты |
15–17 |
12,5 |
11,0 |
10,0 |
10,2 |
9–10 |
8,8–10 |
9,0 |
Скорость сгорания кокса, т/(м2•сут) |
6,5 |
4,8 |
– |
5,9 |
5,95 |
2,9*** |
6,7 |
4,8 |
Содержание агломерата в шихте, % |
90 |
95 |
– |
85 |
100 |
100 |
100 |
100 |
Удельный проплав шихты, т/(м2•сут) |
41–50 |
47 |
60 |
– |
65,0 |
65,0 |
85,0 |
60,0 |
Температура отходящих газов, 0С |
500–700 |
150–200 |
– |
300-500 |
– |
– |
– |
– |
* - На воздушном дутье. Сейчас завод использует обогащенное кислородом и подогретое дутье.
** - Тип печи: А- с прямым кессоном; Б-переменного сечения. *** - В расчете на площадь печи верхнего ряда фурм.
