Обжиг цинковых концентратов

В диффузионной области правая часть уравнения (2.6) тождественна уравнению первого закона Фика:

, (2.8)

где D - коэффициент диффузии O₂; и - концентрации О₂ соответственно у поверхности сульфида и в газовой среде; S - толщина слоя, в котором диффузия самая медленная. Поскольку скорость процесса лимитируется подводом O₂ к сульфиду, то ?0. С учетом этого уравнения (2.8) принимает вид

. (2.9)

Если самой медленной стадией является диффузии О₂ в слое газовой среды, прилегающей к внешней поверхности сульфидного зерна, то процесс протекает во внешнедиффузионной области. Самой медленной стадией может быть диффузии О₂ через слой окалины на зерне, тогда процесс протекает во внутридиффузионной области.

Степень вторичного образования в процессе обжига имеет максимум при изменении температуры. Чем выше термическая стойкость сульфатов и выше концентрация оксидов серы в газовой фазе, тем больше температура максимума сульфатизации при обжиге и выше степень сульфатизации. Кинетически термическую стойкость сульфатов можно характеризовать температурой начального заметного разложения, которая зависит от ряда условий.

В зависимости от условий обжига цинковых концентратов и содержания в газовой фазе SO₂ и О₂ температура, соответствующая максимуму сульфатизации цинка, лежит в пределах 750-850 ⁰С.[1, c.136-143]

5. Выбор и обоснование технологии

Технико-экономические показатели обжига зависят от сырья, устройства печи и режима ее работы.

Перед обжигом, как правило, проводится подготовка шихты. На цинковых заводах обычно перерабатывают смесь концентратов , отличающихся по составу. При шихтовки концентраты смешивают в пропорциях , определенному составу шихты по цинку, сопутсвующим полезными и вредными компонентам.

Состав шихты должен удовлетворять условиям, обеспечивающим достижение целей обжига.

Шихту подают в печь КС в сухом виде или в виде пульпы. Шихта в виде пульпы предпочтительна когда цинковый завод находится рядом с обогатительной фабрикой ,снабжающей завод концентратом ,или когда в шихту идут сильно различающиеся концентраты (в состоянии пульпы шихта лучше и быстрее перемешивается ) .Однако загрузка пульпы в КС увлажняет отходящие газы, и это усложняет их переработку, усиливает коррозию оборудования и газоотводящих систем. Пульпу сложней равномерно распределить по кипящему слою.

Для быстрого распределения шихты по кипящему слою, для более неувлажненных отходящих газов, для облегчения их переработки, примем шихту с влажностью 8%.. Перед обжигом для более полного обжига и высокой степенью десульфуризации, проведем усреднение материала.

Шихту будем загружать через два загрузочных окна в стенках печи по всей поверхности кипящего слоя, чтобы достигнуть быстрого и равномерного распределения материала по кипящему слою. Загрузка будет проводиться непрерывно. С помощью скоростного ленточного забрасывателя. Забрасыватель устанавливаем выше уровня «кипящего слоя» на 2,0-2,5 м. При этом забрасыватель имеет производительность - 12,5-13,0 т/ч.

Обжиг порошкообразного сульфидного цинкового концентрата будем производить при скорости движения газовой фазы, несколько большей, чем критическая (10-12 м/с). Значительное увеличение скорости сверх критической величины обуславливает бурление слоя и выбросы пыли.

В связи с содержанием большого количества Fe в соединенииFe2O3 который взаимодействует с ZnO ,образует метаферрит цинка. При температуре 650⁰С реакция протекает весьма интенсивно, и поэтому проведение обжига при температуре 700-750 ⁰С. Исключает феритообразование.Он не растворяется в слабой серной кислоте и остается в остатке от выщелачивания обожженного концентрата,что приводит к прямым потерям цинка.

Ферриты цинка сравнительно легко разрушаются сернистым и серным ангидридами .Поэтому в условиях сульфатизирующего обжига условия борьбы с их образованием наиболее эффективны.

При высокой температуре >1000⁰С железо переокисляется доFe3O4 (Магнетит) который не участвует в ферритообразованиях. Малое содержание легкоплавких соединений (меди и свинца ) позволяют вести обжиг при температуре >1000⁰С

Ферриты цинка можно разрушить при по последующем восстановительном обжиге концентрата .

В процессе обжига цинковых концентратов могут образовываться следующие силикаты :

а) ортосиликат цинка ,образование которого резко стимулируется соединениями свинца ;

б) простые силикаты свинца ;

в) двойной силикат цинка и свинца;

г) сложные силикаты цинка с компонентами нерудных минералов ;

д) сложные силикаты свинца с теми же компонентами .Степень образования силикатов резко увеличивается с повышением температуры и уменьшением крупности реагирующих веществ и в меньшей степени -с увеличением продолжительности взаимодействия компонентов.

В присутсвии соединений свинца превалирующая роль принадлежит ортосиликату цинка ,растворение которого дает основную массу коллоидного кремнезема при выщелачивании огарков.

Таким образом ,кремнезем ,как и железо - крайне вредная примесь в цинковых концентратах ,следовательно в ее присутствии следует при возможно низкой температуре. Так как содержание SiO2 не высокое то процесс ведем при температуре 1100⁰С.

Концентрация ферритов и силикатов цинка должна быть минимальна , ZnOFe2O3 является не растворимым в разбавленных растворах ,что приводит к прямой потери цинка , аZnOSiO2 при взаимодействии с H2SO4 образует H2SiO3 вреднейший продукт который нарушает процесс отстаивания , сгущения и может привести к полной остановки процесса .

Примем Со₂ в дутье равным 30%, так как при рассмотрении эта концентрация обеспечивает самые высокие показатели удельной производительности 9т/м²сутки скорости, содержания цинка в огарке и меньшего пылевыноса,в следствии уменьшения объема дутья, что уменьшает вследствие затраты на проведение операции обжига, уменьшает затраты на энергию,.Увеличение концентрации кислорода более 30 % экономически не целесообразно.

Температура будет поддерживаться в пределе 1050⁰С. Так уменьшится вероятность спекания огарка, процесс окисления будет проходить более полно, не будет проходить оплавления частиц. Это также повысит степень использования сырья, уменьшит расходы, а, следовательно, повысит рентабельность производства.

Так как принята достаточно высокая температура и скорость дутья, обеспечивающие высокие показатели процесса обжига, то возможен повышенный пылевынос, который уносит и ценный компонент. Для избежания этого воспользуемся печью «КС»; высотой 16 метров. Это обеспечит долгое витание частиц в рабочей зоне, более полное окисление сульфидов, более качественное по содержанию SO₂ пыли, а также снижение пылевыноса до 30%.

Примем избыток дутья равным 20%, чтобы ликвидировать зоны с пониженным содержанием кислорода, которое вызывает повышение степени силикатообразования.

Повышение содержания дутья кислородом до 30%, указанное выше, позволяет снизить пылевынос до 25%, и повысить удельную производительность до 9т/м²сутки Увеличение высоты печи до 16 метров из-за установки на печи термосифонов и устройства для утилизации тепла, также позволит снизить пылевынос. Примем пылевынос равным 30%, удельную производительность равной 9т/м²сутки .

Примем C_S < 0,1-0,3%, Cso₂<1,5-2,5%, для компенсации потерь H2SO4 на выщелачивании , а ZnS практически не растворим и при добавлении H2SO4 образует H2S - ядовитое вещество вещество не имеющее запаха так как концентрат будет находиться в печи 12 ч., что позволит достигнуть высокой степени десульфуризации, а следовательно, полнее окислить сульфаты , а так же высокое содержание мелкой фракции (-0,15мм); и умеренное содержание ферритного и силикатного цинка.

Для утилизации отходящего тепла будем применять термосифоны, так как имеют большую производительность, сухие электрофильтры для очистки газов от пыли работающих при температуре 400-450⁰С.

Непосредственно около печи установим два циклона для улавливания грубой пыли и обратного возврата ее в печь для окисления сульфидов.

6. Расчет процесса обжига цинкового концентрата в печи кипящего слоя.

При обжиге протекают следующие реакции окисления сульфидов:

ZnS+1.5O₂=ZnO+SO₂ (4.1)

ZnS+2O₂=ZnSO₄ (4.2)

PbS+1.5O₂=PbO+SO₂ (4.3)

2CuFeS₂+6O₂=Cu₂O+Fe₂O₃+4SO₂ (4.4)

2CuS+2.5O₂=Cu₂O+2SO₂ (4.5)

2FeS₂+5.5O₂=Fe₂O₃+4SO₂ (4.6)

2FeS+3.5O₂=Fe₂O₃+2SO₂ (4.7)

CdS+1.5O₂=CdO+SO₂ (4.8)

Продуктами окислительного обжига являются отходящие газы, огарок и пыль. Пыль и огарок представлены оксидными соединениями металлов и их перерабатывают по единой технологии. Отходящие газы содержат сернистый и серный ангидрид, азот, кислород. После очистки их отправляют на производство серной кислоты. Процесс обжига сульфидного концентрата протекает в автогенном режиме при температуре 960-980?С. Автогенность процесса поддерживают регулированием расходов концентрата и воздушного дутья. Оптимальное соотношение концентрат воздух устанавливают в результате расчета теплового баланса процесса. Тепловой баланс позволяет также определить расход охлаждающей воды в теплообменниках кипящего слоя для поддержания заданной температуры.

Тепловой баланс предопределяет равенство прихода и расхода тепла в агрегат «КС». Приход тепла в обжиговую печь складывается из следующих составляющих: физическое тепло воздуха и концентрата, тепло экзотермических реакций окисления сульфидов металлов. Статьями расхода тепла являются тепло отходящих газов, пыли и огарка, тепло на нагрев и испарение охлаждающей воды.

Для расчета процесса потребуется рассчитать рациональный состав цинкового концентрата, расход воздуха для окисления сульфидов, количество и состав продуктов обжига, тепловой баланс процесса.

Исходные данные:

Химический состав цинкового концентрата, %: 52 ZnS; 1.4 Pb; 6.4 Fe; 1.0 Cu; 0.4 Cd; 1.3 SiO₂; 1.1 CaO; 0.7 Al₂O₃; S-по расчету, прочие - по разности до 100%.

Минералогический состав: цинк -в сфалерите ZnS; свинец- в галените PbS; медь- в халькопирите CuFeS₂ и ковеллине CuS в соотношение 1:1;остальное железо- в пиритеFeS₂ и троилите FeS в соотношение 3:1; кадмий- в сильфиде; пустая порода представлена кремнеземом, известняком, глиноземом.

Исходный цинковый концентрат поступает на обжиг с влажностью 6%

В агрегат подают воздух, обогащенный кислородом до 30%. Избыток воздуха составляет 10% (коэффициент избытка=1,1)

Сульфид цинка в количестве 2,7% от его общего содержания окисляется по (4,2)

Пылевынос при обжиге составляет 30%. По своему составу пыль мало отличается от огарка. В пыли и огарке цинк находится в соединениях: 95% в ZnO; 3% в ZnO*Fe₂O₃; 1.7%ZnSO₄; 0.3% в ZnS.

Расчет ведем на 100 кг. концентрата.

Таблица 4.1-Рациональный состав цинкового концентрата

Соединения.	Содержание компонентов, кг.
	Zn	Pb	Cu	Fe	Cd	S	CaO	SiO2	Al2O3	Проче	Всего
ZnS PbS CuFeS2 CuS FeS2 FeS CdS CaO SiO2 Al2O3 Прочие	52	1,4	0,5 0,5	0,44 3,97 1,99	0,4	25,44 0,22 0,5 0,25 4,55 1,14 0,11	1,1	1,3	0,7	3,49	77,44 1,62 1,44 0,75 8,52 3,13 0,51 1,1 1,3 0,7 3,49
Итого	52	1,4	1,0	6,4	0,4	32,21	1,1	1,3	0,7	3,49	100

Определим количество сфалерита в концентрате, кг:

65,4-97,4

52-х

х=52*97,4/65,34=77,44

серы в сфалерите

52*32/65,4=25,44

Определим количество галенита в концентрате, кг:

207,2 свинца содержится в 239,2 галенита

1,4-х

х=1,4*239,2/207,2=1,62

серы в галените

х=1,4*32/207,2=0,22

Определим количество халькопирита в концентрате, кг:

количество меди 1,0/2=0,5

63,54-183,4

0,5-х

х=0,5*183,4/63,6=1,44

железа в халькопирите

55,8*1,44/183,4=0,44

серы в халькопирите

64*1,44/183,4=0,5

Определим количество ковелина в концентрате, кг:

количество меди 1,0-0,5=0,5

0,5*95,54/63,6=0,75

серы в ковелине

0,5*32/63,6=0,25

Количество железа в пирите и троилите ставит ,кг:

6,4-0,44=5,96

количество железа в пирите

5,96*2/3=3,97

Определим количество пирита в концентрате, кг:

55,8-119,8

3,98-х

х=3,97*119,8/55,8=8,52

серы в пирите

8,54-3,97=4,55

железа в троилите

5,96-3,97=1,99

Количество троилита в концентрате, кг:

1,99*87,8/55,8=3,13

серы в троилите

3,13-1,99=1,14

Количество кадмия в концентрате, кг:

112,4-144,4

0,4-х

0,4*144,4/112,4=0,51

серы в сульфиде кадмия

0,4*32/112,4=0,11

Расчет количества отходящих газов и воздуха для обжига

Таблица 4.2-Количество и состав обжиговых газов

Компоненты	Количество
	кг.	нм3	% объемный
SO2 O2 N2 H2	63,06 4,85 124,18 6,0	22,1 3,4 99,3 67,2	11,51 1,77 51,72 35,0
Итого	198,1	192,0	100

При образовании сульфата цинка окислится сульфида цинка, кг.[10,c.53]

77,44*0,027=2,09

при этом потребуется кислорода, кг.

2,09*64/97,4=1,37

и будет получено сульфата цинка, кг.

2,09*161,4/97,4=3,46

Окислится сфалерита в количестве, кг.

77,44-2,09=75,35

для этого потребуется кислорода, кг.

75,35*48/97,4=37,13

при этом получится диоксида серы, кг.

75,35*64/97,4=49,51

Для окисления галенита потребуется кислорода, кг.

1,62*48/239,2=0,33

получится диоксида серы, кг.

1,62*64/239,2=0,43

Для окисления халькопирита потребуется кислорода, кг.

1,44*192/366,4=0,75

получится диоксида серы, кг.

1,44*256/366,4=1,01

Для окисления ковелина потребуется кислорода, кг.

0,75*80/190,8=0,31

получится диоксида серы, кг.

0,75*129/190,8=0,51

Для окисления пирита потребуется кислорода, кг.

8,52*176/239,6=6,26

получится диоксида серы, кг.

8,52*256/239,6=9,1

Для окисления троилита потребуется кислорода, кг.

3,13*112/175,6=2,0

получится диоксида серы, кг.

3,13*128/175,6=2,28

Для окисления оксида кадмия потребуется кислорода, кг.

0,51*48/144,4=0,2

получится диоксида серы, кг.

0,51*64/144,4=0,22

Всего потребуется кислорода для окисления сульфидов концентрата, кг.

1,37+37,13+0,33+0,75+0,31+6,28+2,0+0,2=48,37

В печь для обжига подается дутье, обогащенное кислородом до 30%, тогда масса обогащенного воздуха составит, кг

48,37*100/30=161,23

Избыток воздуха составляет 10%, тогда практическое количество воздуха составит, кг.

161,23*1,1=177,4

В этом количестве воздуха содержится, кг.

кислорода 177,4*0,3=53,22

азота 177,5*0,7=124,18

Получится при обжиге диоксида серы, кг.

49,51+0,43+1,01+0,51+9,1+2,28+0,22=63,06

Цинковый концентрат поступает на обжиг с влажностью 6%

в газовую фазу перейдет:

азота 124,18

кислорода 53,22-48,37=4,85

сернистого ангидрида 63,06

воды 6,0

Расчет количества пыли и огарка

Пылевынос при обжиге составит 30%. Все компоненты огарка переходят в пыль на 30%.

Содержание компонентов в пыли составит, кг.

Цинк 52*0,3=15,6

Свинец 1,4*0,3=0,42

Медь 1,0*0,3=0,3

Железо 6,4*0,3=1,92

Кадмий 0,4*0,3=0,12

оксида кальция 1,1*0.3=0,33

кремнезема 1,3*0,3=0,39

глинозема 0,7*0,3=0,21

прочих 3,49*0,3=1,05

Примем для расчета содержание цинка в пыли в следующих формах[10,c.61]

90% ZnO; 7% ZnO*Fe₂O₃; 2.7%ZnSO₄; 0.3%ZnS

Определяем количество цинка в оксиде цинка 15,6*0,9=14,04

количество оксида цинка составит 14,04*81,4/65,34=17,48

кислорода с оксиде цинка 14,04*16/65,34=3,44

Количество цинка, связанного в ферритную форму 15,6*0,07=1,1

количество феррита цинка составит 1,1*241/65,34=4,06

кислорода в феррите цинка 4,06*64/241=1,08

железа в феррите цинка 4,06*111,6/241=1,88

Определяем количество цинка в сульфате цинка 15,6*0,027=0,42

количество сульфата 0,42*161,4/65,34=1,04

кислорода в сульфате 0,42*64/65,34=0,41

серы сульфатной в сульфате цинка 0,42*32/65,34=0,21

Цинка содержится в пыли в сульфиде цинка 15,6*0,003=0,04

сульфида цинка в пыли 0,04*97,4/65,34=0,06

серы связанно в сульфиде цинка 0,06*32/97,4=0,02

Свинец в пыли содержится в виде оксида свинца.

определим количество оксида свинца 0,42*223,2/207,2=0,45

кислорода в оксиде свинца 0,42*16/207,2=0,03

Медь в пыли содержится в виде оксиде меди (1)

количество оксида меди 0,3*143/127=0,33

содержание кислорода 0,3*16/143=0,03

Количество железа в оксиде железа (3) в пыли содержится 1,92-1,88=0,04

сод-е в оксиде железа (3) в пыли 0,04*159,6/111,6=0,06

кислорода в оксиде железа (3) 0,06-0,04=0,02

Оксида кадмия в пыли присутствует 0,12*128,4/112,4=0,14

кислорода содержится 0,14*16/128,4=0,02

Таблица 4,3-Количество и состав пыли

Соединения	Zn	Pb	Cu	Fe	Cd	Sso4	Ss	O2	SiO2	CaO	Al2O3	проч.	Итого
ZnO ZnO .Fe2O3 ZnSO4 ZnS PbO Fe2O3 Cu2O CdO SiO2 Al2O3 CaО Прочие	14,04 1,1 0,42 0,04	0,42	0,3	1,88 0,04	0,12	0,21	0,02	3,44 1,08 0,41 0,03 0,02 0,03 0,02	0,39	0,33	0,21	1,05	17,48 4,06 1,04 0,06 0,45 0,06 0,33 0,14 0,39 0,21 0,33 1,05
Итого	15,6	0,42	0,3	1,92	0,12	0,21	0,02	5,03	0,39	0,33	0,21	1,05	25,6

В огарок перешло 70% компонентов концентрата

Zn 52*0.7=36,4

Pb 1.4*0,7=0,98

Cu 1.0*0.7=0.7

Fe 6.4*0.7=4,48

Cd 0.4*0.7=0,28

CaO 1.1*0.7=0,77

кремнезем 1,3*0,7=0,91

глинозем 0,7*0,7=0,49

прочих 3,49*0,7=2,4

Примем, что цинк в огарке находится в следующих соединениях[10,c.64]

90% ZnO; 7%ZnO*Fe₂O₃; 0.3ZnS; 2.7%ZnSO₄.

Цинк в оксиде цинка содержится, кг: 36,4*0,9=32,8

оксида цинка в огарке 32,8*81,4/65,34=40,8

кислорода в оксиде цинка 40,8*16/81,4=8

Цинк содержится в феррите цинкового огарка, кг: 36,4*0,07=2,55

феррита цинка в огарке 2,55*241/65,34=9,4

в феррите цинка железа 9,4*111,6/241=4,35

кислорода в феррите цинка 9,4*64/241=2,5

Цинка в сульфате цинкового огарка содержится, кг: 36,4*0,027=0,98

сульфата цинка 0,98*161,4/65,34=2,42

кислорода в сульфате цинка 2,42*64/161,4=0,96

серы в сульфате цинка 2,42*32/161,4=0,48

Цинк содержится в сульфиде огарка, кг: 36,4*0,003=0,11

сульфида цинка в огарке 0,11*97,4/65,34=0,16

серы в сульфиде цинка 0,16*0,11=0,05

Свинца содержится в оксиде свинца огарка 0,98кг,

оксида свинца 0,98*223,2/207,2=1,06

кислорода в оксиде свинца 1,06*16/223,2=0,08

Оксида меди находится в огарке 0,7*143/127=0,79

кислорода в оксиде меди 0,79-0,7=0,09

Железа находится в оксиде железа (3) огарка 4,48-4,35=0,13

оксида железа (3) в огарке 0,13*159,6/111,6=0,19

кислорода в оксиде железа 0,19-0,13=0,06

Оксида кадмия в огарке 0,28*128,4/112,4=0,32

кислорода в оксиде кадмия 0,32-0,28=0,04

Таблица 4,4-Количество и состав огарка

Соединения	Zn	Pb	Cu	Fe	Cd	Sso4	Ss	O2	SiO2	CaO	Al2O3	прочие	итого
ZnO ZnO .Fe2O3 ZnSO4 ZnS PbO Fe2O3 Cu2O CdO SiO2 CaO Ai2O3 Прочие	32,76 2,55 0,98 0,11	0,98	0,7	4,35 0,13	0,28	0,48	0,05	8,01 2,5 0,96 0,08 0,06 0,09 0,04	0,91	0,77	0,49	2,4	40,77 9,4 2,42 0,16 1,06 0,19 0,79 0,32 0,91 0,77 0,49 2,4
Итого	36,4	0,98	0,7	4,48	0,28	0,48	0,05	11,74	0,91	0,77	0,49	2,4	59,7

Таблица 4,5-Полный материальный баланс процесса обжига цинкового концентрата

Материалы	содержание компонентов, кг.
	Всего, кг.	Zn	Pb	Cu	Fe	Cd	O2	N2	S	Прочие
Поступило, кг.: Zn концентрат Влага к-та Воздух Итого: Получено, кг.: Огарок Пыль Газ Итого:	100 6 177,4 283,4 59,7 25,6 198,1 283,4	52,0 52,0 36,4 15,6 52,0	1,4 1,4 0,98 0,42 1,4	1,0 1,0 0,7 0,3 1,0	6,4 6,4 4,48 1,92 6,4	0,4 0,4 0,28 0,12 0,4	53,22 53,22 11,74 5,03 36,38 53,15	124,18 124,18 124,18 124,18	32,21 32,21 0,53 0,23 31,53 32,29	6,59 6 12,59 4,57 1,98 6,05 12,6

Примечание: неувязка баланса +0,0кг., или 0,00%

Расчет теплового баланса процесса обжига цинкового концентрата

Расчет ведется на 106 кг. влажного концентрата

Расчет прихода тепла.

Определяем физическое тепло концентрата

Q₁=c₁* m₁* t₁

где c₁ -теплоемкость концентрата=0,75 кДж/кг ^.град.?2?

m₁ -масса концентрата=106 кг.

t₁ -температура концентрата=15?С

Q₁=0,75*106*15=1192,5 кДж.

Определяем физическое тепло воздуха

Q₂=c₂*v₂*t₂

где c₂ -теплоемкость воздуха=1,3 кДж/нм ^.град.?2?

v₂ -объем воздуха =135,03 нм³

t₂ -температура воздуха=25?С

Q₂ =1,3*135,03*25=4388,5 кДж

Рассчитываем тепло экзотермических реакций

ZnS+1.5O₂=ZnO+SO₂+442589,7 кДж

75,34*442589,7/97,4=342348,1 кДж

ZnS+2O₂=ZnSO₄+775150 кДж

2,1*775150/97,4=16712,7 кДж

PbS+1.5O₂=PbO+SO₂+421053,1 кДж

1,62*421053,1/239,2=2851,6 кДж

2CuFeS₂+6O₂=Cu₂O+Fe₂O₃+4SO₂+2015809 кДж

1,44*2015809/366,4=7922,4 кДж

2FeS₂+5.5O₂=Fe₂O₃+4SO₂+1656308 кДж

8,52*1656308/239,6=58897,1 кДж

2FeS+3.5O₂=Fe₂O₃+2SO₂+725370 кДж

2,0*725370 /175,6=8261,6 кДж

2CuS+2.5O₂=Cu₂O+2SO₂+384642 кДж

0,75*384642/191,2=1508,8 кДж

CdS+1.5O₂=CdO+SO₂+413972 кДж

0,51*413972/144,4=1462,1 кДж

Приход тепла от экзотермических реакций составит, кДж:

Q₃=342348,1+16712,7+2851,6+7922,4+58897,1+8261,6+1508,8+1462,1=439964,4 кДж

Расчет расхода тепла

Определяем тепло, уносимое огарком и пылью:

Q₁=c₁*(m₁*t₁+m₂*t₂)

где c₁ -теплоемкость огарка и пыли=0,9799 кДж/кг. град ?2?

m_1,2 -масса огарка и пыли, кг.

t_1,2 -температура огарка и пыли, С.

Q₁=0,9799*(59,7*970+25,6*940)=57691,2 кДж

Тепло, уносимое газом (без паров воды)

Q₂=(Cso₂*Vso₂+Co₂*Vo₂+CN₂*VN₂)*tгаз

где Cso₂=2,23 кДж/нм град.

Vso₂=22,1 нм

Co₂=1,47 кДж/нм град.

Vo₂=3,4 нм

CN₂=1,39 кДж/нм град.

VN₂=99,3 нм

tгаз=940?С

Q₂=940*(2,23*22,1+1,47*3,4+1,39*99,3)=180755,7 кДж

Тепло на нагрев воды с 15 до 100?C

Q₃=с_в*т_в*(t₁-t₂)

Q₃=4,19*6*(100-15)=2137 кДж

Тепло, необходимое на испарение воды:

Q₄=?*m_в

?-скрытая теплота парообразования=2258,4 кДж

Q₄=2258,4*6=13550,4 кДж

Теплота, на нагрев пара до температуры газа:

Q₅=Cn*Vn*(t₂-100)

Cn=1,72 кДж/нм*гр.

Q₅=1,72*67,2*(940-100)=97090,6 кДж

Таблица 4,6 -тепловой баланс обжига цинкового концентрата

	Количество
	кДж	%
Приход тепла: физическое тепло кислорода физическое тепло воздуха Тепло экзотермических реакций Итого: Расход тепла: Тепло, уносимое огарком и пылью Тепло, уносимое газом Тепло, на нагрев воды Тепло, на испарение воды Тепло, на нагрев пара Тепло, необходимо отводить от процесса Итого:	1192,5 4388,5 439964,4 445545,4 57691,2 180755,7 2137 13550,4 97090,6 94320,5 445545,4	0,27 0,98 98,75 100 12,95 40,57 0,48 3,04 21,79 21,17 100

Расчет материальных потоков на заданную производительность

220 тыс. тонн/ 350 раб. дней = 630 т/сут.

Годовая произв. Суточная произв.

Таблица 4,7 -материальные потоки

Суточные	Годовые
Материалы	Потоки, тонн	материалы	Потоки, тонн
Zn концентрат	630	Zn концентрат	220000
Влага к-та	1,89	Влага к-та	13200
Воздух	1117,62	Воздух	390280
Итого	1785,42	Итого	623480
Огарок	376,11	Огарок	131340
Пыль	161,28	Пыль	56320
Газ	1248,03	Газ	435820
Итого	1785,42	Итого	623480

7. Выбор и расчет количества оборудования

Перед обжигом материал будет усредняться.

При обжиге цинковый концентрат из бункера (1) поступает на ленточный питатель (2), который осуществляет непрерывную, дозированную подачу концентрата в печь кипящего слоя (3). Подача концентрата будет осуществляться через загрузочные окна в стенках печи и по всей поверхности кипящего слоя, непрерывно.

Выходящий из печи огарок охлаждается и транспортируется конвейером (13) на классификацию и выщелачивание.

Вместо использования котла-утилизатора в схеме будем использовать термосифон.

Запыленные газы будут охлаждаться в термосифоне (4) и очищаться от пыли в двух последовательно соединенных циклонах (5) и электрофильтре (7). Для организации движения газов перед электрофильтром установим эксгаустер (6). После очистки газы направляются в сернокислотный цех.

Пыль, осевшая в термосифоне, винтовым конвейером (11) транспортируется на конвейер (13), где смешивается с огарком. Пыль из циклонов направляется в промежуточный бункер (12) с помощью винтового (9) и скребкового (10) конвейеров, а из бункера на выщелачивание. Пыль из электрофильтра поступает на винтовой конвейер (8) и далее - на выщелачивание.

Производительность отделения обжига 220000 тонн огарка в год. Удельная производительность печи 9 тонн в сутки с м².

Найдем суточную производительность отделения обжига:

П_сут.=220000/365=602,74 т/сут.

Найдем суммарную площадь печей:

S_?=П_сут/П_уд=602,74/9=66,97м²

Принимаем площадь печи равной S_печь=30 м², тогда потребуется печей:

N= S_?/S_печь+ (0,5-1 шт.)=66,97/30+(0,5-1 шт.)=2,2+0,7=3 шт.

Итого для отделения обжига с производительностью 220000 тонн огарка в год потребуется три печи, три термосифона, три циклона первой ступени, три циклона второй ступени, три электрофильтра и др.

Список литературы.

В.Я.Зайцев, Е.В.Маргулис «Металлургия свинца и цинка». Учебное пособие для вузов-М.: Металлургия, 1986, 263с.

Ю.Н.Матвеев, В.С.Стрижко «Технология металлургического производства». Учебник для вузов.- М.: Металлургия, 1986, 368с.

Н.Н.Севрюков, Б.А.Кузьмин, Е.В.Челищев «Общая металлургия» -М.: Металлургия, 1976, 568с.

С.С.Набойченко, А.П.Агеев, А.П.Дорошкевич и др. «Процессы и аппараты цветной металлургии». Учебник для вузов.- Екатеринбург: УГТУ, 1997, 648с.

А.П.Снурников «Гидрометаллургия Zn-ка» 1982г., 190с.

Н.П.Диев, И.П.Гофман «Металлургия свинца и цинка». Учебник для вузов.- Металлургия, 1961г., 390с.

Н. Добрев Комбинат цветных металлов: этапы развития «Цветные металлы». 2001г. № 12.

В.В. Гейхман, П.А.Козлов, О.И.Решетов и др. Обжиг цинковых концентратов с рассредоточенной подачей кислорода. «Цветные металлы». 2000г. № 5.

В.В.Гейхман, П.А.Козлов, В.А.Лукьянчиков Совершенствование очистки газов от обжига цинковых концентратов. «Цветные металлы». 2000г. № 5.

А.А.Колмаков, Л.Г.Садилова, О.В.Спектор «Расчеты технологических процессов в металлургии свинца и цинка»: учебное пособие/ КГАЦМиЗ.- Красноярск 1998, 120с.

В.С.Кокорин «Аппаратурно-технологические схемы при проектировании переделов производства тяжелых цветных металлов»: методические указания к курсовому и дипломному проектированию/ КГАЦМиЗ.- Красноярск 1983, 47с.