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文档简介
1、 毕毕 业业 设设 计(论计(论 文)文) (冶金化工系冶金化工系) 题题 目目 年产年产 6 6 万吨锌冶炼沸腾焙烧炉的设计万吨锌冶炼沸腾焙烧炉的设计 专专 业业 冶金技术专业冶金技术专业 班班 级级 冶金冶金 06020602 班班 姓姓 名名 学学 号号 指导教师指导教师 完成日期完成日期 目 录 摘 要.1 第一章 设计概述.2 1.1 设计依据.2 1.2 设计原则和指导思想.2 1.3 厂址及建厂条件论证.2 1.4 毕业设计任务.3 第二章 工艺流程的选择与论证.4 2.1 原料组成及特点.4 2.2 锌冶金及沸腾焙烧工艺概述.4 2.3 沸腾焙烧工艺及主要设备的选择.5 2.3
2、.1 沸腾焙烧炉炉型.6 2.3.2 气体分布板及风箱.9 2.3.3 流态化床层排热装置.10 2.3.4 排料口.10 2.3.5 烟气出口.10 第三章 物料衡算及热平衡计算.11 3.1 锌精矿流态化焙烧物料平衡计算.11 3.1.1 锌精矿硫态化焙烧冶金计算.11 3.1.2 烟尘产出率及其化学和物相组成计算.12 3.1.3 焙砂产出率及其化学与物相组成计算.15 3.1.4 焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算.18 3.2 热平衡计算.21 3.2.1 热收入.21 3.2.2 热支出.24 第四章 沸腾焙烧炉的选型计算.26 4.1 床面积.26 4.2 前室面积.26
3、4.3 流态化床断面尺寸.27 4.4 流态化床高度(排料口高度).27 4.5 炉膛面积和直径.27 4.6 炉膛高度.28 4.7 气体分布板及风帽.29 4.7.1 气体分布板孔眼率.29 4.7.2 风帽.29 第五章 环保与安全.30 5.1 概述.30 5.2 废气治理.31 5.3 劳动保护.32 第六章 结论.33 致 谢.34 参考文献.35 摘 要 沸腾焙烧炉是炼锌的主要辅助设备。当前,社会和经济可持续发展新的价值观 和环保法规定对沸腾焙烧炉的设计与操作提出了越来越严格的要求。能否实现最大 限度的节能和最小程度的污染,高效率、高质、高寿命、低能耗、低污染,这是设 计的目标。
4、 本次设计参考锌冶金 、 有色冶金工厂设计原理 、 铅冶金有色冶金工厂设 计基础 、 有色冶金环境保护 、 重金属冶金学(第二版) 、 铅锌冶金学 、 有色 金属提取冶金手册(锌镉铅铋) 、 环保工作者实用手册(第二版) 、 我国铅锌冶 炼现状与持续发展 、 锌冶金工艺概述等进行设计。前后进行了资料收集、沸腾 焙烧炉的物料平衡与热平衡计算、炉型基本尺寸的确定,依据能量守恒定律进行验 算修订等。 说明书共分五章,主要内容包括:设计概述、工艺流程的选择与论证、物料平 衡和热平衡计算、设备选型计算、环保与安全。 关键词:关键词:沸腾焙烧炉 物料平衡 热平衡 沸腾焙烧炉尺寸 炉型设计 第一章 设计概述
5、 1.11.1 设计依据设计依据 根据冶金技术教研室下达的任务书。 1.21.2 设计原则和指导思想设计原则和指导思想 对设计的总要求是技术先进;工艺上可行;经济上合理,所以,设计应遵循的原则 和指导思想为: 1、遵守国家法律、法规,执行行业设计有关标准、规范和规定,严格把关,精 心设计; 2、设计中对主要工艺流程进行多方案比较,以确定最佳方案; 3、设计中应充分采用各项国内外成熟技术,因某种原因暂时不上的新技术要预 留充分的可能性。所采用的新工艺、新设备、新材料必须遵循经过工业性试验或通 过技术鉴定的原则; 4、要按照国家有关劳动安全工业卫生及消防的标准及行业设计规定进行设计; 5、在学习、
6、总结国内外有关厂家的生产经验的基础上,移动试用可行的先进技 术; 6、设计中应充分考虑节约能源、节约用地,实行自愿的综合利用,改善劳动条 件以及保护生态环境。 1.31.3 厂址及建厂条件论证厂址及建厂条件论证 赤峰市地处东北经济区和华北经济区接合部,是环渤海经济圈的重要组成部分, 区位优越,距北京、天津、沈阳、大连等大城市均在 400-600 公里,距锦州、秦皇 岛等港口不足 300 公里,可直接接受京津塘、辽中南两大经济发达地区的辐射。赤 峰地域辽阔,资源丰富。现已发现各种矿产 70 余种,主要有铅、锌、煤、铁、铜、 钼、萤石、天然气等。 赤峰具有良好的交通优势。赤峰铁路由京通铁路干线和叶
7、赤铁路支线交汇成网, 联结赤峰与首都北京、自治区首府呼和浩特市和沈阳、锦州等东北重镇,是赤峰市 经济发展的大动脉。共有公路 261 条,总长 10061 公里。其中,国道 4 条:国道 111 线北京至加格达奇、国道 303 线集安至锡林浩特、国道 305 线庄河至林东、国 道 306 线绥中至经棚,总里程 1260 公里;省道 4 条:省道 204 线锡林浩特至巴林桥、 省道 205 线大板至朝阳、省道 206 线赤峰至承德、省道 219 线小城子至平泉,总里 程 551 公里,北京经承德走茅荆坝线到赤峰 420 公里只需 5 小时。 综上所述,赤峰市原料丰富,交通运输条件便利,其自然条件和
8、协助条件都很 优越,在赤峰建厂,符合国家西部大开发的战略和该地区的发展思路,势必会为国 家、为当地经济的发展作出贡献。 1.41.4 毕业设计任务毕业设计任务 一、锌冶炼沸腾焙烧炉设计。 二、锌精矿沸腾焙烧工艺流程设计。 三、沸腾焙烧炉物料平衡和热平衡初算。 四、设备的选型设计与计算。 五、环保与安全。 第二章 工艺流程的选择与论证 2.12.1 原料组成及特点原料组成及特点 本次设计处理的原料锌精矿成分如下表所示。 表 2-1 锌精矿的化学成分 化学成分 znpbcucdfescaomgosio2 其他 wb(%)52.02 0.210.650.418.5832.08 0.780.053.2
9、81.94 2.22.2 锌冶金及沸腾焙烧工艺概述锌冶金及沸腾焙烧工艺概述 锌主要以硫化物形态存在于自然界, 氧化物形态为其次。在硫化矿中, 锌的主 要矿物是闪锌矿和高铁闪锌矿,经选矿后得到硫化锌精矿。 通过这些炼锌矿物生产出锌锭的工艺被分为两大类: 火法炼锌和湿法炼锌。而 目前世界上主要炼锌方法是湿法炼锌,有 85%以上的原生锌锭是通过湿法炼锌的方法 生产出来的。 火法炼锌是利用锌的沸点(906) 较低, 在冶炼过程中用还原剂将其从氧化物 中还原挥发, 从而使锌与脉石和其它杂质分离, 锌蒸气进入冷凝系统被冷凝成金属 锌。而硫化锌精矿则需经过焙烧而氧化成氧化物, 然后再进行还原挥发、冷凝得到
10、粗锌, 粗锌经精馏后得精锌。 在锌火法冶金工艺中, 由于使用还原剂, 产生大量的温室气体, 在不同程度上 对大气环境都有污染。 湿法炼锌工艺实现了设备的大型化, 并消除火法冶金的某些缺陷, 如使用固体 还原剂, 使环境保护问题得以大为改善。 与火法冶金不同的是,湿法冶金过程中的主要化学反应是在水溶液中进行的。 在许多情况下往往是湿法与火法相配合。与火法冶金相比较,湿法冶金具有如下优 点: (1)可以直接制取纯净的金属; (2)可以有选择性地浸出有价元素,而不与脉石作用; (3)能综合提取各种有价元素; (4)适于处理贫矿,也适合处理精矿以及复杂矿; (5)生产的伸缩性大,生产规模可大可小; (
11、6)空气污染和硫的回收问题好解决; (7)劳动条件好(低温)等。 湿法炼锌由锌精矿的沸腾焙烧、焙烧矿的浸出、净化和电积 4 个工序组成。湿 法炼锌(又称电解法炼锌)处理硫化锌精矿同样也要经过焙烧工艺,使硫化锌精矿 变成易于被稀硫酸溶解的氧化锌。 湿法炼锌的主要优点是环境卫生,劳动条件好,金属回收率高,产品质量高, 易 于实现大规模的连续化、自动化生产,且湿法炼锌能综合回收 10 多种有价元素, 对环境的影响小, 可以产出高品位锌。鉴于湿法炼锌有以上优点,本设计采用湿法 炼锌工艺。 2.32.3 沸腾焙烧工艺及主要设备的选择沸腾焙烧工艺及主要设备的选择 金属锌的生产,无论是用火法还是湿法,90%
12、以上都是以硫化锌精矿为原料。硫 化锌不能被廉价的、最容易获得的碳质还原剂还原,也不容易被廉价的,并且在浸 出电积湿法炼锌生产流程中可以再生的硫酸稀溶液(废电解液)所浸出,因此对 硫化锌精矿氧化焙烧使之转变成氧化锌是很有必要的。焙烧就是通常采用的完成化 合物形态转变的化学过程,是冶炼前对矿石或精矿进行预处理的一种高温作业。 硫化物的焙烧过程是一个发生气固反应的过程,将大量的空气(或富氧空气) 通入硫化矿物料层,在高温下发生反应,氧与硫化物中的硫化合产生气体 so2,有价 金属则变成为氧化物或硫酸盐。同时去掉砷、锑等杂质,硫生成二氧化硫进入烟气, 作为制硫酸的原料。焙烧过程得到的固体产物就被称为焙
13、砂或焙烧矿。 焙烧过程是复杂的,生成的产物不尽一致,可能有多种化合物并存。一般来说, 硫化物的氧化反应主要有: 1)硫化物氧化生成硫酸盐 mes + 2 o2 = meso4 2)硫化物氧化生成氧化物 mes + 1.5 o2 = meo + so2 3)金属硫化物直接氧化生成金属 mes + 2 o2 = meo + so2 4)硫酸盐离解 meso4 = meo + so3 so3 = so2 + 0.5 o2 此外,在硫化锌精矿中,通常还有多种化合价的金属硫化物,其高价硫化物的 离解压一般都比较高,故极不稳定,焙烧时高价态硫化物离解成低价态的硫化物, 然后再继续进行其焙烧氧化反应过程。
14、在焙烧过程中,精矿中某种金属硫化物和它的硫酸盐在焙烧条件下都是不稳定 的化合物时,也可能相互反应,如: fes + 3feso4 = 4feo + 4so2 由上述各种反应可知,锌精矿中各种金属硫化物焙烧的主要产物是 meo、meso4 以及 so2 、so3 和 o2。此外还可能有 meofe2o3,meosio2等。 2.3.12.3.1 沸腾焙烧炉沸腾焙烧炉炉型炉型 沸腾焙烧炉简称沸腾炉,又称流化床焙烧炉。用固体技术焙烧硫化矿的装置。 过程有反应热放出,产生含有二氧化硫的气体主要用来制造硫酸,矿渣则用作冶金 原料。沸腾焙烧炉是流态化技术的热工设备,具有气-固间热质交换速度快、沸腾层 内温
15、度均匀、产品质量好;沸腾层与冷却器壁间的传热系数大、生产率高、操作简单、 便于实现生产连续化和自动化等一系列优点,而广泛应用于锌精矿的氧化焙烧。 沸腾焙烧工艺流程要根据具体条件和要求而定,焙烧性质、原料、地理位置等 因素不同其选择的工艺流程也不尽相同。一般可分为炉料准备及加料系统、炉本体 系统、烟气及收尘系统和排料系统四个部分。 炉料准备及加料系统主要为沸腾焙烧炉提供合格的炉料,以保证焙烧炉的稳定 性和连续性。加料方式分为干式和湿式两种。由于湿式加料缺点较多,国内没有工 厂采用。固本设计采用干式加料。干式加料常采用圆筒干燥窑。圆筒干燥窑是一种 最简单的机械干燥设备,窑身由钢板做成,窑内衬为耐火
16、砖。 焙烧炉是焙烧的主体设备,按床面积形状可分为圆形(或椭圆形)和矩形。矩 形很少采用。圆形断面的炉子,炉体结构强度较大,材料较省,散热较小,空气分 布较均匀因此得到广泛采用。工业生产常用的锌精矿沸腾焙烧炉有道尔式沸腾炉和 鲁奇式沸腾炉两类。 鲁奇式沸腾炉上部结构采用扩大段,造成烟气流速减慢和烟尘率降低,延长了 烟气的停留时间,烟气中的烟尘得到充分的焙烧,从而使烟尘中的含硫量达到要求, 烟 尘质量得到保证,焙砂质量较高、生产率高、热能回收好。低的烟尘率相应提高了 焙砂部分的产出率,减小了收尘系统的负担,本设计采用鲁奇式沸腾焙烧炉。其工 艺流程如图 2-1 所示。 烟气从焙烧炉排出时,温度一般在
17、 11231353k 之间,须冷却到适当温度以便 收尘。常见的烟气冷却方式分直接冷却和间接冷却两类。直冷主要采用向烟气直接 喷水冷却,由于废热得不到有效利用,所以很少采用。间接冷却由表面冷却器、水 套冷却器、汽化冷却器和余热锅炉。目前,国内最常用的是余热锅炉。本设计采用 余热锅炉。 图 2-1 鲁奇式沸腾炉焙烧工艺工艺流程图 干燥后锌精矿 加 料 分 配 抛 料 沸腾焙烧 溢流焙砂 流态冷却 高效冷却 球 磨 仓式泵送 焙砂仓 仓式泵送 焙 砂 送浸出工序 空 气 底排焙砂 压缩空气 风箱料 烟 尘 烟 尘 烟 尘 排 风 电收尘 旋涡收尘 烟 气 余热回收 烟 气 送制酸 焙烧炉生产的焙砂从
18、流态化层溢流口自动排出,可采用湿法和干法两种输送方 法。两种方法各具特点,企业可根据具体情况,选择适宜的排料方法。本设计采用 干法输送。 沸腾焙烧炉炉体(图 2-2)为钢壳内衬保温砖再衬耐火砖构成。为防止冷凝酸 腐蚀,钢壳外面有保温层。炉子的最下部是风室,设有空气进口管,其上是空气分 布板。空气分布板上是耐火混凝土炉床,埋设有许多侧面开小孔的风帽。炉膛中部 为向上扩大的圆锥体,上部焙烧空间的截面积比沸腾层的截面积大,以减少固体粒 子吹出。沸腾层中装有的冷却管,炉体还设有加料口、矿渣溢流口、炉气出口、二 次空气进口、点火口等接管。炉顶有防爆孔。 图 2-2 沸腾焙烧炉 沸腾焙烧炉分直筒型炉和上部
19、扩大型炉两种:直筒型炉。多用于有色金属精 矿 的焙烧,焙烧强度较低,炉膛上部不扩大或略微扩大,外观基本上呈圆筒型。上 部扩大型炉。早期用于破碎块矿(作为硫酸生产原料开采的硫铁矿,多成块状,习 惯称块矿)的焙烧。后来发展到用于各种浮选矿(包括有色金属浮选精矿、选矿时 副产的含硫铁矿的尾砂,以及为了提高硫铁矿品位而通过浮选得到的硫精矿,这些 矿粒度都很小)的焙烧,焙烧强度较高。 操作指标和条件主要有焙烧强度、沸腾层高度、沸腾层温度、炉气成分等。 焙烧强度 习惯上以单位沸腾层截面积一日处理含硫 35矿石的吨数计算。 焙烧强度与沸腾层操作气速成正比。气速是沸腾层中固体粒子大小的函数, 一般在 13m/
20、s 范围内。一般浮选矿的焙烧强度为 1520t/();对于dm 通过 33mm 的筛孔的破碎块矿,焙烧强度为 30t/()。dm 沸腾层高度 即炉内排渣溢流堰离风帽的高度,一般为 0.91.5m。 沸腾层温度 随硫化矿物、焙烧方法等不同而异。例如:锌精矿氧化焙烧为 10701100,而硫酸化焙烧为 900930;硫铁矿的氧化焙烧温度为 850950。 炉气成分 硫铁矿氧化焙烧时,炉气中二氧化硫 1313.5,三氧化硫 0.1。硫酸化焙烧,空气过剩系数大,故炉气中二氧化硫浓度低而三氧化 硫含量增加。 特点:焙烧强度高;矿渣残硫低;可以焙烧低品位矿;炉气中二氧化硫 浓度高、三氧化硫含量少;可以较多
21、地回收热能产生中压蒸汽,焙烧过程产生的 蒸汽通常有 3545是通过沸腾层中的冷却管获得;炉床温度均匀;结构简 单,无转动部件,且投资省,维修费用少;操作人员少,自动化程度高,操作费 用低;开车迅速而方便,停车引起的空气污染少。但沸腾炉炉气带矿尘较多,空 气鼓风机动力消耗较大。 2.3.22.3.2 气体分布板及风箱气体分布板及风箱 2.3.2.1 气体分布板 气体分布板一般由风帽、花板、耐火衬垫构成。气体分布版的设计应考虑到下 列条件:使进入床层的气体分布均匀,创造良好的初始流态化条件,有一定的孔眼 喷出速度,使物料颗粒特别是大颗粒受到激发湍动起来;具有一定的阻力,以减少 流态化层各处的料层阻
22、力的波动;此外还应不漏料、不堵塞、耐摩擦、耐腐蚀、不 变形;结构简单,便于制作、安装和检修。 2.3.2.2 风帽 风帽大致可分为直流式、测流式、密孔式和填充式四种。锌精矿流态化焙烧炉 广泛应用测流式风帽。从风帽的侧孔喷出的气体紧贴分布板进入床层,对床层搅动 作用较好,孔眼不易被堵塞,不易漏料。风帽的材料现多为耐热铸铁。风帽的排列 密度一般为 35100 个/,风帽中心距 100180mm,视风帽排列密度和排列方式 2 m 而定。风帽的排列方式有同心圆排列、等边三角形排列和正方形排列。本设计也采 用测流式同心圆排列风帽。 2.3.2.3 风箱 风箱的作用在于尽量使分布板下气流的动压转变为静压,
23、使压力分布均匀,避 免气流直冲分布板。因此风箱应有足够的容积。风箱的结构形式由圆锥式、圆柱式、 锥台式及柱锥式。对于大型的宜采用中心圆柱预分布器。中心圆柱同时起着支撑气 体分布板的作用,所以本次设计采用中心圆柱式风箱。 2.3.32.3.3 流态化床层排热装置流态化床层排热装置 排热方式有直接排热和间接排热。前者是向炉内喷水,优点是调节炉温灵敏, 操作方便,炉内生产能力大些;缺点是:废热未得到利用。 间接排热应用较为普遍,间接排热目的:使流态化床层内余热通过冷却介质达 到降温目的。冷却方式:可采用汽化冷却及循环水冷却两种方式,汽化冷却是较为 普遍采用的。本次设计也采用汽化冷却。 2.3.42.
24、3.4 排料口排料口 1.外溢流排料口 流态化焙烧炉一般采用外溢流排料口,物料经由溢流口直接排出炉外。排料口 溜矿面可采用混凝土捣制而成,其坡度应大于。外溢流排料处设有清理口。 60 2.底流排料口 当入炉物料存在粗颗粒,或在焙烧过程中生成粗颗粒,一般不能从溢流口排出, 应采用底流排料口排料。 所以本次设计采用的排料口为底流排料口。 2.3.52.3.5 烟气出口烟气出口 烟气出口的方式有侧面及炉顶中央两种。本设计烟气出口设在炉膛侧面,炉顶 不承受负荷,不易损坏,检修方便。烟气出口与锅炉之间目前多采用软连接。 第三章 物料衡算及热平衡计算 3.13.1 锌精矿流态化焙烧物料平衡计算锌精矿流态化
25、焙烧物料平衡计算 3.1.13.1.1 锌精矿硫态化焙烧冶金计算锌精矿硫态化焙烧冶金计算 根据精矿的物相组成分析,精矿中各元素呈下列化合物形态 zn、cd、pb、cu、fe 分别呈 zns、cds、pbs、 ;脉石中的 2 cufes 87s fe 2 fes ca、mg、si 分别呈、形态存在。 3 caco 3 mgco 2 sio 以 100锌精矿(干量)进行计算。kg 1.zns 量 :kg45.77 4 .65 4 . 9702.52 其中 zn:52.02 s:25.43kgkg 2.cds 量:kg53 . 0 4 . 112 4 . 14442 . 0 其中 cd;0.41 s
26、:0.12kgkg 3.pbs 量:kg24 . 0 2 . 207 2 . 23921 . 0 其中:pb:0.21 s:0.03kgkg 4.量: 2 cufeskg88 . 1 5 . 63 35.18365 . 0 其中:cu:0.65 fe:0.57 s:0.66kgkgkg 5. 和量:除去中 fe 的含量,余下的 fe 为, 2 fes 87s fe 2 cufes8.01kg0.57-8.58 除去 zns、cds、pbs、中 s 的含量,余下的 s 量为 2 cufes 。此 s 量全部分布在和中,设kg84 . 5 )66 . 0 03 . 0 12 . 0 43.25(0
27、8.32 2 fes 87s fe 中 fe 为 x,s 量为 y,则 2 feskgkg 解得:=1.21,=1.39 87 2 sfe fes 832 21 . 6 785.55 16 . 9 23285.55 yx yx xkgykg 即中:fe=1.21、s=1.39、=2.6。 2 feskgkg 2 feskg 中:fe:8.01-1.21=6.80 s:5.84-1.39=4.45 87s fekgkg :6.80+4.45=11.25 87s fekg 6. 量: 3 cacokg39 . 1 1 . 56 1 . 10078 . 0 其中 cao:0.78 :0.61kg 2
28、 cokg 7. 量: 3 mgcokg10 . 0 3 . 40 3 . 8405 . 0 其中 mgo:0.05 :0.05kg 2 cokg 表 3-1 混合精矿物相组成,kg 组成 zncdpbcufescao mgo2 co sio2 其他共计 zns52.0225.3477.45 cds0.410.120.53 pbs0.210.030.24 cufes20.65 0.57 0.661.88 fes21.21 1.392.60 fe7s86.80 4.4511.25 caco30.780.611.39 mgco30.05 0.050.10 sio23.283.28 其他 1.281
29、.28 共计 52.02 0.41 0.21 0.65 8.58 32.08 0.78 0.05 0.66 3.28 1.28100.00 注:在其他成分中,2.75-(0.61+0.05)=1.28。因为气体进入烟气中。kg 2 co 3.1.23.1.2 烟尘产出率及其化学和物相组成计算烟尘产出率及其化学和物相组成计算 硫酸化焙烧有关指标: 焙烧锌金属直接回收率 99.5% 脱铅率 50% 脱镉率 60% 空气过剩系数 1.25 烟尘产出率及烟尘物相组成计算: 设烟尘产出量为,各组分进入烟尘的数量为:xkg zn kg41.23445 . 0 02.52 cd kg246 . 0 60 .
30、 0 41 . 0 pb kg105 . 0 50 . 0 21 . 0 cu kg29 . 0 45 . 0 65 . 0 fe kg86 . 3 45 . 0 58 . 8 cao kg351 . 0 45 . 0 78 . 0 mgo kg023 . 0 45 . 0 05 . 0 2 siokg476 . 1 45 . 0 28 . 3 0.005 s sxkg 0.0214 4 so sxkg 其他 kg476 . 1 45 . 0 28 . 1 各组分化合物进入烟尘的数量为: 1.zns 量:xkg x 0152 . 0 32 4 . 97005 . 0 其中:zn 0.0102
31、s 0.005xkgxkg 2.量: 4 znsoxkg x 1079 . 0 32 4 . 1610214 . 0 其中:zn 0.0437 s 0.0241 o 0.0428xkgxkgxkg 3量:烟尘中 fe 先生成,其量为:, 32o fezno 32o fekg52 . 5 7 . 111 7 . 15986 . 3 有与 zno 结合成,其量为:。 32o fe 3 1 32o feznokg84 . 1 3 1 52 . 5 量为 32o feznokg78 . 2 7 . 159 1 . 24184 . 1 其中:zn 0.75 fe 1.29 o 0.74kgkgkg 余下
32、的的量:5.52-1.84=3.68 32o fekg 其中:fe 2.57 o 1.11kgkg 4.zno 量:zn 23.41-(0.0102x+0.0347x+0.75)=22.66-0.0539xkg zno xkg x 0539. 0204.28 4 . 65 4 . 81)0539 . 0 66.22( 5.cdo 量:kg28 . 0 4 . 112 4 . 128246 . 0 其中:cd 0.246 o 0.03kgkg 6.cuo 量:kg36 . 0 5 . 63 5 . 7929 . 0 其中:cu 0.29 o 0.07kgkg 7.量:pbo, 2 siopbok
33、g113 . 0 2 . 207 2 . 223105 . 0 其中:pb 0.105 o 0.008kgkg 与 pbo 结合的量: 2 siokg03 . 0 2 . 223 60113 . 0 剩余的量:1.476-0.03=1.473 2 siokg 8.cao 量:0.351kg 9.mgo 量:0.0321kg 10.其他:0.576kg 综合以上各项得: 576 . 0 0231 . 0 351 . 0 437 . 1 03 . 0 113 . 0 36 . 0 28 . 0 )0671 . 0 204.28(68 . 3 78 . 2 1079 . 0 0152 . 0 xxx
34、x 解得:kgx117.40 即烟尘产出率为焙烧干净矿的 40.117%。 zns 量:kg61 . 0 117.400152 . 0 其中:zn 0.41 s 0.20kgkg 量: 4 znsokg329 . 4 117.401079 . 0 其中:zn 1.754 s 0.858 o 1.717kgkgkg 表 3-2 烟尘产出率及其化学和物相组成,kg 组成zncdcupbfesssso4caomgo sio2 o其他 共计 zns0.410.200.61 znso41.7540.8581.7174.329 zno20.4975.01525.512 znofe2o3 0.751.290
35、.742.78 fe2o3 2.571.113.68 cdo0.2460.0340.28 cuo0.290.070.36 pbosio2 0.1050.0080.143 cao0.3510.351 mgo0.02310.0231 sio2 1.4731.473 其他0.576 0576 共计23.4110.246 0.29 0.1053.86 0.20 0.858 0.351 0.0231 1.503 8.6940.57640.117 %58.36 0.61 0.72 0.26 9.62 0.50 2.140.880.063.75 21.67 1.44 100.01 3.1.33.1.3 焙砂
36、产出率及其化学与物相组成计算焙砂产出率及其化学与物相组成计算 设每焙烧 100干精矿产出的焙砂为,则:kgykg zn 52.02-23.41=28.61kg cd 0.41-0.246=0.164kg cu 0.65-0.29=0.36kg pb 0.21-0.105=0.105kg fe 8.58-3.68=4.72kg cao0.78-0.351=0.429kg mgo 0.05-0.023=0.027kg sio2 3.28-1.476=1.804kg 其他 1.28-0.576=0.704kg 焙砂中 sso4取 1.10%,ss取 0.3%,sso4和 ss全部与 zn 结合;pb
37、o 与 sio2结合成 pbosio2;其他金属以氧化物形态存在。 各组分化合物进入焙砂中的数量为:量:0.011,量:0.003 4 so sykg s sykg 1.量: 4 znsoykg y 0555 . 0 32 4 . 161011 . 0 其中:zn 0.0225kg s 0.011kg yy 2.zns 量:kg y 0091 . 0 32 4 . 97003 . 0 其中:zn 0.0061 s 0.003ykgykg 3.量:焙砂中 fe 先生成,其量为, 32o fezno 32o fekg748 . 6 7 . 111 7 . 15972 . 4 有 40%与 zno
38、结合成,其量为。 32o fe 32o feznokg699 . 2 4 . 0784 . 6 量: 32o feznokg075 . 4 7 . 159 1 . 241699 . 2 其中:zn 1.105 fe 1.888 o 1.082kgkgkg 余下的量: 32o fekg049 . 4 699 . 2 784 . 6 其中:fe 2.832 o 1.217kgkg 4.zno 量:zn ykgyy0286 . 0 505.27)105 . 1 0061 . 0 0225 . 0 (61.28 zno ykg y 0356 . 0 234.34 4 . 65 4 . 81)0286
39、. 0 505.27( 5.cdo 量:kg187 . 0 4 . 112 4 . 128164 . 0 其中:cd 0.164 o 0.023kgkg 6.cuo 量:kg451 . 0 5 . 63 5 . 7936 . 0 其中:cu 0.36 o 0.091kgkg 7. 量:pbo 2 siopbokg113 . 0 2 . 207 2 . 223105 . 0 其中:pb 0.105 o 0.008kgkg 与 pbo 结合的量: 2 siokg03 . 0 2 . 223 1 . 60113 . 0 剩余的 sio2量:kg801 . 1 03 . 0 804 . 1 8.cao
40、 量:0.429kg 9.mgo 量:0.027kg 10.其他:0.704kg 综合以上各项得: 704 . 0 027 . 0 429 . 0 801 . 1 116 . 0 451 . 0 187 . 0 )0356 . 0 234.34(049 . 4 075 . 4 0091 . 0 0555 . 0 yyyy 解得:,即焙砂产出率为焙烧干精矿的 47.449%。kgy449.47 量: 4 znsokg633 . 2 449.470555 . 0 其中:zn 1.067 s 0.552 o 1.044kgkgkg zns 量:kg432 . 0 449.470091 . 0 其中:
41、zn 0.29 s 0.142kgkg zno 量:kg545.32449.470356 . 0 234.34 其中:zn 26.148 o 6.379kgkg 以上计算结果列于下表 表 3-3 焙砂的物相组成,kg 组成zncdcupbfe sssso4 cao mgosio2o其他 共计 zns0.290.1420.432 4 znso 1.0670.5221.0442.633 zno26.1486.39732.545 znofe2o31.105 1.8881.0824.075 fe2o32.8321.2174.049 cdo0.1640.0230.187 cuo0.360.0910.45
42、1 pbosio20.1050.03 0.0080.143 cao0.4290.429 mgo0.0270.027 sio21.8011.801 其他0.704 0.704 共计28.61 0.164 0.36 0.105 4.72 0.1420.522 0.429 0.0271.8049.8620.704 47.449 %60.30 0.35 0.76 0.22 9.95 0.30 1.100.90 0.057 3.80 20.78 1.48 99.997 根据以上计算,投入 100 kg 锌精矿,产出水洗浮渣 0.903kg,含锌 77.5%,水 洗浮渣中锌量 0.7kg,设此锌量在水洗浮
43、渣中关不以氧化锌形式存在,则水洗浮渣 中各组分 zno0.871kg(其中 zn 0.7kg,o 0.171kg) ,其他 0.903-0.871=0.032kg。 在冶炼过程中,水洗浮渣返回加入流态化焙烧炉,脱去其中的氟、氯等杂质,这部 分氧化锌全部进入焙砂中。 所以,进入焙烧炉物料量为:精矿 100kg,水洗浮渣 0.903kg,共计 100.903kg,产出烟尘量 40.117kg,焙砂量 47.449kg,共计烧结矿 87.566kg。 焙烧矿物组成见下表: 表 3-4 焙烧矿物组成,kg 组成 zncdcupbfesssso4caomgosio2o 其他 共计 zns0.70.342
44、1.042 znso42.8211.382.7616.962 zno46.64511.41258.057 znofe2o31.8553.178 1822 6.855 fe2o3 5.4022.3277.747 cdo0.410.0570.467 cuo0.650.1610.811 pbosio20.210.06 0.0160.286 cao0.780.78 mgo0.05010.0501 sio23.2743.274 其他1.281.28 共计52.021 0.41 0.65 0.21 8.58 0.342 1.38 0.78 0.0501 3.2818,571.28 87.566 %59.4
45、1 0.47 0.74 0.249.80.39 1.58 0.89 0.058 3.75 21.19 1.46 99.978 3.1.43.1.4 焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算 3.1.4.1 焙烧矿脱硫率计算 精矿中 s 量为 32.08,焙烧矿中的 s 量为 1.878,烟气中的 s 量为kgkg ,焙烧脱硫率为。kg202.30878 . 1 08.32%15.94100 08.32 878 . 1 08.32 0 0 出炉烟气计算 假定 95%的 s 生成,5%的 s 生成,则: 2 so 3 so 生成需要的量为: 2 so 2 o
46、 22 soos kg692.28 32 32 95 . 0 202.30 生成需要的量为: 3 so 2 o 32 2 3 soos kg265 . 2 32 48 05 . 0 202.30 烟尘和焙砂中,氧化物和硫酸盐的含氧量为 18.419,则 100锌精矿(干量)kgkg 焙烧需理论氧量为: kg205.49171 . 0 419.18265 . 2 692.28 空气中氧的质量百分比为 23%,则需理论空气量为: kg935.213 23 100205.49 过剩空气系数可取 1.251.30,本文取 1.25,则实际需要空气量为: kg267.4191.25213.935 空气中
47、各组分的质量百分比为77%,23%,鼓入 267.419空气,其中: 2 n 2 okg 2 nkg912.205%77419.267 2 okg506.61%23419.267 标准状况下,空气密度为 1.293,实际需要空气之体积为: 3 mkg kg821.206 293 . 1 419.267 空气中,和的体积百分比为 79%、21%,则: 2 n 2 o 2 nkg228.163%79821.206 2 okg433.43%21338.206 3.1.4.2 焙烧炉排出烟量和组成 1.焙烧过程中产出 2 sokg384.57 32 64 %95202.30 3 sokg775 . 3
48、 32 80 %5202.30 2.过剩的量: 2 okg301.12205.49506.61 3.鼓入空气带入的量: 2 nkg912.205 4.和分解产量:0.61+0.05=0.66 3 caco 3 mgco 2 cokg 5.锌精矿及空气带入水分产生的水蒸汽量: 进入焙烧矿的锌精矿含水取 8%,100kg 干精矿带入水分为。kg696 . 8 %100 8100 8 空气带入水分量计算 赤峰地区气象资料:大气压力 88650pa,相对湿度 34%,年平均气温 5,换算c 成此条件下空气需要量为: 3 718.240 15.273 515.273 88650 101325 82.20
49、6m 空气的饱和含水量为 0.0162,带入水分量为: 3 mkg kg003 . 3 77 . 0 0162 . 0 718.240 带入水分总量为:或kg699.11003 . 3 696 . 8 3 559.14 18 4 . 22699.11 m 以上计算结果列于下表 表 3-5 烟气量和组成 组成质量kg体积 3 m体积比%组成质量kg体积 3 m体积比% 2 so 57.38420.0849.622 o 12.3018.6114.12 3 so 3.7751.0570.51 oh2 11.69914.5996.97 2 co 0.660.3360.16 共计 291.731208.
50、84199.98 2 n 205.912 164.15478.6 按以上计算结果编制的物料平衡表如下:(未计机械损失) 加入产出 名称质量,kg百分比,%名称质量,kg百分比,% 干锌精矿10026.377烟尘40.11710.577 精矿中水分8.6962.294焙砂47.44912.51 干空气267.41970.593烟气291.73176.908 空气中水分3.0030.792 共计379.118100.00共计379.29799.995 3.23.2 热平衡计算热平衡计算 3.2.13.2.1 热收入热收入 进入流态化焙烧炉热量包括反应热及精矿、空气和水分带入热量等。 1.硫化锌按下
51、式反应氧化放出热量 q1 zns+1o =zno+so +443508 2 1 22 kj 生成 zno 的 zns 量: 105 . 1 148.2675 . 0 497.20kg231.72 4 . 65 4 . 97 q= 1 kj328902 4 . 97 231.72443508 2.硫化锌按下式反应硫酸氧化放出热量 o2 zns+2o =znso +774767 24 kj 生成 znso 的 zns 量: 4 kg201 . 4 4 . 65 4 . 97 067 . 1 754 . 1 q = 2 kj33417 4 . 97 201 . 4 774767 3.zno 和 fe
52、 o 按下式反应生成 zno.fe o 放出的热量 q : 23233 zno+ fe o = zno.fe o + 2323 kj114300 生成 zno.fe o 的 zno 量 23 kg309 . 2 4 . 65 4 . 81 105 . 1 75 . 0 q = 3 kj3242 4 . 81 309 . 2 114300 4.fes 按下式反应氧化放出热量 q 24 4fes +11o =2 fe o +8 so + 22232 kj3310084 q = 4 kj17952 4 . 479 6 . 23310084 5.fes 按下式反应氧化放出热量 q5 2fes+3o =
53、 fe o +2 so + 2 1 2232 kj1226774 fe s 分解得到 fes 量: 78 kg69.10 8 7 45 . 4 8 . 6 cufes 分解得到 fes 量: 2 kg896 . 0 2 1 65 . 0 57 . 0 q = 5 kj80889 85.872 585.111226774 6.cufes和 fe s 分解得到硫燃烧放出热量 q 2786 cufes= cu s+fes+s 22 2 1 2 分解出 s 量:kg164 . 0 8 . 366 3288 . 1 fe s =7fes+s 78 2 1 2 分解出 s 量:kg556 . 0 95.6
54、46 3225.11 1硫燃烧放出的热量为 9303则:kgkj q = 6 kj66989303556. 0164 . 0 7.pbs 按下式反应放出热量 q7 pbs+1o =pbo+so+ 2 1 22 kj421569 pbs+sio = pbosio+ 22 kj8499 生成 pbs 放出热量:kj423 2 . 239 24 . 0 421569 生成 pbosio量: 2 kg226 . 0 113 . 0 113 . 0 生成 pbosio放出热量: 2 kj7 3 .283 226. 08499 q =423+7=430 7 kj 8.cds 按下式反应放出热量 q8 cd
55、s+o =cdo+so+413656 2 1 22 kj 生成 cdo 的 cds 量:kg53 . 0 4 . 112 4 . 144 41 . 0 q = 8 kj1518 4 . 144 53 . 0 413656 9.cu s 按下式反应氧化放出热量 q 29 cu s+2 o= 2cuo+ so+ 222 kj533691 生成 cuo 的 cu s 量: 2 kg81 . 0 1 . 127 1 . 159 65 . 0 q = 9 kj2717 1 . 159 81 . 0 533691 10.部分 so生成 so 放出热量 q 2310 so+o = so + 2 2 1 23
56、 kj98348 q= 10 kj464198348 80 775 . 3 11.锌精矿带入热量 q11 进入流态化焙烧炉的精矿温度为 40,精矿比热取 0.84c ckg kj q= 11 kj336084 . 0 40100 12.空气带入热量为 q12 空气比热取 1.32,空气温度为 17.5, cm kj 3 c q= 12 kj556132 . 1 5 . 17718.240 13.入炉精矿含水分 8.696,水分比热取 4.186,100精矿中的水分带kg ckg kj kg 入热量 q13 q= 13 kj14571868. 440696 . 8 热量总收入 q= q+o +q
57、 +q +q +q +q +q +q + q+q+ q+ 总收入123456789101112 q=1457+5561+3360+4641+2717+1518+430+6698+80889+17952+3242+33417+328902 13 =490784kj 3.2.23.2.2 热支出热支出 1.烟气带走量为 q烟 炉顶烟气 900 c,各比分比热为(): 0 cm kj 3 so so c o n o h o 232222 2.215 2.303 2.181 1.394 1.465 1.687 kj q 282232900)687 . 1 559.14465 . 1 611 . 8 1
58、54.164394 . 1 181 . 2 336 . 0 303 . 2 057 . 1 215 . 2 084.20( 烟 2.烟尘带走的热量为 q烟尘 由炉中出来的烟尘温度为 900,其比热为 0.84c ckg kj q=kj3032884 . 0 900117.40 烟尘 3.焙沙带走的热量为 q焙 由炉中出来的焙沙温度为 850,其比热为 0.84c ckg kj q=kj3387984 . 0 850449.47 焙 4.锌精矿中水分蒸发带走热量为 q蒸 q=gtc+gv 蒸水水水水 式中 g锌精矿中水的质量,; 水 kg t锌精矿中水的温度,40 水 c c水的比热,4.186
59、8; 水 ckg kj v 水的汽化热,40 c,v 为 2407。 ckg kj 0 q= 蒸 kj223882407696 . 8 1868 . 4 40696 . 8 5.精矿中碳酸盐分解吸收的热量为 q分 caco 分解吸热 1583, mg co 分解吸热 1315 3 kg kj 3 kg kj q分=kj23321 . 0131539 . 1 1583 6.cu fes 和 fe s 分解吸收的热量为 q分 278 q分=kj68479298 . 657 . 0 7.通过炉顶和炉壁的散失热量为 q散 为简化计算,按生产实践,散热损失均为热收入的 2.35.5%,取 5.0% q=
60、q5.0%=490784 0.05=24539 散总吸收 kj 8.剩余热量为 q剩 q= q-(q+q+q+ q+q分+q分+q) 剩总吸收烟烟尘焙蒸散 =490784-(282232+30328+33879+22388+2332+6847+24539) =88239kj 计算结果列于下表 表 3-6 锌精矿流态化焙烧热平衡 热收入热支出 项目kj项目kj 焙烧反应热烟气带走热 28223257.51 zns 氧化成 zno 32890267.02 烟尘带走热 303286.18 zns 氧化成 znso4 334176.81 焙沙带走热 338796.9 zno 和 fe2o3反应生成 z
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