Контрольная работа : Плавка во взвешенном состоянии 


Полнотекстовый поиск по базе:

Главная >> Контрольная работа >> Промышленность, производство


Плавка во взвешенном состоянии




ВВЕДЕНИЕ

Задачей любого металлургического производства, является получение металлов из перерабатываемого сырья в свободном металлическом состоянии или в виде химического соединения. В практических условиях эта задача разрешается с помощью специальных металлургических процессов, обеспечивающее отделение компонентов пустой породу от ценных составляющих сырья.

Получение металлической продукции из руд, концентратов или других видов металлосодержащего сырья – задача достаточно трудная. Она существенно усложняется для медных и никелевых руд, которые, как правило, являются сравнительно бедным и сложным по составу полиметаллическим сырьем. При переработке такого сырья металлургическими способами необходимо одновременно с получением основного металла обеспечить комплексное выделение всех других ценных компонентов в товарные продукты при высокой степени их извлечения.

В основе любого металлургического процесса лежит принцип перевода обрабатываемого сырья в гетерогенную систему, состоящую из двух, трех, а иногда и более фаз, которые должны отличаться друг от друга составом и физическими свойствами. При этом одна из фаз должна обогащаться извлекаемым металлом обедняться примесями, а другие фазы, наоборот, обедняться основными компонентами. Одним из таких процессов является плавка во взвешенном состоянии.

Плавкой во взвешенном состоянии называются процессы, при осуществлении которых мелкие сульфидные концентраты сжигают в факеле, образующемся при горении сульфидов шихты, подаваемое в раскаленное пространство печи через специальные горелки вместе с дутьем. За счет теплоты, выделяющейся при горении сульфидов, распыленная шихта нагревается и плавится. Образовавшиеся капли падают на поверхность шлакового расплава, находящегося в отстойной камере, где происходит расслаивание штейна и шлака [1].

Именно об этом металлургическом процессе и пойдет речь в данной курсовой работе.

1. ПЛАВКА ВО ВЗВЕШЕННОМ СОСТОЯНИИ В АТМОСФЕРЕ ПОДОГРЕТОГО ДУТЬЯ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО КИСЛОРОДА

1.1 Плавка во взвешенном состоянии в атмосфере подогретого дутья

Из основных разновидностей плавок во взвешенном состоянии плавка на подогретом дутье (финская плавка) является наиболее отработанным технологически и аппаратурно-автогенным процессом. Этот вид плавки в промышленном масштабе был впервые осуществлен в 1949 г. Финской фирмой «Оutocumpu» на заводе «Харьявалта». В настоящее время эту технологию используют более 30 заводов во всем мире для переработки медных, никелевых и пиритных концентратов.

Печь для плавки во взвешенном состоянии включает в себя три основных узла:

- вертикальную цилиндрическую плавильную камеру (шахту);

- горизонтальную отстойную зону для разделения шлака и штейна;

- газоход (аптейк) с котлом утилизатором [1].

Плавку осуществляют на подогретом от 200 до 900 – 1000 0Своздушком дутье или на дутье, обогащенном кислородом до 30 – 50 %. Используют и комбинированное дутье.

На своде шахты установлены шихтовые горелки, обеспечивающие горение сульфидной шихты в вертикальном факеле. Перед подачей в печь шихту подсушивают в барабанных и трубчатых сушилках до влажности 0,2%.

Шихтно-воздушная смесь из горелки поступает в раскаленное пространство плавильной шахты, где сульфиды воспламеняются. За время падения сульфидные частицы успевают в должной степени окислиться, а легкоплавкие сульфиды и железистые силикаты – расплавиться.

Процесс плавления начинается с прогревания частиц, которые при малых размерах достаточно нагреваются до температур, равных 550 – 650 0С. При этих температурах начинают интенсивно протекать реакции диссоциации высших сульфидов, идущие с поглощением теплоты.

2FeS2→2FeS + S2

4CuFeS2→2Cu2S + 2FeS + S2

4CuS→2Cu2S + S2

Бурно протекающие эндотермические реакции препятствуют прогреву частиц, и пока не удалится избыточная сера, температура частиц существенно не повысится. Горит на этой стадии только элементарная сера по реакции:

S2 + 2O2=2SO2

Быстрое окисление низших сульфидов и главным образом FeS по реакции:

2FeS + 3O2 + SiO2=2FeO*SiO2 + 2SO2

Начинается после практически полной диссоциации высших сульфидов.

Окисление сульфидов сопровождается образованием большого количества магнетита. Переокисление железа зависит от степени десульфуризации – с получением богатых штейнов большая часть железа переходит в форму магнетита.

Капли жидкой фазы, образующиеся в факеле, попадают на поверхность шлакового расплава в отстойной камере, а раскаленные газы – в газоход, отдавая при этом часть тепла расплаву в отстойнике. Температура в реакционной шахте 1350 – 1400 0С, в отстойнике 1250 – 1300 0С.

Продолжительность нахождения частицы во взвешенном состоянии и степень её окисления и плавления учитывают при определении размеров шахты. Диаметр шахты изменяется от 3 до 5,5 м., высота от 7,5 до 12м. Отстойная зона имеет ширину от 3,5 – 10 м., длину от 12 до 32 м. Размеры отстойной зоны рассчитывают исходя из пребывания в ней шлака в течении 5-7 ч.

Высота аптейка достигает 20 м. над уровнем расплава, что обусловлено необходимостью восстановления серы в газах.

При плавке получают штейн с содержанием меди 50 – 60 %, шлаки содержащие 0,7 – 2 % меди и газы (14 – 16 % SO2), используемые для производства серной кислоты или элементарной серы.

Шлаки подвергают обеднением флотацией, электроплавкой или обработкой пиритом. Производительность печей достигает 1500 т/сут. Шихты или 8 – 10 т*(м2*сут).

Вся печь выполнена из магнезитового кирпича. Футеровка плавильной камеры и аптейка заключены в металлический кожух из листовой стали. В кладку всех элементов печи заложено большое количество водоохлаждаемых кисонов. В боковые стены отстойной камеры установлены две медные водоохлаждаемые плиты с отверстиями для выпуски шлака, а в передней торцевой стене – чугунные шпуры для выпуска штейна.

Плавку осуществляют на подогретом от 200 до 900 – 1000 0С воздушном дутье или на дутье, обогащенном кислородом до 30 – 50 %. Используют и комбинированное дутье [1].

Конструкции печи взвешенной плавки на подогретом дутье на всех заводах одинаковы, кроме завода «Тамано» (Япония). Печь этого завода оснащена в отстойной камере электродами для перегрева шлака и его обеднения и смещенным в результате этого трубчатым газоходом.

1.2 Плавка во взвешенном состоянии в атмосфере технологического кислорода

Отличительной особенностью плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье является использование для её осуществления печей с горизонтальным факелом. Это обусловлено высокой скоростью окисления сульфидов в чистом кислороде и относительно низкой скоростью газовых потоков в печи в следствии небольшого объема образующихся технологических газов.

Кислородно-взвешенная (кислородно-факельная) плавка (КФП) применялась только на двух заводах в мире – в Канаде на заводе «Коппер – Клиф» и на медном заводе в Алмалыке (Узбекистан).

Печь для плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье (96 – 98 %) представляет собой плавильный агрегат с горизонтальным рабочим пространством с горелками для сжигания сульфидов, установленными на обоих торцах печи и центральным отводом газов.

Предварительно высушенная до содержания влаги менее 0,5 % шихта подается в струю кислорода горелками на одной из торцевых стен. В факеле печи протекают реакции диссоциации высших сульфидов:

2CuFeS2→Cu2S + 2FeS + 1/2S2

FeS2→FeS + 1/2S2

3NiS→Ni3S2 + 1/2S2

S + O2→SO2

и реакции окисления:

2FeS + 3O3 + SiO2=2FeO*SiO2 + 2SO2

FeS + 3/2O2=FeO + SO2

3FeO + 1/2O2=Fe3O4

Cu2S + O2 = Cu2O + SO2

MeS + O2=MeO + SO2

Восстановления магнетита сульфидами происходит по реакции:

Fe3O4 + FeS + 2SiO22 (2FeO*SiO2) + SO2

В противоположной стороне печи установлены для факельного сжигания в кислороде пирротинового или пиритного концентрата. В этом факеле образуются капли бедного по содержанию меди сульфидного расплава, служащего для промывки шлака перед выпуском с целью обеднения.

Штейн по мере накопления периодически выпускается через шпур, расположенный на одной из боковых стен.

Выпуск шлака осуществляется со стороны обеднительного торца. Отходящие газы, содержащие до 80 % SO2, направляются на химическое производство.

При сжигании сульфидов в чистом кислороде в факеле развивается высокая температура 1550 – 1600 0С. Для отвода избыточного тепла и защиты стен и свода от разрушения, кладку печи охлаждают, с помощью кессонов.

При высоких температурах факела в атмосфере технического кислорода горение сульфидов протекает очень быстро. И уже на расстоянии 0,6 – 1 м. от сопла, кислород полностью расходуется и горение заканчивается. Поэтому скорость горения сульфидов не влияет на конечную производительность.

Процесс КФП отличается высокой десульфуризацией, достигающей 75 %. Это позволяет получать очень богатые штейны, содержащие до 70 % меди.

Принципиальное единство технологических основ двух разновидностей плавки во взвешенном состоянии порождает общность их достоинств и недостатков [1].

Достоинства:

  1. Использование тепла сжигания сульфидов;

  2. Высокое извлечение серы в газы (70 – 80 %);

  3. Богатые по содержанию SO2 газы;

  4. Высокая удельная производительность агрегата;

  5. Возможность полной автоматизации процесса.

Недостатки:

  1. Высокое содержание меди в шлаках (до 2 %);

  2. производительность процесса вследствие медленной скорости штейнообразования и шлакообразования и разделения фаз в отстойной зоне, низка и затраты на подготовку шихты высокие.

2. ПЛАВКА Cu–КОНЦЕНТРАТА ВО ВЗВЕШЕННОМ СОСТОЯНИИ

Количество Cu

в CuFeS2 (28*3)/4=21 кг.

в Cu2S 28 – 21=7 кг.

Количество компонентов

CuFeS2

63.5 : 55.8 : 64 = 21 : a : b

a= Fe= 55.8/64*21=18,3 кг

b= S= 63.5/64*21=20,8 кг

в Cu2S

S= (32*7)/127= 1,76 кг

в NiS

S= 32/58.7*1=0,54 кг.

Fe

Оставшееся Fe 35 – 18,3 = 16,7 кг.

в FeS (16,7)/6=2,8 кг.

S=(32*2,8)/55.8=1.6 кг.

в FeS2=16,7-2,8=13,9 кг.

S=(64*13,9)/55,8=15,9 кг.

Таблица 1 – Рациональный состав Cu – концентрата на 100 кг

Компонент

Cu

Fe

Ni

S

SiO2

Прочие

Итого

CuFeS2

21

18,3

-

18

-

-

57,3

Cu2S

7

-

-

1,76

-

-

8,76

NiS

-

-

1

0,54

-

-

1,54

FeS

-

2,8

-

1,6

-

-

4,4

FeS2

-

13,9

-

13

-

-

26,9

SiO2

-

-

-

-

0,5

-

0,5

Прочие

-

-

-

-

-

0,7

0,7

Итого

28

35

1

34,9

0,5

0,7

100

Расчет пыли

Механический унос пыли взвешенной плавки составляет 10 % от веса шихты, из них 4 % безвозвратно.

Расчет на 1000 кг.

Количество CuFeS2 в механическом уносе

573*0,1*0,04=2,3 кг.

В нем:

Cu – 210*0,1*0,04=0,84 кг.

Fe – 183*0.1*0.04=0.732 кг.

S – 180*0.1*0.04=0.72 кг.

Количество Cu2S в механическом уносе

87,6*0,1*0,04=0,35

В нем:

Cu – 70*0,1*0,04=0,28 кг.

S – 17.6*0.1*0.04=0.07 кг.

Количество NiS в механическом уносе

154*0,1*0,04=0,616 кг.

В нем:

Ni – 10*0.1*0.04=0.04 кг.

S – 5.4*0.1*0.04=0.02 кг.

Количество FeS в механическом уносе

44*0,1*0,04=0,018 кг.

В нем:

Fe – 28*0.1*0.04=0.11 кг.

S – 16*0.1*0.04=0.064 кг.

Количество FeS2 в механическом уносе

269*0,01*0,04=0,556 кг.

В нем:

Fe – 139*0.1*0.04=0.556 кг.

S – 130*0.1*0.04=0.52 кг.

Количество SiO2 в механическом уносе

5*0,1*0,04=0,02 кг.

Прочие

0,7*0,1*0,04=0,003 кг.

Таблица 2 – Рациональный расчет концентрата с учетом уноса пыли на 1000 кг

Минерал

Компонент

Всего

Cu

Ni

Fe

S

SiO2

Прочие

кг.

%

CuFeS2

209,2

182,3

179,3

571

57,6

Cu2S

69,7

17,5

87,2

8,8

NiS

9,96

5,38

15,34

1,5

FeS

27,89

15,94

43,83

4,4

FeS2

138,4

129,5

267,9

27

SiO2

4,98

4,98

0,5

Прочие

9

9

0,9

Итого

кг.

278,9

9,96

348,59

347,6

4,98

9

1000

100

%

28,1

1

35,2

35,2

0,5

0,07

100

Расчет рационального состава штейна

На основании практики, принимаем извлечение Cu в штейн 95,4 %.

1. Количество Cu, перешедшее в штейн

278,9*0,954=266,1 кг.

Количество штейна про 60 % содержании Cu в нем составит

266,1/0,6=443,5 кг.

2. Количество S связанное с 266,1 кг. Cu

(266,1*32)/127,1=66,99 кг.

3. Количество Ni перешедшее в штейн

9,96*0,85=8,5 кг.

Количество S связанной с Ni

(8,5*64)/176=3,1 кг.

Количество Ni3S2 в штейне

3,1+8,5=1,6 кг.

4. Количество Cu2S в штейне

266,1+66,99=333,1 кг.

5. Количество О2 в штейне принимаем по данным практики: в содержании 60 % Cu равным 1,24 % О2

443,5*0,0124=5,5 кг.

С ним связано Fe в виде Fe3O4 в штейне

5,5+14,4=19,9 кг.

Количество FeS в штейне

443,5-333,1-19,9-14,4=76,1 кг.

Количество Fe в FeS

(76,1*55,8)/87,8=48,4 кг.

С ним связано S

76,1/2,74=27,8 кг.

Общее количество S в штейне

66,99+27,8+3,1=97,8 кг.

Таблица 3 – Состав штейна

Компонент

Cu2S

Ni3S2

FeS

Fe3O4

Всего

кг.

%

Cu

266.1

266,1

60,3

Ni

8.5

8,5

1,93

Fe

48.4

14.4

62,8

14,2

S

66.99

3.1

27.8

97,9

22,2

O2

5.5

5,5

1

Итого

кг.

333

11.6

76.2

19.9

441

100

%

75.5

2.6

17.3

4.5

100

Расчет количества шлака

1. Количество Cu, теряющееся в шлаке

278,9-266,1=12,8 кг.

Количество S, связанной с 12,8 кг. Cu, в виде Cu2S

(12.8*32)/127=3,22 кг.

2. Количество Ni, теряющееся со шлаком

9,96-8,5=1,46 кг.

Количество S, связанной с Ni3S2

(1.46*64)/176=0,5 кг.

3. Количество S, перешедшее в газы

S=Sк-таSш-та Sшл-ма=347,6 – 97,9 – 3,72=246 кг.

4. Количество FeS, окисляющегося до Fe3O4 и перешедшее в штейн по реакции

3FeS+5O2→Fe3O4+3SO2

(264*19,9)/22,7 кг.

Количество Fe, окисленного до Fe3O4

(22,7*55,8)/87,9=14,4 ru/

Количество О2, необходимое для образования 19,9 кг. Fe3O4

(22,7*160)/264=13,7 кг.

19,9-14,4=5,5 кг. О2 в Fe3O4

5. Количество Fe, находящегося в шлаке в форме FeO

348,59-62,8=285,8 кг.

Количество FeO в шлаке

(285,8*71,8)/55,8=367,7 кг.

Общее количество О2 необходимое для окисления Fe до FeO

367,7-285,8=81,9 кг.

6. Количество О2, необходимое для окисления S

(246*32)/32,07=245,4 кг.

Всего SO2 в газовой фазе

245,4+230=475,4 кг.

В шлак полностью перейдет полностью из концентрата SiO2 и прочие

Таблица 4 – Состав и количество шлака при плавке без флюсов

Компонент

Cu

Ni

Fe

S

O2

SiO2

Прочие

Итого

кг.

13,8

1,46

285,8

3,72

81,9

5

9

399,7

Компонент

Cu

Ni

Fe

S

O2

SiO2

Прочие

Итого

%

3,3

0,4

73

1

21

1

0,9

100

плавка взвешенный состояние штейн

Со шлаками такого состава теряется много Cu, поэтому плавку необходимо вести с флюсами. В качестве флюса используется кварцевая руда, %:

SiO2 – 74,8; FeFeO) – 3,8; прочие – 17,8.

Расчет шлака при плавке с флюсом

В качестве исходных данных для состава рационального шлака взято содержание в нем SiO2,равное 30 %, и содержание Fe3O4 равное 14 %.

0,784Х+5=0,3(391,4+Х+Y)

Y=0.0691*0.14(391.4+X+Y)

Y=0.00967*(391,4+X+Y)

Y=3.79+0.00967X+0.00967Y

где, 0,786 – доля SiO2 в песчанике; 5 – масса SiO2 из концентрата;

0,3 – доля SiO2 в шлаке (30 %); 391,4 – масса первичного шлака; 0,0691 – коэффициент пересчета на О2.

Решив уравнение получил

X=256 кг;

Y=6,6 кг.

Приняв пылевынос 4 %, получаем массу песчанника, добавляемого в шихту

256/0,96=266,7 кг.

В 256 кг. Песчанника содержится

256*0,784=200,8 кг.

256*0,038=9,7 кг.

прочие 256*0,178=45,6 кг.

Масса шлака

391,4+256+6,6=654 кг.

Так как в песчанике содержится 9,7 кг. FeO, находим количество Fe, поступившего с флюсом

(9,7*55,8)/71,8=7,5 кг.

С ним связано 2,2 кг. О2

Так как содержание Fe3O4 в шлаке равно 14 %, то масса его составит

(654*14)/100=91,6 кг.

В 91,6 кг. Fe3O4 содержится

Fe – 66,3 кг.

О2 – 91,6-66,3=25,3 кг.

Всего Fe в виде закиси

219,5+7,5=227 кг.

С 227 кг. Fe будет связано О2

(227*16)/55,8=65,1 кг.

Таблица 5 – Количество и состав шлака с учетом флюса

Компонент

Cu

Ni

Fe

S

O2

SiO2

Прочие

Всего

Cu2S

12,8

3,22

16

Ni3S2

1,46

0,5

1,96

FeO

227

65,1

292,1

Fe3O4

66,3

25,3

91,6

SiO2

––

200

200

Прочие

9

9

Итого

12,8

1,46

293,3

3,72

90,4

200

9

610,7

Расчет пыли

1. Количество Cu, перешедшей в пыль

280-278,9=1,1 кг.

2. Количество Ni, перешедшего в пыль

9,96-8,5=1,46 кг.

3. Количество S перешедшей в пыли

349-347,6=1,3 кг.

4. Количество SiO2 перешедшего в пыль

5-4,98=0,02 кг.

из песчаника

200-192=8,02

Всего SiO2 в пыли 8+0,02=8,02 кг.

5. Количество прочих в пыли

из концентрата – 16,3-16,2=0,1 кг.

из песченика – (266,8-256,1)*0,178=1,9 кг.

Всего прочих в пыли

0,1+1,9=2 кг.

6. Количество Fe в пыли

Из концентрата – 349-348,5=0,5 кг.

Из песчаника – (266,8-256,1)*-0,038=0,4 кг. FeO или 0,31 кг. Fe

Всего Fe в пыли

0,315+0,5=0,815 кг.

7. Количество О2 в пыли

0,4-0,3=0,09 кг.

0,09+2,2=2,29 кг.

Таблица 6 – Количество и состав пыли

Компонент

Cu

Ni

Fe

S

O2

SiO2

Прочие

Итого

кг.

1,1

1,46

0,815

1,3

2,29

8,02

1,9

16,9

%

6,5

8,6

4,8

7,7

13,5

47,4

11,2

100

Расчет количества отходящих газов

Примем, что весь О2, необходимое для окисления реакции поступает с подогретым дутьем.

1) Количество О2, необхождимое для окисления Fe до FeO, составляет 90,4 кг.

2) Для окисления Fe до Fe3O4 необходимо О2

5,5+25,3=30,8 кг.

3) Для окисления S требуется 245,4 кг. О2

Общий расход на плавку О2, составит 366,6 кг.

Вместе с О2 в печь поступит N2 при содержании О2 в дутье 24,6 %:

366,6/0,246*0,754=1123,6 кг.

При содержании в концентрате влаги 0,1 % в печь поступит её

(1000+266,8)/0,999-(1000+266,8)=1,268 кг.

Таблица 7 – Количество и состав отходящих газов

Газы

кг.

м3

%(объемные)

SO2

475,4

165,9

15,9

N2

1123,6

876,5

84

H2O

1,268

1,577

0,15

Итого

1600

1043,97

100

Таблица 8 – Материальный баланс плавки сульфидного медного концентрата на подогретом воздушном дутье, кг

Поступило

Материал

баланса

Всего

В том числе

Cu

Ni

Fe

S

SiO2

O2

N2

Прочие

H2O

Загружено

концентрата

1001,3

278,9

9,96

348,59

347,6

4,98

9

1,3

Песчаника

260,6

7,8

203

2,26

47,5

Воздуха

1490

366,6

1164

––

Итого

2752

279

9,96

356,4

347,6

208

368,9

1164

56,5

1,3

Получено

Всего

Cu

Ni

Fe

S

SiO2

O2

N2

Прочие

H2O

Штейна

441

265,4

7,5

62,8

97,9

5,5

Шлака

610,7

12,3

1,46

292,5

3,7

200

90,4

54,6

Пыли

16,9

1,1

1

0,8

1,3

8

1,9

Газов

1683

244,7

273

1164

1,3

Итого

2752

279

9,96

356,4

347,6

208

368,9

1164

56,5

1,3

Степень десульфаризации

(244,7/347,6)*100=70 %

Расчет теплового быланса плавки

Приход тепла

Окисление сульфидов железа

Количество Fe, окисляемого до FeO, равно

219,5+1,4=220,9 кг.

По реакции:

2FeS + 3O2=2Fe + 2SO2 + 470786 кДж

Всего выделится тепла

(470786*220,9)/(2*55,8)=122789 кДж

Количество Fe, окисленного до Fe3O4 составляет

14,3+66,3=80,6 кг.

По реакции:

3FeS + 5O2=Fe3О4 + 3SO2 + 172537 кДж

Выделится тепла

1723537/(3*55,85)*80,6=855500 кДж

Всего при окислении FeS выделится тепла

122789+855500=977689 кДж

Окисление серы

Всего в газы переходит 244,7 кг., в том числе

от окисления FeS до FeO

244,7*32*55,8=140,3 кг.

От окисления FeS до Fe3O4

83.117*32/55,8=47,7

Количество S от диссациации составляет

244,7-47,7-140,3=56,7 кг.

Количество тепла выделяющегося при окислении S по реакции

S + O2= SO2 + 297086 кДж

47,7*2212=105512 кДж

Ошлакование закиси железа

Тепло от ошлакования FeO по реакции

2FeO = SiO2 = 2FeO*SiO2 = 29309 кДж

Всего тепла от ошлакования FeO выделится

(29309*244,4)/(2*55,8)=65119 кДж

Ошлакование CaO

Тепло от ошлакования CaO определим по реакции

CaO + SiO2 = CaO*SiO2 + 90020 кДж

На ошлакование 1 кг. CaO выделится тепла

21500/56=1605 кДж

В песчанике содержится 3 % СaO или 7,684 кг.

Всего тепла от ошлакования СаО выделится

1605*7,684=12333 кДж

Таким образом, от экзотермических реакциё поступит тепла

977689 + 105513 + 65119 + 12333 = 1160653 кДж

Физическое тепло

Твердая шихта поступает в печь взвешенной плавки предварительно подсушенной в распылительных сушилках. На выходе в печь температура шихты 25 0С. Физическое тепло шихты при 25 0С составит

4,187*1268*0,22*25=29202 кДж

а весь приход тепла составлит

1160653 + 29202 = 1189855 кДж

Расход тепла

1) Весь расход тепла на диссациацию 1 моля серы равен 83,7 кДж, получим расход на образование 47,3 серы равен

(47,3/32)*83,7=123,642 кДж

Количество тепла затрачиваемого на разложение 1 моля СаСО3 равное 177947 кДж

Расход тепла на разложение СаСО3 равен

177947*7,68/56,1=24382 кДж

Всего расход тепла на эндотермические реакции составит

1236+24382=24505,6 кДж

2) Расход тепла с продуктами плавки

При нормально ведении процесса температура продуктов плавки, то есть штейна, шлака и отходящих газов, составит соответственно 1180 0С, 1250 0С, 1300 0С. При этом расход тепла с продуктами плавки составит, кДж

со штейнами – 4,184*441*0,22*1180=478999 кДж

со шлаками – 4,184*610,7*0,29*1250=926249 кДж

с пылью – 4,184*16,9*0,836*1300=76847 кДж

с SO2 – 4,184*475,4*715,3=1422784 кДж

c N2 – 4,184*1123,6*444,9=2091538 кДж

с НО2 – 4,184*1,5=6,3 кДж

Всего – 13332423 кДж

Потери через кладку и неплотноси в печи составляют 4,5% от общего расхода тепла. Тогда общий расход тепла составит

13332423/0,95=14034129 кДж

Теплосодержание 1м3 воздуха подогретого до 200 0С равно 261,9 кДж/м3

Тогда с воздухом вводится тепла

261,9*1334,76=34574 кДж

Дефицит тепла составит

14034129-34574-2395803=11603752 кДж

Это тепло необходимо подать в печь путем сжигания природного газа

Природный газ имеет состав(по объему), %: СН4 – 98; СО2 – 1,2; N2 – 0,8.

Для подсчета теплоты сгорания используем формулу

QHP=(85,89*СН4)*4,184=4,184*(85,89*98,7)=35469 кДж/м3

Принимаем коэффициент избытка воздухадля сжигания топлива α=1,1

Определим теоретическую потребность воздуха по реакции

СН4 + 2О2 → СО2 + 2Н2О

Потребность О2 на 100 м3 природного газа составляет, м3

для сгорания СН4 – 100*0,987*2=197,4

Всего потребуется 199,775 м3 О2

С учетом α=1,1, всего потребуется О2

199,775*1,1=219,753 м3

Теоретический состав газов от сжигания топлива следующий, м3

СО2 – 0,6+0,987*100+0,00675*100*2=100,65

Р2О – 0,987*100*2+0,00675*100*3+0,0025*100=199,45

N2 – 673,55

Расход газа для восполнения потерь составим Х м3.

Для сжигания газа при α=1,1 на 1м3 газа потребуется воздуха 8,933 м3

Температура воздуха, подаваемого на сжигание Х м3 газа равна 30 0С, а его теплоемкость 1,3 кДж/м3*0Сследовательно, тепло, вносимое воздухом, будет

Х*8,933*301,3=Х*348,4 кДж

Тепло от сжигания газа равно Х*8584,238

С отходящими газами при 1300 0С расход тепла, кДж

с СО2 – 1,0065*Х*2992,4=3012*Х

с Н2О – 1,9945*Х*2327=4641*Х

с N26,671*Х*1863=12428*Х

с О2 – 0,195*Х*1970=384*Х

Всего – 20465*Х

По приходу и расходу тепла от сжигания природного газа составляет уравнение

348,4Х+35941Х-20465Х=11603752

Х=6733 м3

Таким образом количество природного газа, необходимое для поддержания теплового баланса плавки во взвешенном состоянии на 1000 кг концентрата равно 62,2 м3.

СПИСОК ИСПОЛЬЗУЕМЫХ ИСТОЧНИКОВ

1. Металлургия тяжелых цветных металлов [Электронный ресурс]; электронный учебное пособие. Н.В. Марченко, Е.П. Вершинина, Э.М. Гильбенбрандт. Красноярск ИПК СФУ, 2009.

2. Металлургия меди, никеля и сопутствующих элементов. Б.П. Бледнов, В.Е. Дульнева. Красноярск, 1983 – 104 с.

Похожие работы: