Расчет агломерирующего обжига сульфидного свинцового концентрата

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

Цветные металлы относятся к числу важнейших материалов, потребление которых прямо или косвенно связано с существованием и развитием всех без исключения отраслей хозяйства в любом государстве и, особенно в промышленно развитых странах. Трудно найти область хозяйственной деятельности, где было бы возможно обойтись без цветных металлов и изделий из них.

Цветная металлургия постоянно развивается и совершенствуется. Основными направлениями дальнейшего развития цветной металлургии являются повышение комплексности использования перерабатываемого сырья и извлечение из него всех ценных компонентов, увеличение степени вовлечения в металлургическую переработку вторичного (лома и отходов) и трудно перерабатываемого рудного сырья, расширение ассортимента и резкое повышение качества выпускаемой продукции, расширение использования новых прогрессивных энергосберегающих процессов. Особое внимание при этом должно быть уделено ускоренному внедрению в промышленное производство автогенных методов плавки, современных гидрометаллургических процессов и осуществлению всех мероприятий, направленных на действенное улучшение экологической обстановки на предприятиях цветной металлургии.

Потребность в металлах из года в год растет. Развитие техники, науки и культуры немыслимо без машин, механизмов, приборов и множества других изделий из металлов. Увеличению выпуска многих металлов в современных условиях способствует также бурное развитие атомной энергетики, космической техники и скоростной авиации, радиоэлектроники и компьютерной техники.

Бурный рост в последние годы производства и потребления различных синтетических материалов, во многих случаях заменяющих металлы, способствует лишь более рациональному использованию металлических материалов с учетом их специфических физико-механических, электрических, химических и других свойств.

Распространенность металлов в земной коре различна - от нескольких процентов до миллионных долей. Техническое значение металлов определяется, однако, не только распространением в природе, но и производственными возможностями их получения. Последнее наряду с потребностью и определяет масштабы производства отдельных металлов.



1. Теоретическая часть

Агломерацию используют для подготовки сульфидных и окисленных материалов к металлургическим процессам, требующим кусковых шихт, например плавке в шахтных печах. Агломерацию сульфидных материалов проводят с частичной (медные и медно-никелевые концентраты) и максимальной (свинцовые и цинковые концентраты) десульфуризацией.

Необходимость удаления серы из свинцовых концентратов и окисления сульфидов металлов до оксидов вызвана тем, что оксид свинца - наиболее легко восстановимое в процессе последующей плавки соединение свинца. Неполное удаление серы из шихты, поступающей на плавку, приводит к потерям свинца с сульфидной фазой и снижению извлечения его в черновой металл. Удаление серы осуществляют путем нагревания концентрата в окислительной атмосфере до температуры 1000-1100^оС. При этом протекают следующие реакции:

PbS + 1,5О₂ = PbО + SО₂ (1.1)

PbS + 2О₂ = PbSО₄ (1.2)

Сульфат свинца в агломерате нежелателен, так как в процессе дальнейшей восстановительной плавки он будет переходить в штейн по реакции:

PbSO₄+ 2CО = PbS + 2CО₂ (1.3)

При температуре свыше 700^оС образовавшийся сульфат свинца диссоциирует:

PbSO₄ = PbО + SО₃ (1.4)



При температуре выше 650^оС образуются сложные соединения свинца:

PbО + SiO₂ = PbO·SiO₂ (1.5)

PbО + Fe₂O₃ = PbO·Fe₂O₃ (1.6)

PbО + CaO = PbO·CaO (1.7)

Образование этих соединений свинца желательно, так как силикаты и ферриты свинца более легкоплавки и при обжиге образуют некоторое количество жидкой фазы, что способствует спеканию шихты и получению крупнокускового материала.

Поэтому в шихту добавляют флюсы, которые механически разъединяют зерна сульфидных минералов, способствуя их индивидуальному обжигу, а также улучшают отвод выделяющегося избытка тепла при окислении сульфидов - играют роль терморегуляторов. В качестве флюсов в шихту добавляют известняк, кварц, железную руду, оборотные шлаки. Количество расплавленных компонентов не должно превышать 20-25%, чтобы не снизить газопроницаемость шихты и не допустить преждевременного оплавления шихты до завершения реакций окисления.

При длительном пребывании материала в агломерационной машине возможно протекания реакции твердофазного взаимодействия сульфида и оксида свинца:

PbS + 2PbО = 3Pb_ж + SО₂ (1.8)

Эта реакция идет в незначительной степени и нежелательна, так как образующийся при этом металлический свинец имеет низкую температуру плавления (327,4^оС) и при температуре процесса будет заплавлять паллеты спекательной машины, что приводит к их быстрому износу. Чтобы исключить это, необходимо обеспечить максимально возможную скорость окисления сульфидов свинца.

Примерное распределение свинца в агломерате по формам его нахождения, % от общего содержания свинца: силикатного - 55-60; ферритного -10-15; сульфидного - 15-20; оксидного - 8-10; металлического - 3-5; сульфатного - менее 1.

Чем выше содержание свинца в шихте обжига, тем меньшая его часть будет связана в силикаты и ферриты и тем большая его останется в агломерате в виде оксида или металла. При этом возрастают потери свинца в газовую фазу, так как при температуре 1100^оС упругость паров Pb, PbО и PbS составляет, соответственно, 1,0; 1,9 и 12 кПа. Поэтому на практике свинцового производства избегают агломерировать шихту с содержание свинца более 50%.

Чтобы обеспечить нагрев компонентов и поддержания оптимальной температуры в зоне обжига, без добавки топлива, содержание серы в шихте должно быть 6-8%. Более высокое содержание серы нежелательно. Во-первых, это приведет к большому тепловыделению в зоне обжига слоя шихты, в результате чего температура превысит оптимальную и произойдет преждевременное оплавление компонентов шихты, что затруднит их дальнейшее окисление. Во-вторых, при степени десульфуризации (степени выгорания серы) при агломерирующем обжиге, не превышающей 85%, остаточное содержание серы в готовом агломерате составит более 2% и потребуется повторная агломерация. Введение расчетного количества флюсов не обеспечивает необходимого содержания серы и свинца в шихте. Для корректировки состава шихты по свинцу и сере, а также для придания ей хорошей газопроницаемости в шихту добавляют оборотный агломерат в количестве 100-300% от массы сырой шихты.

Производят процесс агломерирующего обжига на агломерационных спекательных машинах, отличительной особенностью которых является интенсивное просасывание (или продувка) воздуха в процессе обжига через слой шихты. Это позволяет легко совместить в одном металлургическом агрегате и окислительный обжиг свинцового концентрата, и спекание обожженного материала. Такое оборудование получило повсеместное распространение на свинцовых заводах.

1.1 Шихта агломерации и ее подготовка

Основные составляющие агломерационной шихты - железосодержащие материалы (рудный концентрат, руда, колошниковая пыль); возврат (отсеянная мелочь ранее произведенного агломерата); топливо (коксовая мелочь); влага, вводимая для окомкования шихты; известняк, вводимый для получения офлюсованного агломерата.

Кроме того, в шихту зачастую вводят известь (до 25-80 кг/т агломерата), что улучшает комкуемость шихты, повышая ее газопроницаемость, прочность агломерата; марганцевую руду (до 45 кг/т агломерата) для повышения содержания марганца в чугуне и отходы (прокатную окалину, шламы и другие материалы, вносящие оксиды железа).

Подготовку шихты, как и спекание, ведут на агломерационных фабриках. Подготовка шихты должна обеспечить усреднение, необходимую крупность, дозирование компонентов шихты, смешивание и окомкование ее. Составляющие шихты из бункеров, где они хранятся, выдают с помощью весовых и объемных дозаторов. Дозирование должно обеспечить требуемый состав агломерата.

Для обеспечения равномерного распределения компонентов по всему объему шихты необходимо осуществлять хорошее смешивание шихты, что обычно проводят во вращающихся барабанах, сначала в смесительном, а затем в окомковательном, или совместив эти две операции в одном агрегате. При подаче в барабан воды, разбрызгиваемой над поверхностью шихты, происходит окомкование ее вследствие действия возникающих между частичками материала капиллярных сил.

Окомкованная шихта характеризуется более высокой газопроницаемостью. Большое влияние на комкуемость, а, следовательно, и газопроницаемость, оказывает содержание влаги в шихте. Газопроницаемость шихты возрастает по мере увеличения влажности до 6-9%, а при превышении этой величины шихта превращается в полужидкую массу, газопроницаемость которой низка. После окомкования шихту транспортируют к спекательной машине.

1.2 Процесс спекания

На колосниковую решетку конвейерной ленты загружают так называемую «постель» высотой 30-35 мм, состоящую из возврата крупностью 10-25 мм. Затем загружают шихту (250-350 мм). Под колосниковой решеткой создают разрежение около 7-10 кПа, в результате чего с поверхности в слои засасывается наружный воздух.

Чтобы процесс начался, специальным зажигательным устройством нагревают верхний слой шихты до 1200-1300°С, и топливо воспламеняется. Горение поддерживается в результате просасывания атмосферного воздуха. Зона горения высокой около 20 мм постепенно продвигается сверху вниз (до колосников) со скоростью 20-30 мм/мин.

В зоне горения температура достигает 1400-1500°С. При таких температурах известняк СаСО₃разлагается на СаО и СО₂, а часть оксидов железа шихты восстанавливается до FeO. Образующиеся СаО и FeO, а также оксиды шихты SiO₂, Fe₃O₄, Fe₂О₃, А1₂О₃ и др. вступают в химическое взаимодействие с образованием легкоплавких соединений, которые расплавляются. Образующаяся жидкая фаза пропитывает твердые частицы и химически взаимодействует с ними. Когда зона горения опустится ниже мест образования жидкой фазы, просасываемый сверху воздух охлаждает массу, пропитанную жидкой фазой, и последняя затвердевает, в результате чего образуется твердый пористый продукт - агломерат. Поры возникают в результате испарения влаги и просасывания воздуха. Продвижение через слой шихты сверху вниз зоны, в которой происходит горение топлива и формирование агломерата (т.е. спекаемого слоя), длится 8-12 мин и заканчивается при достижении постели.

1.3 Агломерационные спекательные машины

В свинцовом производстве используют агломерационные спекательные машины двух типов: с прососом воздуха через слой шихты сверху вниз и продувом шихты воздухом снизу вверх. Обжиг и спекание шихты происходит на спекательных тележках (паллетах). Паллета представляет собой стальной или чугунный короб с днищем из чугунных колосников. Каждая паллета опирается на четыре ходовых ролика, которые в верхней части катятся по горизонтальному рельсовому пути, в нижней - по направляющим, наклоненным под углом 3-5° к горизонту. Подъем и перемещение паллет производится с помощью приводных звездочек. Нижние края паллет плотно прижаты к бортам стальных вакуумных камер, соединенных с эксгаустером. Разрежение в камерах составляет 1,5-8 кПа. Шихта агломерации поступает в бункер над аглолентой, с помощью маятникового питателя ее загружают на движущиеся паллеты. Зажигание шихты осуществляется под горном при прососе воздуха. Окончание спекания совпадает с прохождением паллетой последних вакуум-камер, над которыми просасываемый воздух охлаждает спек. На закругленной направляющей разгрузочного участка тележка переворачивается, ударяется о предыдущую и от общего массива агломерата отрывается кусок, равный длине паллеты. Выпавший спек попадает на колосниковый грохот, затем поступает в дробилку и вновь на грохот. Верхний продукт грохота крупностью +20-100 мм является готовым агломератом и идет в плавку. Нижний продукт грохота измельчают и вводят в шихту как оборотный агломерат.

Удельная производительность агломерационных машин изменяется от 8-10 т/(м2сут) (для свинцовых концентратов) до 20-25 т/(м2сут) (для медного и никелевого сырья). Расход топлива на зажигание шихты составляет 1,5-2,0%.

Существенный недостаток агломерационных машин с прососом для спекания сульфидного сырья - сильное разубоживание обжиговых газов воздухом. Вследствие этого среднее содержание SО₂ в отходящих газах не превышает 1,5-3,0%. Особенно разубоживаются обжиговые газы в хвостовых вакуумных камерах.

Для предотвращения разбавления богатые серосодержащие газы отбирают из головных камер и направляют на производство серной кислоты, а бедный газ из хвостовых камер либо используют как оборотный, либо выбрасывают. Кроме того, недостатком агломерации с прососом воздуха является получение рыхлого, недостаточно прочного агломерата и приваривание спека к колосникам паллет.

Эти недостатки в значительной степени устраняются при использовании агломерационных машин с подачей дутья снизу вверх. Вся рабочая часть такой агломашины оборудована укрытием (колпаком) для сбора серосодержащих газов. Пространство в колпаке условно разделено на две зоны - богатого и бедного (в хвостовой части) газа, которые отсасываются раздельно двумя вентиляторами. Богатые газы, содержащие 5-7% SO₂, направляют на производство серной кислоты, бедные - 2-2,5% SO₂ или, отправляют в оборот в первые дутьевые камеры (рециркуляция), или после пылеочистки выбрасывают.

Дутьевые агломашины имеют три бункера: для постели, зажигательного слоя и основной шихты. Зажигательный горн расположен между питателями зажигательного слоя и основной шихты, под ним находится одна вакуумная камера. На зажженный слой загружают основную массу шихты, при этом меняется направление дутья, нижний горящий слой поджигает шихту, и ее горение перемещается снизу вверх.

Агломерационные машины с дутьем имеют в 1,5-2 раза большую удельную производительность (13-18 т/(м2сут)), устраняют припекание шихты к колосникам, позволяют повысить степень использования серы из газов, обжигать шихту с более высоким содержанием свинца.



2 Расчетная часть

2.1 Расчет рационального состава концентрата

1) Определяем количество PbS:

M (Pb) = 207,19 - M (PbS) = 239,25

50,0 кг Pb - x кг PbS;

x = 57,74 кг PbS.

В нем S: 57,74 - 50,0 = 7,74 кг.

2) Определяем количество ZnS:

M (Zn) = 65,37 - M (ZnS) = 97,43

13 кг Zn - x кг ZnS;

x = 19,4 кг ZnS.

В нем S: 19,4 - 13 = 6,4 кг.

3) Определяем количество CuFeS₂:

M (Cu) = 63,55 - M (CuFeS₂) = 183,52

3,2 кг Cu - x кг CuFeS₂;

x = 9,24 кг CuFeS₂.

В нем S: M (CuFeS₂) = 183,52 - 2M (S) = 64,12

9,24 кг CuFeS₂ - x кг 2S;

x = 3,23 кг,

тогда Fe: 9,24 - 3,2 - 3,23 = 2,81 кг.

Всего с этими минералами связано серы: 7,74 кг - с PbS; 6,4 кг - с ZnS; 3,23 кг - с CuFeS₂.

7,74 + 6,4 + 3,23 = 17,37 кг S.

Остальная сера в количестве 20,0 - 17,37 = 2,63 кг будет связана с железом в FeS₂ и Fe₇S₈. Для их образования имеется свободного железа 6,0 - 2,81 = 3,19 кг.

4) Определяем количество FeS₂ и Fe₇S₈.

обозначим через «a» кг количество Fe в FeS₂, тогда «(3,19 - а)» кг - количество Fe в Fe₇S₈.

Составляем уравнения:

а) для FeS₂:

M (Fe) = 55,85 - 2M (S) = 64,12

a кг Fe - x кг 2S;

x = 1,15 • a кг S в FeS₂.

б) для Fe₇S₈:

M (Fe₇) = 390,95 - M (S₈) = 256,48

3,19- a кг 7Fe - y кг 8S;

y = 2,09 - 0,66 • а кг S в Fe₇S₈.

Так как «х + у = 2,63» кг (количество серы в двух минералах: FeS₂ и Fe₇S₈), «x = 1,15 • a» кг, «y = 2,09 - 0,66 • а» кг.

Находим a: 1,15 • a + 2,09 - 0,66 • а = 2,63; а = 1,10 кг.

x = 1,15 • a = 1,15 • 1,10 = 1,27 кг S₂;

y = 2,09 - 0,66 • а = 2,09 - 0,66 • 1,10 = 1,36 кг S₈.

Следовательно, количество FeS₂: 1,10 + 1,27 = 2,37 кг;

количество Fe₇S₈: (3,19 - 1,10) + 1,36 = 3,45 кг.

5) Определяем количество CaCO₃:

M (CaO) = 56,08 - M (CaCO₃) = 100,09

2 кг CaO - x кг CaCO₃;

x = 3,56 кг CaCO₃.

В нем CO₂: 3,56 - 2 = 1,56 кг.

По полученным расчетным данным составляем таблицу рационального состава концентрата:

Рациональный состав концентрата

	Pb	Zn	Cu	Fe	S	CaO	CO2	SiO2	Al2O3	Прочие	Всего
PbS	50,00	-	-	-	7,74	-	-	-	-	-	57,74
ZnS	-	13,00	-	-	6,40	-	-	-	-	-	19,4
CuFeS2	-	-	3,2	2,81	3,23	-	-	-	-	-	9,24
FeS2	-	-	-	1,10	1,27	-	-	-	-	-	2,37
Fe7S8	-	-	-	2,09	1,36	-	-	-	-	-	3,45
CaCO3	-	-	-	-	-	2,00	1,56	-	-	-	3,56
SiO2	-	-	-	-	-	-	-	3,50	-	-	3,5
Al2O3	-	-	-	-	-	-	-	-	0,50	-	0,5
Прочие	-	-	-	-	-	-	-	-	-	0,24	0,24
Всего	50,00	13,00	3,20	6,00	20,00	2,00	1,56	3,50	0,50	0,24	100

2.2 Расчет рационального состава флюсов

Аналогично производим расчет рационального состава флюсов. Обычно составляющие флюсов находятся в виде следующих минералов:

Fe - в виде Fe₂O₃;

CaO - в виде CaCO₃;

SiO₂, Al₂O₃ - в виде SiO₂, Al₂O₃;

Mg - в виде MgCO₃.

а) Кварцевая руда.

В ней SiO₂ - 92 кг.

Определяем количество Fe₂O₃:

2M (Fe) = 111,7 - M (Fe₂O₃) = 159,7

4,0 кг Fe - x кг Fe₂O₃;

x = 5,72 кг Fe₂O₃.

В нем O₂: 5,72 - 4 = 1,72 кг.

б) Известняк.

В нем CaO - 47,8 кг.

Определяем CaCO₃:

M (CaO) = 56,08 - M (CaCO₃) = 100,09

47,8 кг CaO - x кг CaCO₃;

x = 85,31 кг CaCO₃.

В нем CO₂: 85,31 - 47,8 = 37,51 кг.

Определяем количество Fe₂O₃:

2M (Fe) = 111,7 - M (Fe₂O₃) = 159,7

5,2 кг 2Fe - x кг Fe₂O₃;

x = 7,43 кг Fe₂O₃.

В нем O₂: 7,43 - 5,2 = 2,23 кг.

в) Железная руда.

Определяем количество Fe₂O₃:

2M (Fe) = 111,7 - M (Fe₂O₃) = 159,7

59,5 кг 2Fe - x кг Fe₂O₃;

x = 85,07 кг Fe₂O₃.

В нем O₂: 85,07 - 59,5 = 25,57 кг.

Определяем количество CaCO₃:

M (CaO) = 56,08 - M (CaCO₃) = 100,09

2 кг CaO - x кг CaCO₃;

x = 3,57 кг CaCO₃.

В нем CO₂: 3,57 - 2 = 1,57 кг.

По полученным расчетным данным составляем таблицу рационального состава флюсов:

Рациональный состав флюсов

	Кварцевая руда	Известняк	Железная руда
	SiO2	Fe	O2	прочие	всего	SiO2	Fe	O2	CaO	CO2	прочие	всего	SiO2	Fe	O2	CaO	CO2	прочие	всего
Fe2O3	-	4,0	1,72	-	5,72	-	5,2	2,23	-	-	-	7,43	-	59,5	25,57	-	-	-	85,07
SiO2	92	-	-	-	92	6,0	-	-	-	-	-	6,0	9,0	-	-	-	-	-	9,0
CaCO3	-	-	-	-	-	-	-	-	47,8	37,51	-	85,31	-	-	-	2,0	1,57	-	3,57
Прочие	-	-	-	2,28	2,28	-	-	-	-	-	1,26	1,26	-	-	-	-	-	2,36	2,36
Всего	92	4,0	1,72	2,28	100	6,0	5,2	2,23	47,8	37,51	1,26	100	9,0	59,5	25,57	2,0	1,57	2,36	100

2.3 Расчет количества и состава штейна

Плавку свинцового концентрата ведут без получения штейна в тех случаях, когда массовая доля Cu в концентрате менее 1%, если выше, то при плавке таких концентратов получают штейн. Выход штейна колеблется в пределах 6 - 10% от массы проплавляемого концентрата. Поэтому, чем больше меди в концентрате, тем более богатый по меди штейн получают (но не его количество). Обычно медные штейны содержат меди от 20 до 40%.

Для расчёта принимаем ряд практических данных:

1) извлечение меди в штейн - 80%;

2) содержание меди в штейне - 30%;

3) извлечение свинца в штейн - 3,2%;

4) извлечение цинка в штейн - 3,4%;

5) содержание серы - 20%;

6) количество прочих - 5%.

Штейны представляют собой сплав сульфидов различных металлов. Основой свинцового медного штейна является сплав Cu₂S - FeS₂ - PbS • ZnS, в котором имеются в небольшом количестве растворенные сульфиды других металлов (Ag₂S, Sb₂S₃), металлы (Au, Pb, Ag), кислород и т.д.

Определяем количество Cu в штейне: 3,2 • 0,8 = 2,56 кг, тогда количество штейна:

2,56 кг - 30%

x кг - 100%;

x = 8,53 кг,

В нем: Pb: 50,0 • 0,032 = 1,6 кг,

Zn: 13 • 0,034 = 0,44 кг,

S: 8,53 • 0,2 = 1,71 кг,

Прочие: 8,53 • 0,05 = 0,43 кг.

Количество Fe определяется по разности: 8,53 - (2,56 + 1,6 + 0,44 + 1,71 + 0,43) = 1,79 кг.

Полученные данные сводим в таблицу:

Состав штейна

	Cu	Pb	Zn	Fe	S	Прочие	Всего
кг	2,56	1,6	0,44	1,79	1,71	0,43	8,53
%	30,0	18,8	5,2	21,0	20,0	5,0	100

Для образования штейна необходимо в агломерате оставить определенное количество серы. Причем количество серы в агломерате должно быть больше, чем требуется для штейна на величину Д (десульфуризация плавки), так как она в процессе плавки переходит в другие продукты (шлак, черновой свинец, шпейзу, пыль). Д плавки в пределах 20 - 40% (и выше) зависит от многих факторов, поэтому для расчёта принимаем 30% с учетом, что в это количество серы входит и сера, которая необходима для других продуктов плавки. тогда:

x = 1,71 + 0,3 • x;

x = 2,443 кг S.

2.4 Определяем состав самоплавкого шлака

Шлаки свинцовой плавки относятся к наиболее сложным продуктам в пирометаллургических процессах, представляющие собой сплав различных металлов и металлоидов, образующих между собой те или иные химические соединения, а также твердые и жидкие растворы и эвтектические смеси. Практика выработала составы, удовлетворяющие требованиям технологии, так называемые типовые шлаки.

Как правило, главнейшими шлакообразующими компонентами являются CaO, SiO₂ и FeO, сумма которых достигает 90%. Поскольку свинцовые концентраты часто содержат цинк в значительном количестве, который в процессе плавки переходит в шлак в виде ZnO, то в этом случае шлаки получаются более сложного состава и 90% составляет уже сумма четырех оксидов: SiO₂, CaO, FeO и ZnO. Если содержание ZnO в шлаках увеличивается, необходимо пропорционально понизить содержание CaO и SiO₂ и повысить содержание FeO.

Установлено, что состав шлаков, хорошо удовлетворяющих условиям технологического процесса, отвечает правилу Нортона: УSiO₂ + ZnO = 38 - 40%, УcaO + ZnO = 28 - 30%. Чтобы выбрать тип шлака и определить расход флюсов для его образования, необходимо прежде всего определить состав самоплавкого шлака, т.е. того шлака, который получится при плавке без флюсов и выяснить, возможно ли, не нарушая технологического режима, получить данный шлак; если нет, то определить состав и количество флюсов, которые необходимо добавить. Расчёт самоплавкого шлака ведется из следующих условий:

1) считают, что все породообразующие концентрата (SiO₂, CaO и др.) полностью переходят в шлак;

2) железо переходит в шлак за вычетом железа, переходящего в штейн;

3) цинк переходит в шлак на 90%.

а) Определяем количество железа, переходящего в шлак: 6,0 - 1,79 = 4,21 кг.

Так как железо в шлаке находится в виде FeO, то делаем пересчет:

M (Fe) = 55,85 - M (FeO) = 71,85

4,21 кг Fe - x кг FeO;

x = 5,42 кг FeO.

б) Определяем количество цинка в шлаке: 13 - 0,44 • 0,90 = 12,604 кг, что в пересчете на ZnO составит:

M (Zn) = 65,37 - M (ZnO) = 81,37

12,604 кг Zn - x кг ZnO;

x = 15,69 кг ZnO.

Для расчета принимаем сумму основных шлакообразующих оксидов 90% и составляем таблицу самоплавкого шлака.

Состав самоплавкого шлака

	SiO2	FeO	CaO	ZnO	Всего
кг	3,5	5,42	2	15,69	26,61
%	11,8	18,3	6,8	53,1	90
Типовые шлаки, %	6-35	36-44	3-20	0-40

Анализируя данные таблицы 5, видно, что в шлак необходимо добавить флюсы.

2.5 Выбор типа шлака и расчет количества флюсов

Выбирая типовой состав шлака, нужно руководствоваться тем, чтобы расход флюсов был минимальным.

Для данного расчёта принимаем следующий состав шлака: ZnO = 21%; SiO₂ = 19%; CaO = 9%; FeO = 41% (такое высокое содержание FeO необходимо для улучшения растворения большого количества ZnO).

Общее количество шлака будет (по ZnO):

Zn - 15,69 кг - 21%

x кг Zn - 100%;

x = 74,71 кг.

Тогда в шлаке будет:

SiO₂: 74,71 • 0,19 = 14,19 кг,

CaO: 74,71 • 0,09 = 6,72 кг,

FeO: 74,71 • 0,41 = 30,63 кг.

Необходимо добавить с флюсами:

SiO₂: 9,79 - 3,5 = 6,29 кг,

CaO: 6,72 - 2 = 4,72 кг,

FeO: 30,63 - 5,42 = 25,21 кг.

Так как железо во флюсах находится в виде Fe₂O₃, то делаем перерасчет его на FeO:

а) для железной руды:

M (Fe) = 55,85 - M (FeO) = 71,85

59,5 кг Fe - x кг FeO;

x = 76,5 кг FeO.

б) для известняка:

M (Fe) = 55,85 - M (FeO) = 71,85

5,2 кг Fe - x кг FeO;

x = 6,7 кг FeO.

в) для кварца:

M (Fe) = 55,85 - M (FeO) = 71,85

4,0 кг Fe - x кг FeO;

x = 5,1 кг FeO.

Необходимо составить таблицу шлакообразователей, для этого вводим обозначения:

x - количество известняка,

y - количество кварца,

z - количество железной руды.

Шлакообразователи

Флюсы	кг	SiO2	FeO	CaO
		%	кг	%	кг	%	кг
Известняк	x	6,0	0,06x	6,7	0,067х	47,8	0,478x
Кварц	y	92,0	0,92у	5,1	0,051у	-	-
Железная руда	z	9,0	0,09z	76,5	0,765z	2,0	0,02z
Всего		6,29		25,21		4,72

Составляем систему уравнений с тремя неизвестными:

Решаем данную систему уравнений по методу Крамера. Находим Д - основной определитель.

Тогда

Тогда y

Тогда z

Следовательно, x = 8,54 кг, y = 3,15 кг, z = 32 кг.

Делаем проверку состава рассчитанного шлака:

SiO2: 3,5 + 0,06•8,54 + 0,92 • 3,15 + 0,09 • 32=	9,79 кг,	14,02%
CaO: 2 + =	6,72 кг,	9,63%
FeO: 5,42 +	30,63 кг,	43,88%
ZnO:	15,69 кг,	22,47%
	62,83 кг,	90,00%.

2.6 Определение состава шихты агломерации

1. Концентрат - 100,00 кг;

2. Кварц - 3,15 кг;

3. Известняк - 8,54 кг;

4. Железная руда - 32 кг;

Всего - 143,69 кг.

Необходимо рассчитать рациональный и химический состав шихты агломерации.

1. В кварце.

Содержание:

SiO₂: 0,92 • y = 0,92 • 3,15 = 2,9 кг;

FeO: 0,051• y = 0,051• 3,15 = 0,16 кг.

В нем Fe:

M (Fe) = 55,85 - M (FeO) = 71,85

x кг Fe - 0,16 кг FeO;

x = 0,12 кг Fe.

В пересчете на Fe₂O₃:

2 M (Fe) = 111,7 - 3 M (O) = 48

0,12 кг 2Fe - x кг 3O;

x = 0,05 кг O.

Всего Fe₂O₃: 0,12 + 0,05 = 0,17 кг.

2. В известняке.

Содержание:

SiO₂: 0,06• x = 0,06•8,54 = 0,51 кг;

FeO: 0,067 • x = 0,067 • 8,54 = 0,57 кг,

В нем Fe:

M (Fe) = 55,85 - M (FeO) = 71,85

x кг Fe - 0,57 кг FeO;

x = 0,44 кг Fe.

В пересчете на Fe₂O₃:

2 M (Fe) = 111,7 - 3 M (O) = 48

0,44 кг 2Fe - x кг 3O;

x = 0,19 кг O.

Всего Fe₂O₃: 0,44 + 0,19 = 0,63 кг.

Содержание CaO: 0,478 • x = 0,478 • 8,54 = 4,08 кг.

Тогда CaCO₃:

M (CaO) = 56,08 - M (CaCO₃) = 100,09

4,08 кг CaO - x кг CaCO₃;

x = 7,28 кг CaCO₃.

В нем CO₂: 7,28 - 4,08 = 3,2 кг.

3. В железной руде.

Содержание:

SiO₂: 0,09 • z = 0,09 • 32 = 2,88 кг,

FeO: 0,765 • z = 0,765 • 32 = 24,48 кг,

В нем Fe:

M (Fe) = 55,85 - M (FeO) = 71,85

x кг Fe - 24,48 кг FeO;

x = 19,03 кг Fe.

В пересчете на Fe₂O₃:

2 M (Fe) = 111,7 - 3 M (O) = 48

19,03 кг 2Fe - x кг 3O;

x = 8,18 кг O.

Всего Fe₂O₃: 19,03 + 8,18 = 27,21 кг.

Содержание CaO: 0,02 • z = 0,02 • 32 = 0,64 кг.

Тогда CaCO₃:

M (CaO) = 56,08 - M (CaCO₃) = 100,09

0,64 кг CaO - x кг CaCO₃;

x = 1,14 кг CaCO₃.

В нем CO₂: 1,14 - 0,64 = 0,5 кг.

Все рассчитанные данные сводим в таблицу:

Рациональный и химический состав шихты

		Pb	Zn	Cu	Fe	S	CaO	CO2	SiO2	Al2O3	O2	Прочие	Всего
													кг	%
Концентрат	PbS	50	-	-	-	7,74	-	-		-	-	-	57,74
	ZnS	-	13	-	-	6,40	-	-	-	-	-	-	19,40
	CuFeS2	-	-	3,2	2,81	3,23	-	-	-	-	-	-	9,24
	FeS2	-	-	-	1,10	1,27	-	-	-	-	-	-	2,37
	Fe7S8	-	-	-	2,09	1,36	-	-	-	-	-	-	3,45
	CaCO3	-	-	-	-	-	2,0	1,56	-	-	-	-	3,56
	SiO2	-	-	-	-	-	-	-	3,5	-	-	-	3,50
	Al2O3	-	-	-	-	-	-	-	-	0,5	-	-	0,50
	Прочие	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	0,24	0,24
	Итого	50	13	3,2	6,0	20,0	2,0	1,56	3,5	0,5	-	0,24	100	69,59
Кварц. руда	Fe2O3	-	-	-	0,12	-	-	-	-	-	0,05	-	0,17
	SiO2	-	-	-	-	-	-	-	2,9	-	-	-	2,90
	Прочие	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	0,08	0,08
	Итого	-	-	-	0,12	-	-	-	2,9	-	0,05	0,08	3,15	2,19
Известняк	Fe2O3	-	-	-	0,44	-	-	-	-	-	0,19	-	0,63
	SiO2	-	-	-	-	-	-	-	0,51	-	-	-	0,51
	CaCO3	-	-	-	-	-	4,08	3,2	-	-	-	-	7,28
	Прочие	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	0,12	0,12
	Итого	-	-	-	0,44	-	4,08	3,2	0,51	-	0,19	0,12	8,54	5,95
Железная руда	Fe2O3	-	-	-	19,03	-	-	-	-	-	8,18	-	27,21
	SiO2	-	-	-	-	-	-	-	2,88	-	-	-	2,88
	CaCO3	-	-	-	-	-	0,64	0,5	-	-	-	-	1,14
	Прочие	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	0,77	0,77
	Итого	-	-	-	19,03	-	0,64	0,5	2,88	-	8,18	0,77	32	22,27
всего	кг	50	13	3,2	25,59	20,0	6,72	5,26	9,79	0,5	8,42	1,21	143,69	100,00
	%	34,80	9,05	2,23	17,81	13,92	4,68	3,66	6,81	0,35	5,86	0,84	100,00	100,00



2.7 Расчет рационального состава агломерата

В процессе окислительного обжига сульфиды металлов переходят в оксиды, частично в сульфаты. На основании практических данных принимаем, что сера агломерата находится на 80% в виде сульфидов и на 20% в виде сульфатов. Всего серы в агломерате 2,443 кг, следовательно:

Сера сульфидная связана с цинком, свинцом и медью и распределяется согласно их химическому сродству к сере в следующем соотношении: со свинцом - 76%, цинком - 18%, медью - 6%.

1) Определяем количество сульфидной серы, связанной со свинцом:

1,954 • 0,76 = 1,48 кг S.

Тогда количество PbS:

M (PbS) = 239,26 - M (S) = 32,06

x кг PbS - 1,48 кг S;

x = 11,04 кг PbS.

В нем Pb: 11,04 - 1,48 = 9,56 кг.

2) Определяем количество сульфидной серы, связанной с цинком:

1,954 • 0,18 = 0,352 кг S.

Тогда количество ZnS:

M (ZnS) = 97,43 - M (S) = 32,06

x кг ZnS - 0,352 кг S;

x = 1,07 кг ZnS.

В нем Zn: 1,07 - 0,352 = 0,718 кг.

3) Определяем количество сульфидной серы, связанной с Cu₂S:

1,954 - (1,48 + 0,352) = 0,122 кг S.

Тогда количество Cu₂S:

M (Cu₂S) = 159,16 - M (S) = 32,06

x кг Cu₂S - 0,122 кг S;

x = 0,606 кг Cu₂S.

В нем Cu: 0,606 - 0,122 = 0,484 кг.

Распределение сульфатной серы берем на основании практических данных: со свинцом - 92,5%, с кальцием - 7,5%; следовательно, со свинцом: 0,489 • 0,925 = 0,452 кг, с кальцием: 0,489 - 0,452 = 0,037 кг.

4) Определяем количество PbSO₄:

M (PbSO₄) = 303,26 - M (S) = 32,06

x кг PbSO₄ - 0,452 кг S;

x = 4,275 кг PbSO₄.

В нем Pb:

M (Pb) = 207,19 - M (PbSO₄) = 303,26

x кг Pb - 4,275 кг PbSO₄;

x = 2,92 кг Pb.

В нем О₂: 4,275 - (2,92 + 0,452) = 0,903 кг.

5) Определяем количество CaSO₄:

M (CaSO₄) = 136,14 - M (S) = 32,06

x кг CaSO₄ - 0,037 кг S;

x = 0,157 кг CaSO₄.

Тогда количество CaO:

M (CaO) = 56,08 - M (CaSO₄) = 136,14

x кг CaO - 0,157 кг CaSO₄;

x = 0,064 кг CaO.

В нем О₂: 0,157 - (0,064 + 0,037) = 0,056 кг.

Осталось несвязанных металлов:

1. Pb: 50 - (9,56 + 2,92) = 37,52 кг,

2. Cu: 3,2 - 0,484 = 2,716 кг,

3. Zn: 13 - 0,718 = 12,282 кг,

4. CaO: 6,72 - 0,064 = 6,656 кг.

Эти металлы будут находиться в агломерате в виде оксидов (PbO, ZnO, Cu₂O), как свободных, так и связанных в ферриты, силикаты. Для упрощения расчета считаем на свободные оксиды.

а) Определяем количество PbO:

M (PbO) = 223,19 - M (Pb) = 207,19

x кг PbO - 37,52 кг Pb;

x = 40,42 кг PbO.

В нем O₂: 40,42 - 37,52 = 2,9 кг.

б) Определяем количество ZnO:

M (ZnO) = 81,37 - M (Zn) = 65,37

x кг ZnO - 12,282 кг Zn;

x = 15,288 кг ZnO.

В нем O₂: 15,288 - 12,282 = 3,006 кг.

в) Определяем количество Cu₂O:

M (Cu₂O) = 143,1 - 2M (Cu) = 127,1

x кг Cu₂O - 2,716 кг Cu;

x = 3,058 кг Cu₂O.

В нем O₂: 3,058 - 2,716 = 0,342 кг.

На основании практических данных установлено, что до 60% железа связано в Fe₃O₄, а 40% - в Fe₂O₃. Всего железа в шихте 25,59 кг, из него связано в:

Fe₂O₃: 25,59 • 0,40 = 10,24 кг,

Fe₃O₄: 25,59 - 10,24 = 15,35 кг,

что в пересчете на Fe₂O₃ и Fe₃O₄ составит:

количество Fe₂O₃:

M (Fe₂O₃) = 159,7 - 2M (Fe) = 111,7

x кг Fe₂O₃ - 10,24 кг Fe;

x = 14,64 кг Fe₂O₃.

В нем О₂: 14,64 - 10,24 = 4,4 кг.

количество Fe₃O₄:

M (Fe₃O₄) = 231,55 - 3M (Fe) = 167,55

x кг Fe₃O₄ - 15,35 кг Fe;

x = 21,21 кг Fe₃O₄.

В нем О₂: 21,21 - 15,35 = 5,86 кг.

Составляем таблицу рационального состава агломерата (табл. 8).

Выход агломерата составит:

Степень десульфуризации:

Рациональный состав агломерата

	Pb	Zn	Cu	Fe	S	O2	CaO	SiO2	Al2O3	Пр.	Всего
PbS	9,56	-	-	-	1,48	-	-	-	-	-	11,04
ZnS	-	0,718	-	-	0,352	-	-	-	-	-	1,07
Cu2S	-	-	0,484	-	0,122	-	-	-	-	-	0,606
PbSO4	2,92	-	-	-	0,452	0,903	-	-	-	-	4,275
PbO	37,52	-	-	-	-	2,9	-	-	-	-	40,42
ZnO	-	12,282	-	-	-	3,006	-	-	-	-	15,288
Cu2O	-	-	2,716	-	-	0,342	-	-	-	-	3,058
Fe2O3	-	-	-	10,24	-	4,4	-	-	-	-	14,64
Fe3O4	-	-	-	15,35	-	5,86	-	-	-	-	21,21
CaSO4	-	-	-	-	0,037	0,056	0,064	-	-	-	0,157
CaO	-	-	-	-	-	-	6,656	-	-	-	6,656
SiO2	-	-	-	-	-	-	-	9,79	-	-	9,79
Al2O3	-	-	-	-	-	-	-	-	0,5	-	0,5
Прочие	-	-	-	-	-	-	-	-	-	1,21	1,21
Всего	кг	50	13	3,2	25,59	2,443	17,467	6,72	9,79	0,5	1,21	129,92
	%	38,49	10,01	2,46	19,70	1,88	13,44	5,17	7,54	0,38	0,93	100,00



2.8 Определение количества оборотного агломерата

Обозначим содержание серы в шихте - 13,92 через «S₁», а содержание серы в агломерате 1,88 - через «S₂».

Заводской практикой установлено, что наилучшие результаты обжига с получением высококачественного агломерата будут при условии содержания серы в шихте (сырая + оборот) 5 - 8%.

Принимаем для расчета 6% и обозначаем количество первичной шихты через «a кг», а количество оборота - «(100 - a) кг».

Так как S₁ + S₂ = 6%, а S₁ = 0,1392 • a; S₂ = (100 - a) •0,0188, то составляем уравнение:

0,1...