Большая коллекция рефератов

No Image
No Image

Счетчики

Реклама

No Image

Обжиг цинковых концентратов

Обжиг цинковых концентратов

Министерство Образования РФ

 

КРАСНОЯРСКАЯ ГОСУДАРСТВЕННАЯ АКАДЕМИЯ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ и ЗОЛОТА

 

 

 

Кафедра: Металлургии Тяжелых Цветных Металлов

Группа: МЦ-01-1

Дисциплина: Металлургия свинца и цинка.






КУРСОВАЯ РАБОТА

на тему:

« Обжиг цинковых концентратов ».

Руководитель проекта: Колмаков А.А.

Разработал студент: Путинцева М.Ю.





КРАСНОЯРСК 2004 г.

1.Введение

2. Технологическая схема получения цинка

2.1 Обжиг цинковых концентратов в печах КС

2.1.1 Влияние условий обжига на технологические показатели процесса

2.1.2 Факторы, влияющие на качество Zn-огарка

2.2 Оборудование для обжига Zn-ых  концентратов

3. Пути совершенствования процесса обжига в КС

3.1 Обжиг на дутье, обогащенном кислородом.

3.2 Обжиг с рассредоточенной подачей кислорода

3.3 Системы загрузки шихты, пылеулавливания, газоочистки и отвода тепла.

4. Теоретические основы процесса обжига

4.1 Химизм процесса обжига цинковых концентратов

4.2 Термодинамика процессов

4.3 Кинетика процессов обжига

5. Выбор и обоснование технологии

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

7. Выбор и расчет количества оборудования

8. Список литературы.

Введение:


Источником получения цинка является рудное сырье, которое обычно находится в сульфидном состоянии, а цинк представлен преимущественно сфалеритом (ZnS). Руды всегда комплексные, содержат кроме цинка свинец, медь, железо, серебро и др. В последнее время используется вторичное сырье в странах с высоким потреблением.

Примерно 50% мирового производства цинка расходуется на покрытие железных изделий с целью защиты их от ржавления.

Более 30% всего производства в мире цинка употребляется на производство сплавов. Сплав цинка с медью и оловом называется бронзой. Различные сорта бронз широко применяют в машиностроении. Сплавы цинка с медью и никелем называют мельхиором и нейзильбером. Благодаря способности давать сплавы с серебром и золотом, цинк используется в металлургии для извлечения благородных металлов.[6, c.187]

Цинковая пыль применяется для осаждения золота и серебра из растворов при их получении гидрометаллургическим путем, для очистки растворов от меди и кадмия перед электролизом растворов цинка.

Оксид цинка широко используют при производстве резины и ее обработке. Он улучшает качество резиновых шин и ряда других резиновых изделий. Широко используют чистый цинковый купорос при производстве корда-осных шин.

Соединения цинка, в частности его антимонид, используют в качестве интерметаллических полупроводников в приборах для превращения электрической энергии в тепловую. Антимонид цинка применяют также для точечного охлаждения детекторных приборов при изучении космоса.

В промышленности окисленный ZnS перерабатывают, получая ZnO гидрометаллургическим способом, состоящим в том, что водный раствор ZnSO4* aq, полученный кислотным растворением ZnO, подвергают электролизу при температуре электролита не более 40C. [1, c.128, 216]

При гидрометаллургическом способе получения цинка обжиг ведут с получением огарка порошка при температуре 800-1000С. Высокая дисперсность огарка способствует быстрому и полному выщелачиванию его в растворе серной кислоты.

Обжиг - гетерогенный процесс термической обработки цинкового сырья. Этот процесс был и остается основным способом окисления сульфидного сырья. Однако обширные исследования показали возможность окисления концентратов растворенным кислородом в подкисленных водных пульпах при T>100C и Робщ>105 Па (автоклавные условия). Применительно к гидрометаллургической технологии это имеет свои достоинства: совмещение окисления и выщелачивания сырья, получение серы в элементарном виде и др. Но у этого способа есть существенные недостатки, сдерживающие его распространение. Таким образом, обжиг наиболее распространенный и используемый процесс. 1

В задачи данного курсового проекта входит рассмотрение процесса обжига цинковых концентратов, обеспечивающего высокие технико-экономические показатели, расчет необходимых показателей, выбор схемы обжига и выбор основного оборудования для выполнения производственной программы, а также расчет материального и теплового балансов.

Главная задача обжига - быстрей, полней и с наименьшими затратами превратить сульфидный цинк в оксидный, из которого цинк рациональней восстанавливать. При этом огарок надо получить в таком состоянии, чтобы он был наиболее благоприятен для осуществления последующих стадий технологий и в конечном счете обеспечил высокие технико-экономические показатели производства в целом.[1, c.134]


2. Технологическая схема получения цинка


Гидрометаллургический способ переработки обожженных цинковых концентратов заключается в растворении окиси цинка водным раствором серной кислоты и в последующем осаждении цинка электролизом. Поэтому гидрометаллургический способ называют иногда электролитическим. При производстве цинка электролизом цинковый концентрат предварительно подвергают окислительному обжигу. Полученный огарок выщелачивают отработанным электролитом, содержащим серную кислоту. Получаемый раствор сернокислого цинка очищают от вредных примесей и направляют на электролиз. При этом цинк осаждается на катоде, а в растворе регенерируется серная кислота, возвращаемая вновь на выщелачивание. [6, c.190]

Если обжиг цинкового концентрата предшествует выщелачиванию, то целью его является возможно более полный перевод сернистого цинка в оксид цинка, растворимую в разбавленных растворах серной кислоты.

Выщелачивание огарка осуществляется отработанным электролитом, содержащим серную кислоту и получаемым при электролизе раствора цинка. В процессе передела неизбежны потери серной кислоты (как механические, происходящие вследствие потери раствора, так и химические, вызванные тем, что серная кислота непроизводительно затрачивается на растворение примесей). Эти потери пополняют тем, что получают в огарке некоторое количество сульфата цинка, легко растворяющегося в воде. Для этой цели достаточно бывает иметь в обожженном концентрате около 2-4% сульфатной серы. [6, c.241]

Этим способом получают около 70% всего мирового производства цинка. Объясняется это тем, что электролитическим способом при хорошей механизации трудоемких процессов и высоком проценте извлечения получают цинк более чистый, чем дистилляционным. Кроме того, облегчается возможность комплексного использования ценных составляющих концентрата.

Сырьем является цинковый концентрат. В качестве исходного материала используют не только минеральное и вторичное, но также и цинкосодержащие продукты других производств: шлаки и пыли металлургических производств свинца, меди, олова, чугуна. Эти продукты гораздо бедней по цинку, чем цинковые концентраты и все же их включают в цинковое сырье. Цинковистые шлаки до недавнего времени считались отвальными продуктами, хотя в них содержится значительное количество цинка, особенно в свинцовых шлаках (10-17% цинка).

Технологическая схема получения цинка включает в себя следующие стадии:

Обжиг, который проводят для получения огарка для последующего выщелачивания. Кроме огарка получают также и газ, который отправляют на переработку для получения серной кислоты, которая в свою очередь участвует в процессе выщелачивания. Полученный огарок-порошок отправляют на выщелачивание. Он должен удовлетворять следующим требованиям:

1.     Иметь достаточно низкое содержание сульфидной серы (<0.1-0.3%).

2.     умеренное содержание растворимых сульфатов (<=2-4%).

3.     высокое содержание мелкой фракции (-0,15мм).

4.     умеренное содержание ферритного и силикатного цинка.

Эти требования вытекают из технологических задач гидрометаллургической переработки огарка. Чтобы достичь указанных целей, необходимо подобрать подходящий состав исходной шихты, температуру и состав газовой фазы для обжига Большое значение имеет аппаратурное оформление.

Высокая дисперсность огарка способствует быстрому и полному выщелачивании его в растворе серной кислоты. Целью процесса является- максимально возможное растворение цинка из исходного материала и отделение его от сопутствующих компонентов. Это избирательное растворенное и всегда дает нерастворимый осадок (кек). Применяют различные по температурным и концентрационным условиям типы выщелачивания: нейтральное, кислое, горячее кислое, горячее высококислое, автоклавное.1 Продуктами являются цинковый раствор и цинковый кек, содержащий трудно растворимые формы цинка, свинца, железа кремнезема, и породообразующих компонентов. [1, c.157]

Из очищенного раствора ZnSO4 металлический цинк получают путем электролиза. Этот передел- по существу является завершающий технологию, так как после переплавки электролитически восстановленного цинка получают товарный металл. Электролиз наиболее дорогой передел в производстве цинка (51-56% общих затрат на технологические процессы). Поэтому восстановление окисленного цинка из раствора ZnSO4 c получением качественного металла при возможно низких затратах - основная цель электролиза.

Основными показателями процесса являются удельный расход электроэнергии, кВт/ч катодного цинка; выход цинка по току, т.е. к.п.д. использования тока, %; качество катодного цинка.2[1, c.250]

Полученный металл проверяют на качество, маркируют и отправляют на реализацию или на другие цели.


2.1 Обжиг цинковых концентратов в печах КС


Первой стадией технологической схемы получения Zn является обжиг Zn концентратов в печах КС, основной целью которого является перевод нерастворимого ZnS в воднорастворимый ZnO. Обжиг позволяет применить к переработке цинковых концентратов гидрометаллургическую технологию. При обжиге стремятся получить огарок, соответствующий требованиям последующих гидрометаллургических процессов. Очень важно, чтобы продукт обжига был порошкообразным.

Многие отечественные заводы перерабатывают концентраты не одной, а нескольких обогатительных фабрик. Такие концентраты часто отличаются как по химическому, так и по гранулометрическому составу. Поэтому концентраты разных месторождений перед обжигом усредняют. Иногда концентраты обезвоживают до состояния пульпы (>30% влаги). Шихта в виде пульпы предпочтительна, когда цинковый завод находится рядом с обогатительной фабрикой, или когда в шихту идут сильно различающиеся по составу концентраты, Однако загрузка пульпы увлажняет отходящие газы, и это усложняет их переработку, усиливает коррозию оборудования и газоотводящих систем. Пульпу сложнее, чем сухую шихту равномерно распределить по кипящему слою.

В настоящее время в промышленности проводят обжиг в весьма производительных, экономичных и автоматизируемых печах кипящего слоя. При ней, как правило, находится аппарат для пылеулавливания, называемый циклоном. Они предназначения для грубой очистки газов от пыли, способны за одну стадию снизить запыленность отходящих газов с 140-160 до 3-6 г/м2. После циклонов дымососами разных типов отходящие газы отправляют через коллектор грязного газа на тонкую отчистку от пыли, позволяющих уменьшить запыленность до 0,1-0,2 г/ м2. Применяют электрофильтры. Очищенный газ идет на производство серной кислоты.1[2, c.91]

Достоинством окислительного обжига является следствием сжигания концентрата, приведенного в особое состояние псевдоожижения. Концентрат непрерывно загружают в рабочую зону печи, а продукт обжига самотеком удаляется из печи. Кипящий слой характеризуется постоянством температуры во всех его точках и интенсивным теплообменом (t=940-980С). Необходимо также отметить, что кипящий слой характеризуется высокими значениями теплопроводности самого слоя, которая достигает 2500 Вт/м2 0С и более. Следовательно, выравнивание температуры по слою происходит с высокими скоростями.2 При продувании снизу через слой сыпучего материала газа этот слой при определенных параметрах дутья (поток воздуха перед печью разделяется на два, один поступает в форкамеру, другой в основную часть печи) будет разрыхляться до такого состояния, что приобретет свойства жидкости. Псевдоожиженное состояние наступает при скорости газового потока, когда его подъемная сила будет уравновешиваться массой сыпучего материала. При минимальной

критической скорости слой сыпучего материала переходит в псевдожидкое состояние, а при максимальной во взвешенное состояние со свободным витанием частиц. В рабочем пространстве печи выше уровня кипящего слоя происходит обжиг части более мелких зерен во взвешенном состоянии. Для активации обжига этой составляющей шихты в зону взвешенного состояния подают вторичное дутье.

Рассмотрим процесс обжига в печи кипящего слоя более подробно с помощью химизма, термодинамики и кинетики.1[2, c.83]


2.1.1 Влияние условий обжига на технологические показатели процесса

В процессе обжига температура играет существенную роль. Температура может изменяться от 850 до 980 0C. При малой температуре процесс обжига проходит медленно и не полно, при высокой температуре материал оплавляется и обжиг проходит не качественно. Для регулирования температуры используют (охлаждая) водяные холодильники, получая пар, а также определенную температуру поддерживают скоростью загрузки. Чтобы концентрат при обжиге не укрупнялся, необходимо поддерживать температуру не более 970 0C. Умеренное содержание растворимой сульфатной серы достигается при температуре 950-970 0C. При повышении температуры одновременно возникает необходимость решения вопроса по отводу и утилизации избыточного тепла из зоны КС. При низких температурах обжиг сульфидных материалов способствует образованию сульфатов и вследствие того, что давление диссоциации при этих температурах ниже, и вследствие того, что давление Рso3  в печных газах выше.

На обжиг поступает сульфидный цинковый концентрат, часто после обогащения крупностью < 0,076мм и поэтому измельчению не подлежит. Необходимо усреднять шихту перед обжигом. На цинковых заводах усреднение осуществляют послойной шихтовкой разных концентратов и оборотных материалов на бетонированных площадках и последующим перемешиванием их с помощью грейферных кранов. В ряде случаев в схему подготовки цинковых концентратов включают магнитную сепарацию для удаления из них металлических предметов.

Концентрат в печь подают в виде пульп или в сухом виде. В виде пульпы шихту подают в том случае, когда завод находится рядом с обогатительной фабрикой, когда в шихту идут сильно различающиеся по составу концентраты, т. к. такую шихту легче перемешивать. Однако такую шихту труднее распределить по кипящему слою печи. Шихта увлажняет отходящие газы из-за чего их труднее перерабатывать, усиливается износ оборудования и газоотводящих систем.21 При большой влажности концентратов их подсушивают во вращающихся барабанных печах с форсуночным или топочным отоплением до остаточной влажности 6-8%. Для разрушения комков используют дисковые дробилки. [1, c.146]

Содержание кислорода в дутье не должно превышать 29-30%, так как растворимость цинка и удельная производительность при дальнейшем увеличении его концентрации растет не значительно. Кроме того, при содержании в дутье свыше 30% О2 трудно устранить возрастающий избыток тепла в слое, например при помощи трубчатых кессонов, применяемых на печах.2[2, c.93] Обогащение дутья кислородом до 30% позволяет повысить производительность обжига до 9т/м3, а содержание SO2 в газах достигает 14-16%; однако быстрее изнашивается футеровка печи и требуется интенсивный отвод тепла из-за возможности оплавления огарка, все это ограничивает добавление кислорода.[3, c.204]

Пылевынос при обжиге составляет 30-50% и зависит от дисперсности шихты и гидродинамического режима обжига. До 90-95% выносимой газовым потоком пыли улавливается в циклонах и 3-6%- в системе тонкого пылеулавливания. При переработке в кипящем слое гранулированного материала вынос пыли снижается до 5-25%. В большинстве случаев состав пылей и огарков одинаков.[4, c.123]

В зарубежной практике при высокой скорости дутья воздуха выпуск огарка через сливной порог невысок (18-40%), большая часть материала уносится в пыль.

Уменьшению пылевыноса способствует увеличение надслоевого объема, а также возврат циклонной пыли в КС (циклон возврата), что ведет к укрупнению пыли и повышает долю материала, выгружаемого из печи через сливной порог.

Скорость дутья также влияет на процесс. При повышении скорости дутья (до 600-675м3/м2ч) усиливается пылевынос из печи КС. В зарубежной практике при форсированном дутье воздуха выпуск огарка через порог невысок. Это увеличивает долю обжига шихты во взвешенном состоянии и снижает производительность по обожженному материалу, пригодному для выщелачивания, а также несет другие нежелательные последствия. В производстве нормальное состояние кипящего слоя создается при давлении 15-16 кПа, из них 4-6 кПа приходится на преодоление гидравлического сопротивления подины печи.

Конструкция печи влияет на показатели процесса. Чтобы избежать значительного пылеуноса и повысить степень десульфуризации, печи КС делают с большим объемом надслоевого пространства: высокие (12-17м) и расширяющиеся в верхней части (в 1,3-1,5 раза). Из-за этого скорость газа при выходе из КС значительно уменьшается и пыль оседает обратно или дольше витает в надслоевом пространстве и полней окисляется. Такая конструкция позволяет повысить концентрацию SO2 в отходящих газах (до 10%) и интенсифицирует обжиг. Обычно печи состоят из одной или нескольких рабочих камер. Последние получили наибольшее распространение в промышленности.3

В условиях псевдоожижения необходимо учитывать явление сегрегации, которое заключается в преимущественном накапливании частиц определенного размера (плотности) в различных по высоте зонах слоя. Сегрегация оказывает влияние на пылевынос из КС. Сепарация, основанная на сегрегации, требует более низких расходов ожижающего реагента, дает более четкое разделение на фракции и позволяет разделять смеси разнородных частиц одинакового размера не подающихся традиционному рассеву. Тем не менее использование сегрегации сдерживается необходимостью поддержания параметров в узких пределах и несовершенством аппаратурного оформления.

Качество огарка определяется соответствием его указанным выше требованиям. Чтобы в огарке содержалось не более 0,1-0,3% сульфидной серы, необходимо достичь степени десульфуризации концентрата при обжиге 90-99,7%. Столь высокая степень десульфуризации сопряжена на завершающей стадии окисления зерен концентрата с малыми скоростями процесса: ничтожна и сильно экранирована окалиной поверхность сульфидного ядра в окисленных зернах. Поэтому быстротечное горение зерна не обеспечит столь низких остаточных содержаний сульфидной серы в огарке. Это достигается благодаря длительному пребыванию в КС основной части материала. Например, для печи с подом 72м2, производительностью 575т/сут. и пылеуносом 60% (зарубежная практика) время пребывания 8,6 часов, найдено по формуле ф1/2=M/kвm:

где М- количество огарка в КС;

m - производительность печи по концентрату;

k - коэффициент сокращения массы огарка по сравнению с массой исходного концентрата (0,85-0,90);

в - доля концентрата, которая не уносится из печи КС в пыль.

Для зарубежной практики время пребывания 8,5-10ч, а для отечественной характерно время пребывания 12-14ч. Длительное пребывание материала в печи позволяет достичь необходимую степень десульфуризации.

Умеренное содержание растворимой сульфатной серы (<2-4%) достигается благодаря тому, что при 950-970 0C вторичные сульфаты цинка образуются в малой степени даже при повышенных Сso2 в газовой фазе. Чтобы концентрат при обжиге не укрупнялся, необходимо, чтобы температура в КС не превышала 970 0C.

Для нормальной работы системы теплоотъема и пылеулавливания серьезные помехи создают пылевые отложения в пылегазовом тракте. Повышение Сso2  в отходящих газах вызывает сульфатизацию и упрочнение этих пылевых отложений, что затрудняет их удаление. Сульфатизация отложений становится возможной по мере охлаждения пыли.[2, c.92]


2.1.2 Факторы, влияющие на качество Zn-огарка

Огарок не должен содержать труднорастворимых в слабокислых растворах ферритов цинка, силикатов цинка, способствующих загрязнению раствора кремнекислотой.

Ферритообразование непосредственно влияет на степень прямого извлечения цинка из обожженного концентрата в раствор. Если сульфиды цинка и железа присутствуют в концентрате в виде марматита (mZnS*nFeS), т.е. в изоморфной кристаллической форме, то каждая массовая часть железа нацело связывает в феррит при окислительном обжиге 0,58 массовой части цинка. В случае если сульфид железа находится в структурно-свободном состоянии (пирит) или связан с другим сульфидом (халькопирит), степень ферритообразования будет определяться температурой процесса и полнотой контакта соединений железа и цинка.

Предупредить образование феррита цинка при температуре выше 650°С практически невозможно, однако он может частично разрушаться сернистым и серным ангидридами. Поэтому для снижения ферритообразования необходимо при обжиге создавать условия, способствующие повышению концентрации в газовой фазе сернистого и серного ангидридов и разъединению соединении цинка и железа. В печах для обжига в кипящем слое создаются эти условия, однако снизить заметно степень ферритообразования при этом практически не удается.

Кремнезем является вредной примесью в цинковых концентратах и содержания его в них стремятся снизить до минимума. В процессе обжига кремнезем образует с окислами тяжелых цветных металлов (цинка, свинца) легкоплавкие соединения-силикаты, вызывающие оплавление материала в печи. [5, c.31,32]

При значительном содержании в огарке растворимых силикатов приходиться иногда прибегать к методу «обратного» выщелачивания обожженного продукта при очень низкой кислотности, чтобы предотвратить отрицательное действие кремнезема на гидрометаллургические операции.

Наибольшее количество растворимого кремнезема образуется за счет ортосиликата цинка. Снижение температуры обжига до некоторого передела позволяет уменьшить образование ортосиликата цинка и улучшить физические свойства пульпы при последующем выщелачивании огарка.[5, c.34]


2.2 Оборудование для обжига Zn-ых  концентратов


Печь для обжига цинковых концентратов в кипящем слое (рис. 1) представляет собой цилиндрическую вертикальную шахту иногда переменного сечения, диаметром 6-8 м и высотой 9-11 м, поставленную на бетонный фундамент. Шахта, сваренная из стальных листов толщиной 10-12мм, футерована внутри шамотным кирпичом. Толщина футеровки равна 500 мм. Наиболее ответственной частью печи является воздухораспределительная подина с воздушной коробкой. Подина должна быть беспровальной, жаростойкой, простой в изготовлении и обеспечивать равномерное распределение поступающего воздуха по всему сечению печи.

В отечественной практике принята конструкция подины, представляющая собой стальной лист, в который на расстоянии 250-300мм между центрами вставлены чугунные сопла; пространство между соплами залито жаропрочным бетоном слоем 200 мм. Сопла имеют различную конфигурацию. Наиболее часто используют сопла грибкового типа, имеющие от 4 до 8 отверстий диаметром 4-5 мм. На каждой печи устанавливают 1500-2000 таких сопел. Находят также применение сопла щелевой конструкции.

Равномерность подачи воздуха, обеспечивающей стабильность кипящего слоя, эффективность использования сжатого воздуха и степень выноса пыли с обжиговыми газами обусловливает конструкция воздухораспределительных сопел. Каждое сопло имеет от 4 до 28 отверстий диаметром от 3 до 10 мм, через которые сжатый воздух выходит либо вертикально, либо горизонтально, либо наклонно. Применяют и комбинированные сопла.

Число сопел в печи устанавливают с таким расчетом, чтобы общая площадь живого сечения отверстий всех сопел составляла 0,7-1,0% от площади подины. Обычно устанавливают 50 сопел на 1м2 подины.

Форкамеры, подина печи и сливной порог образуют зону кипящего слоя, в которой начинается и протекает большинство реакций обжига сульфидных компонентов концентрата, находящегося в псевдоожиженном состоянии. Форкамеры и сливной порог для увеличения продолжительности пребывания материала в этой зоне расположены на противоположных сторонах печи. Площадь форкамеры составляет обычно 1,5-2м2.

Сливной порог служит для выгрузки огарка из печи и ограничения высоты кипящего слоя. Высота кипящего слоя оказывает существенное влияние на происходящие в нем процессы. При недостаточной высоте слоя увеличивается пылевынос из печи, возможны продувы воздуха в отдельных местах с образованием воронок, что приводит к уменьшению вертикальной скорости воздуха в другой части слоя и может вызвать залегание материала на подине печи.

Вместе с тем работа печи К.С. на высоком слое увеличивает продолжительность пребывания материала в зоне кипящего слоя, уменьшает вынос тонких частиц из печи, создает более благоприятные условия для сульфатообразования. Поэтому за рубежом при строительстве мощных обжиговых печей современной конструкции проявляется тенденция к увеличению высоты слоя до 1,8-2 м вместо обычно принятой в практике высоты 1,0-1,2 м. Однако чрезмерно в этом случае для «кипения» слоя под подину приходится подавать воздух под большим давлением, а, следовательно, расходовать большее количество электроэнергии.

На отечественных предприятиях многолетней практикой установлена оптимальная высота кипящего слоя 1,2-1,5 м. Такая высота обеспечивает достаточную продолжительность контакта сульфидных зерен с кислородом воздуха и необходимый массообмен для получения заданной степени десульфуризации.1[5, c.46-49]

 

3. Пути совершенствования процесса обжига в КС


Наиболее перспективными направлениями совершенствования процесса обжига в КС можно считать:

1.     Оптимизация аэродинамики псевдоожижения за счет увеличения высоты кипящего слоя. Повышение уровня кипящего слоя (принятый в цинковой промышленности уровень равен 1-2м) до 1,5-2 м способствует улучшению качества огарка вследствие лучшего массообмена в плотном, равномерно псевдоожиженном слое и увеличению времени контакта твердых частиц со свежими порциями кислорода, подаваемого через распределительную решетку. Как показывают эксперименты, в печах КС  с невысоким слоем время такого контакта твердых частиц не превышало 1,5-2 ч. При увеличении толщины слоя и размеров печи время пребывания материала в слое достигает 5ч. Поэтому не смотря на сравнительно низкую скорость диффузионных процессов подачи кислорода внутрь частицы концентрата и обратного движения газообразных продуктов окисления, огарки в таких печах редко содержат более 0,2-0,3% сульфидной серы. Следует также отметить возможность создания устройств по изменению высоты кипящего слоя. Регулируя высоту в зависимости от физико-химических  свойств перерабатываемого сырья, можно подобрать такие условия, при которых огарок будет иметь заданное качество. Также изменяя высоту кипящего слоя и, следовательно, его объем можно нивелировать изменяющуюся порозность слоя, т.е. предотвращать  перераспределение воздуха по площади пода, образование поршневых проскоков и связанных с этим явлениями повышенного пылевыноса и залегания материала на подине печи;

2.     Снижение пылевыноса созданием наиболее рациональной формы аппарата При анализе конструктивных особенностей печей КС рост отношения надслоевого объема (V) к площади пода (S) значительно влияет на пылевынос и качество огарка. Так увеличение этого отношения  на печах одного из отечественных цинковых заводах с 2,57 до 8,6 позволило снизить содержание сульфидной серы в пыли и повысить растворимость цинка в них с 76 до 89,4%. При реконструкции печей цинко-электролитного завода в г. Кырджали увеличение высоты печей с 7,74 до 11,8м позволило увеличить отношение V/S с 7,8 до 13,54м, вследствие чего пылевынос снизился с 50,1 до 31,6 %. В последнее время при строительстве новых печей наблюдается тенденция к увеличению отношения до 22-25 за счет как высоты печи, так и строительства печей с расширяющейся кверху реакционной камерой;

3.     Интенсификация процессов применением кислородно-воздушного дутья и повышенных температур. Большой интерес представляет увеличение температуры в кипящем слое.  Так исследования по обжигу цинковых концентратов (49-50%Zn; 30-32%S2; 4-6 %Fe; 3-4%SiO2) при 1090-1120 0C и удельной производительности 9,5-12т/м2сут показали, что пылевынос уменьшается до 25%, содержание кислорастворимого цинка в огарке повышается до 95-96%. Сравнительные опыты, проведенные при тех же режимах, но при температуре обжига 950 0C, дали следующие результаты: удельная производительность 5,37 т/м2сут; пылеунос 42,4%; содержание в огарке цинка в кислорастворимой форме 91,7%.

Также изменения конструкции печей направлены на увеличение единичной мощности печей (до 500-800 т/сут) за счет увеличения площади пода (до 72-123 кв. м). Повышение единичной мощности оборудования снижает эксплуатационные расходы, повышает производительность труда. В ряде случаев предприятия не имеют запасных печей КС или даже работают на единственной крупнотоннажной печи. Поэтому на период ремонта печи или сернокислотной установки, потребляющей обжиговый газ, предусмотрено хранение запаса огарка в специальных хранилищах, из которых он поставляется на выщелачивание.

Интенсификация обжига за рубежом достигается увеличением высоты печных камер (до 12-17 м) и расширением верхней части печи (в 1,3-1,5 раза), т.е. за счет увеличения отношения надслоевого объема печи к площади пода, которое достигает 20-25. Это позволяет повысить скорость дутья в КС при малой скорости газа в надслоевом пространстве и умеренных избытков воздуха.3[1, c.149]


3.1 Обжиг на дутье, обогащенном кислородом.


Внедрение обжига на дутье, обогащенном кислородом, заводах подняло технический уровень гидрометаллургии цинка на новую, более высокую ступень. Это мероприятие позволило значительно повысить производительность печей КС, улучшить качество продуктов обжига, увеличить содержание сернистого ангидрида в отходящих газах, полнее использовать мощности сернокислотного производства.

На первый взгляд представляется, что применение кислорода, на производство которого затрачивается значительное количество электроэнергии, должно неизбежно привести к удорожанию себестоимости продукции за счет разницы в цене сжатого воздуха и кислорода. Это может иметь место только в том случае, если сопоставлять обжиг на воздушном дутье и дутье, обогащенном кислородом, в отрыве от затрат на сооружение пылеулавливающих, газоочистных сооружений и сернокислотных цехов, в отрыве от конкретных условий свинцово-цинковых предприятий, а также без учета возможности использования попутных компонентов воздуха (аргона и других газов).

Главное экономическое преимущество использования кислорода заключается в его интенсифицирующем воздействии на работу существующих установок, в возможности значительно повысить мощность при небольших затратах на их реконструкцию. Поэтому те цинковые заводы, которые перевели обжиг концентратов на дутье, обогащенное кислородом, получили значительный технико-экономический эффект с относительно небольшими капитальными вложениями. Применение кислорода внесло также качественно новые моменты в технику и технологию обжига сульфидных материалов в кипящем слое.

На скорость основной реакции обжига сульфидов оказывают влияние концентрация кислорода в газовой фазе и температура.

При температуре 900°С и различном содержании кислорода в дутье время для достижения одной и той же степени десульфуризации значительно сокращается по мере обогащения дутья кислородом. Так, десульфуризация на 90% достигается на воздушном дутье за 10мин, при содержании кислорода в дутье 28,7%-за 6,5 мин, 33% - за 5,5 мин, 40%- за 4 мин. и 58% - за 3 мин., т. о. скорость реакций окисления сульфидов возрастает в 2-3 раза.

При промышленных испытаниях обжига на дутье, обогащенном кислородом, было установлено, что удельная производительность печи КС при содержании кислорода в дутье 27% возрастает при общем количестве дутья на печь 16 тыс. м3/ч с 5,92 до 8,45т/(м2*сут), или на -12%. Выявлена также закономерность роста производительности печи КС на 23% при обогащении дутья кислородом до 24% и на 37%- при обогащении до 26%.

Высокая скорость окисления сульфида цинка воздухом, обогащенным кислородом, объясняется тем, что при одной и той же скорости диффузии воздуха к ядру сульфида (имеется в виду, что плотность зерна сульфида одна и та же) количество вступающего в контакт с сульфидом кислорода значительно больше, что ускоряет процесс десульфуризации. Поскольку реакция окисления сульфида является экзотермической, увеличение скорости ее протекания вызывает повышенное выделение тепла в единицу времени, что при постоянной величине теплопотерь приводит к резкому возрастанию температуры в зоне кипящего слоя. Более высокая температура слоя в свою очередь способствует ускорению обжига цинкового концентрата.[5, c.46,49]


3.2 Обжиг с рассредоточенной подачей кислорода


Для увеличения производительности печей до 320-420 т/сут концентрата на ЧЦЭЗ во время реконструкции печей были установлены элементы испарительного охлаждения газов на вертикальном стояке, циклонах и своде с подачей шихты на обжиговые печи с помощью ленточных транспортеров.


Основные параметры процесса обжига.

Производительность обжиговых печей по сухому концентрату, т/сут

 240-420

Температура обжига, oC

920-980

Расход воздуха, м3/ч

10000-22000

Давление под подиной, Па

(1,3-3,5).104

Давление под сводом, Па

-30 +30

Температура под сводом, oC

850-1050

Температура перед циклонами, oC: без испарительного охлаждения с испарительным охлаждением

 <600 <820

Степень обогащения дутья кислородом, %

26-36

 

Повышение степени использования технического кислорода на ЧЦЭЗ на 1т Zn в очищенном растворе с 371 до 324,7 нм3 O2 (удельный расход технического кислорода на 1т переработанной шихты снизился с 195,3 до 170,8 нм3/т) было достигнуто за счет следующего технического решения:

Воздушная коробка под подиной печи разделяется посредством стальной перегородки на 2 сектора площадью 14 и 18 м2. подвод воздушного дутья по секторам становится отдельным, при этом появляется возможность раздельной регулировки как расход воздуха, так и степени обогащения его техническим кислородом. На форкамеру и сектор подины, прилегающий к ней, подается дутье, обогащенное кислородом, а на другой сектор подины - обычное воздушное дутье. Такое техническое решение позволило повысить концентрацию кислорода в дутье на форкамере и на подине (18 м2), где проходит основной поток шихтовых материалов. [8,c.20,21]


3.3 Системы загрузки шихты, пылеулавливания, газоочистки и отвода тепла.


Шихта загружается в печь скоростным ленточным забрасывателем, который представляет собой передвижную машину, состоящего из забрасывающего устройства и кожуха. Забрасыватель распределяет выброшенную шихту по поверхности «кипящего слоя» на длину 2,2-2,5м и ширину 0,5-1м при скорости движения ленты 7м/с. С увеличением скорости движения ленты  с 7 до 20 м/с длина забрасывания шихты увеличилась с 2,5м до 6,5м.

По отношению с выгрузкой огарка подаваемого шнеком, огарок при выходе из печи получается более дисперсный. При остановке печи на подине не наблюдается накопления крупных кусков огарка.

Печи КС снабжены системой пылеулавливания состоящей из котла-утилизатора (если он включен в систему пылегазового тракта), одной или двух ступеней циклонов для грубого пылеулавливания и электрофильтров  для тонкого пылеулавливания. Для грубой очистки отходящих газов от пыли почти на всех заводах применяют циклоны, которые в одну ступень позволяют снизить запыленность отходящих газов с 140-160 до 3-8 г/м3. [1, c.149]

Пыль из циклонов выгружают при помощи герметизирующих устройств. Примером такого устройства может служить широко распространенный в промышленности короткий шнек (4-6 витков) с затвором из выгружаемой пыли. После циклонов дымососами разных типов отходящие газы через коллектор грязного газа отправляют на тонкую очистку от пыли. Тонкую очистку газов от пыли осуществляют в сухих электрофильтрах. Запыленность газов после электрофильтров обычно не превышает 0,1-0,2г/м3. Очищенный газ используют для производства серной кислоты. [2, c.91] В современных условиях развития производства огромное внимание должно уделяться экологическим проблемам.

Санитарно - защитная зона вокруг заводов, расположенных в черте города не превышает 1 км, поэтому на ЧЦЭЗ, расположенном в центре многомиллионного города, постоянно ведется работа по внедрению экологических технологий, изменению вопросов в атмосферу, сбросов в водоемы и утилизации в производственном цикле образующихся твердых отводов.

Все обжиговые газы печей КС на утилизацию в сернокислотный цех. При этом их очищают от пыли, селена, ртути и других примесей. После извлечения из очищенных газов в сернокислотном цехе сернистого ангидрида их выбрасывают в атмосферу.

Утилизация газов цинкового производства обеспечивает экономический эффект и решает вопросы экологии.

Внедрение комплекса мероприятий, главное из которых система двойного контактирования, позволило обеспечить допустимые ПДВ, причем содержание сернистого ангидрида не превышает 0,05%.

Схема контактного узла постоянно совершенствовалась для обеспечения автотермичности его работы. С этой целью были введены дополнительные теплообменные поверхности как на первой, так и на второй стадиях контактирования; для очистки газов, отходящих от первой стадии абсорбции был установлен патронный фильтр оригинальной конструкции, в котором газы очищались от брызг и тумана серной кислоты, проходя через слой фторинового полотна; на двух системах были установлены контактные аппараты конструкции Сумского филиала института «Гипрохим», работающие по схеме 3+1 (3 слоя катализатора на первой стадии, 1 слой - на второй). Внедрение двойного контактирования позволило снизить выбросы сернистого ангидрида до предельно допустимых норм.[9, c.52,54]

В начале 90-х годов был реализован масштабный проект тотальной замены фильтрующих сооружений новыми, современными JET-фильтрами, разработанными и сконструированными инженерами КЦМ.

JET-фильтры обеспечивали низкое содержание пыли в технологических и вентиляционных газах (6-9 мг/нм3) с достижением европейских стандартов.

Для достижения полной утилизации сернистых газов был ускоренно внедрен разработанный КЦМ совместно с Болгарской АН метод нестационарного окисления SO2 и производство Н2SO4 из бедных газов. Этот метод позволяет при производстве Н2SO4 использовать газы с содержанием от 0,8 до 1,8% (объемн.) SO2. Все объекты этого технологического и экологического проекта будут закончены к концу 2003г.[7, c.12]

На Усть-Каменогорском свинцово-цинковом заводе внедрены в производство термосифоны, работающие на принципе испарительного охлаждения. Их устанавливают под сводом печи. Это позволяет более полно утилизировать тепло отходящих газов, снижает капитальные затраты на футеровку верхней части печи. За счет установки термосифонов снижает выход пыли до 25%, производительность печи увеличивается в 1,5-2,0 раза, снижается температура и объем отходящих газов, увеличивается концентрация SO2 в технологических газах. На предприятиях в связи с этим получают горячую воду и пар для технологических целей, что снижает себестоимость цинкового передела.

При обжиге выделяется огромное количество тепла, которое необходимо отводить от процесса. При обжиге основное количество тепла выделяется от горения сульфида цинка, которого в концентрате более 70% (по массе), т.е. все реакции окисления сульфидов металлов экзотермичные и процесс обжига относят к автогенным режимам, т.е. без затрат топлива, то для соблюдения теплового баланса, а также для предотвращения разрушений в печи КС устанавливают водо-охлаждаемые кессоны. При сгорании 1 кг сульфида цинка выделяется 9055кДж, что эквивалентно 0,3 кг условного топлива. Для отвода избыточного тепла существует традиционная система, включающая в себя: котел-утилизатор, который устанавливают позади печи, циклон и электрофильтр. Котлы-утилизаторы имеют ряд недостатков, таких как сложность конструкции, ненадежность и др. [1, c.152]

4. Теоретические основы процесса обжига


При обжиге, главным образом, происходит процесс окисления сульфидов. Механизм окисления включает следующие стадии:

1.адсорбция молекулярного кислорода на поверхности сульфидов и диссоциации его на атомарный кислород;

2. диффузия кислорода внутрь решетки сульфида и встречной диффузии серы на поверхность раздела фаз;

3. образование первичных соединений сульфида с атомарным кислородом;

4. химическое взаимодействие образовавшегося промежуточного продукта с оставшимся в центре зерна сульфидом и сжигании сульфидов материала выделением оксида и диоксида серы;

5. химические взаимодействия оксидов поверхностей пленки с сернистыми газами и образование вторичного сульфата.2

Обжиг ведется в одну стадию. Концентрат непрерывно загружают в рабочую зону печи КС, а продукт самотеком удаляется из печи. Кипящий слой характеризуется постоянством температуры во всех его точках (940-980С) и интенсивным теплообменом.1 Основное тепло (около 70%) выделяется от сгорания сульфидных материалов. Это тепло отводят с помощью специальных аппаратов. [4, c.106,122]

Материал в КС текуч, интенсивно перемешивается, что обеспечивает однородность слоя по составу и температуре.3 [1, c.145]


4.1 Химизм процесса обжига цинковых концентратов


Под химизмом процессов подразумевается совокупность химических превращений происходящих в определенной последовательности взаимодействия исходных веществ. Химизм процесса характеризуется первичными, промежуточными и конечными продуктами превращений. Соответственно последовательные реакции делят на первичные, вторичные, а их продукты называют первичными, вторичными. Закономерность изменчивости химизма окисления при повышении температуры вызывает смену первичного продукта окисления MeS, происходит в такой последовательности: при низких температурах MeSO4, при более высоких MeO, а далее -Meo.

Рассмотрим химизм процессов в более широком диапазоне условий, чтобы представить последствия отклонения от принятых в практике режимов. Сульфид цинка встречается в концентратах в двух модификациях: распространяется - сфалерит б-ZnS и более редка- вюрцит в-ZnS. При нагреве переход б↔в происходит при 1020С, при более низких температурах в-ZnS существует как метастабильный. Химизм окисления этих модификаций одинаков.

От температуры начала заметного окисления сфалерита и до 900С первичным твердым продуктом является ZnS. Следовательно, при температуре < 900-1000С окисление идет по реакции:

ZnS+1.5O2=ZnO+SO2                 (2.1)

Причем, чем интенсивней окисление ZnS за счет повышения t и Pо2, тем больше дебаланс между убылью количества ZnS и прибылью количества ZnO в обжигаемых образцах. Обусловлено протеканием реакции:

ZnSтв+O2=Znпар+SO2                    (2.2)

Далее пары цинка окисляются.

Изоморфное железо при окислении сразу образует ZnFe2О4, полностью связывается с цинком в феррит. Феррит, полученный при t<1000С, фактически немагнитен и плохо растворим в растворах H2SO4. Но при t>1000С становится ферромагнитным с той же растворимостью Связывание Fe2+ в силикаты, уменьшает фирритизацию Zn в огарке.

В окалинах на зернах сфалерита сульфатная сера обнаруживается во внешней части, это свидетельствует об образовании сульфата цинка. При этом образуются или ZnSO4 (на воздухе в изотермических условиях устойчив до 670C) или ZnO*2ZnSO4 (760С). При наличии в газовой фазе SO3 эти сульфаты не диссоциируют и при более высоких температурах. Т.о., вторичные сульфаты в зависимости от t и Рso3 образуются по реакциям:


ZnO+SO3 = ZnSO4, ZnFe2O4+SO3 = ZnSO4+Fe2O3    (2.3) или 3ZnO+2SO3=ZnO*2ZnSO4                                             (2.4)

3ZnFe2O4+2SO3=ZnO*ZnSO4+Fe2O3                                       (2.5)


При повышении температуры степень сульфатиризации ZnO и ZnFe2O4 изменяется, проходя через максимум. Температура максимума сульфатиризации зависит от концентрации SO3 в газовой форме, а значит от концентрации SO2 и O2, при чем с повышением кислорода в дутье до 28%, такие показатели работы печи, как производительность- увеличиваются, содержание SO2 в отходящих газах - увеличивается, содержание цинка в огарке - увеличивается, с дальнейшим же ростом кислорода в дутье происходит обратное.1 [2, c.92]

Для гидрометаллургической обработки имеет значение влияние условий обжига на растворимость феррита цинка. Чем мельче, пористей феррит, тем легче он растворяется. Укрупнению феррита способствует обжиг с t>1000С, быстрое охлаждение огарка дает обратный эффект, но более слабый.

ZnSiO4 - кислорастворимое силикатное образование технологически опасно. В условиях КС - образование результат сростков ZnS с породообразующими минералами, спекание соударяющихся зерен. Усилению образования способствует обжиг t>1000С, когда частичная отгонка цинка в результате реакции (2.1)с последующей конденсации окислившегося цинка на силикатных фазах. Аналогичным образом усиливается и ферритизация цинка.


4.2 Термодинамика процессов


Реакции 2.1; 2.2 с повышением температуры сильно экзотермичны (Н>0), они вызывают значительную убыль энергии Гиббса (G<0) и имеют большие численные значения константы равновесия (Кр>1). Последнее свидетельствует о необратимом протекании этих реакций вправо во всем интервале температур.

Вторичные реакции окисления SO2 и сульфатизации оксидов металлов имеют умеренные значения Кр, поэтому эти реакции обратимы и протекают не до конца, а в ограниченной степени определяемой условиями обжига (Т, Ро2). Однако реакции окисления низших оксидов до высших имеют большие Кр и протекают до конца.

Такой анализ целесообразно применять для определения последовательности образования первичных и вторичных продуктов окисления сульфидов в зависимости от температуры и состава газовой фазы. В условиях обжига единственным продуктом окисления ZnS при 600-1000С является ZnO, хотя вероятность образования первичного сульфата возрастает с понижением температуры, а первичного цинка- с повышением температуры. Но для образования первичного ZnSO4 необходимы очень высокие Po2, а для образования первичного цинка- чрезвычайно низкие Po2 и Po3, которые могут реализоваться при более высоких температурах около поверхности сульфида.

При обжиге цинковых концентратов технологическое значение имеет сульфаризация цинка, которая приводит к образованию ZnSO4 или  ZnO*2ZnSO4. Термодинамическая стойкость этих сульфатов характеризуется Кр реакции разложения сульфата МеSO4=МеO+SO3, для которой Кр=Рso3.


4.3 Кинетика процессов обжига


Особенности исследования кинетики реакций, в том числе реакций взаимодействия конденсированных фаз сульфидов с газообразным кислородом, заключаются в необходимости расчленения процесса на отдельные стадии, кинетика которых и определяет суммарную скорость реакции. Одним из направлений интенсификации процесса является работа на воздухе, обогащенном кислородом, что возможно вследствие зависимости кинетики окисления сульфидов от его концентрации в газовом потоке. Аналогично на скорость окисления влияет повышение концентрации кислорода в газовой среде. В ряде случаев при описании кинетики конкретных сульфидных систем необходимо учитывать структуру оболочек твердых продуктов реакции. В целом соотношение скоростей химической реакции диффузионных процессов являются определяющими при рассмотрении кинетики реальных процессов.

Как гетерогенный, этот процесс имеет две непременные последовательные стадии: диффузия О2 к поверхности сульфида и реакцию окисления на поверхности сульфида. Если диффузия значительно медленней реакции, то процесс протекает в диффузионной области, а в противном случае - в кинетической. При соизмеримых скоростях этих стадий процесс протекает в переходной области. Выявление лимитирующей, имеет большое практическое значение, т.к. раскрывает пути интенсификации процесса.

Кинетическая область характеризуется малыми скоростями окисления сульфидов (тление), а диффузионная область - большими скоростями (горения). Переход из одной области в другую при подъеме температуры сопровождается воспламенением (переходная область). Характеристикой граничного условия перехода из кинетической области в диффузионную служит температура воспламенения сульфидов.

Поскольку окисление сульфидов протекает в далеких от равновесия условиях и поэтому необратимо, то скорость процесса равна скорости прямой реакции в кинетической области или скорости диффузии О2 в диффузионной области.

В кинетическом уравнении закона действующих масс скорось процесса должна быть представлена произведением функции от каждого из влияющих факторов в отдельности:

,                                                (2.6)

где т - масса сульфида; г - время; k- температурный; А- геометрический и f(cO2 ) - концентрационный факторы.

В кинетической области уравнение (2.6) примет вид

.                                                                 (2.7)

В уравнении (2.7) k = К0е-E/RT, где k - константа скорости гетерогенной реакции; Е - энергия активации; k0 и Е - практически постоянные; А = S - межфазная поверхность взаимодействующих веществ; f(сO2 ) = cnO2 . Указанное выражение концентрационного фактора обусловлено тем, что cO2 влияет только на скорость обратной реакции, которая пренебрежимо мала. Кинетический порядок по кислороду равен 1≤ n≤ 2.

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 CS < 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:

1.     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%.

2.     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.

3.     Исходный цинковый концентрат поступает на обжиг с влажностью 6%

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

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

6.     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.

1.     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.


2.     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


3.     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

1.     Определяем тепло, уносимое огарком и пылью:

Q1=c1*(m1*t1+m2*t2)


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

m1,2 -масса огарка и пыли, кг.

t1,2 -температура огарка и пыли, С.


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


2.     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


3.     Тепло на нагрев воды с 15 до 100C


Q3=св*тв*(t1-t2)

Q3=4,19*6*(100-15)=2137 кДж


4.     Тепло, необходимое на испарение воды:


Q4=*mв

-скрытая теплота парообразования=2258,4 кДж

Q4=2258,4*6=13550,4 кДж


5.     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:

Псут.=220000/365=602,74 т/сут.

Найдем суммарную площадь печей:

S=Псут/Пуд=602,74/9=66,97м2

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

N= S/Sпечь+ (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.

5.     Список литературы.

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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



No Image No Image No Image No Image


Опросы

Оцените наш сайт?

Кто на сайте?

Сейчас на сайте находятся:
345 гостей
No Image
Все права защищены © 2010
No Image