锌精矿沸腾焙烧设计

/第一章设计概述1．1设计依据根据冶金工程专业《年处理５。6万吨锌精矿的沸腾焙烧车间设计》（涂弢编)下达课程设计指导书任务。1.２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标准及行业设计规定进行设计;5、在学习、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，实行资源的综合利用,改善劳动条件以及保护生态环境1.３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、设备的选型与计算。五、环保与安全。第二章沸腾焙烧专题概述2。1沸腾焙烧炉的应用和发展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。锌精矿和铜金矿的氧化焙烧和硫酸化焙烧，含钴硫铁精矿的硫酸化焙烧，锡精矿的氧化焙烧,高钛渣的氯化焙烧，汞矿石焙烧,以及氧化铜离析过程中的矿石加热等都已经使用沸腾炉,此外铅精矿、铅锑精矿的氧化焙烧,含镍、钴红土矿的加热和还原过程也利用沸腾炉成功的进行了工业性试验或小规模生产。在国外，沸腾炉还用于辉钼矿、富镍冰铜的氧化焙烧.沸腾炉的缺点是烟尘率高、热利用率低.目前，沸腾炉正向大型化、富氧鼓风、扩大炉膛空间、制粒焙烧、余热利用和自控控制话方面发展.2．2沸腾炉炉型概述1．床型：沸腾床有柱形床和锥形床两种。对于浮选精矿一般采用柱形床,对于宽筛分物料,以及在反应过程中气体体积增大很多或颗粒逐渐变细的物料，可采用上大下小的锥形床。沸腾床断面形状可分为圆形或矩形（或椭圆形），圆形断面的炉子，炉体结构强大较大,材料较省,散热较小，空气分布较均匀,因此得到广泛采用.当炉床面积较小，而又要求物料进出口有较大距离的时候，可采用矩形或椭圆形断面。2.炉膛形状：炉膛形状有扩大型和直筒型两种。为提高操作气流速度、减少烟尘率和延长烟尘在炉膛内停留时间以保证烟尘质量,目前多采用扩大型炉膛。另外还有单层床和多层床之分，对吸热过程或需要较长反应时间的过程,为提高热和流化介质中有用成分的利用率,宜采用多层沸腾炉。2.３锌精矿硫化焙烧工艺及主要设备的选择2.３。1锌精矿硫化沸腾焙烧原理金属锌的生产，无论是用火法还是湿法，９0％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全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，将大量的空气通入硫化矿物料层,在高温下发生反应，氧与硫化物中的硫花和产生气体SO2,有价金属则转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成为焙砂或焙烧矿。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+2Ｏ２=MｅSＯ4硫化物氧化生成氧化物：MeS＋1。５O2=MeO+SＯ2金属硫化物直接氧化生成金属：MeS+O2=Mｅ+SO24）硫酸盐离解MeSO4=MeＯ+SＯ3SO3=SＯ2+０．5O２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硫化物，然后再继续进行其焙烧氧化反应过程.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，也可能互相反应,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、Ｏ2。此外还可能有MeO·Ｆe2O３，ＭｅO·SｉＯ２等。2。３．2锌精矿硫酸化沸腾焙烧炉炉型选择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，窑内为耐火砖。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。工业生产常采用的锌精矿沸腾焙烧炉有道尔式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。烟气从焙烧炉排出是,温度一般在１１23～135３Ｋ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种。直接冷却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。间接冷却由表而冷却器、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。焙烧炉生产的焙砂从流态化层溢流口自动排出，可采用湿法和干法两种运输方式。两种方法各具特点，企业可根据具体情况，悬着适宜的排料方法。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，钢壳外表有保温层。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,埋设有许多侧面小孔风帽。炉膛中部分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。沸腾焙烧炉非为直筒型炉和上部扩大型炉两种:①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。②上部扩大型炉.早期用于破碎矿块（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,图2—1鲁奇式沸腾炉焙烧炉工艺流程图图2-2沸腾焙烧炉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。第三章锌精矿焙烧工艺过程计算3．１锌精矿的物相组成计算设锌精矿的物相组成如图所示。锌精矿化学成分组分ＺnCdPbCuFeSCａOＭｇＯSiO2其他含量%50．410。281.2４0。4４9。1131.1６１.030.050。14３．０２3．12根据锌糖矿的物相分析，精矿中各元素呈下列化台物形态:ＺnS、ＣdS、ＰbS、CuＦeＳ2、Ｆｅ7S8、ＦeS2、CaＣO3、ＭgＣO３、SｉＯ2以100kｇ锌精矿干量进行计算:（1)ZｎS(2）CdSPｂSＣuFeS2Fe7Ｓ8和ＦeS2除去CuFeS2中的Ｆe量,余下的Fe量为：9.11－0.39＝8．２7kg。除去ZnS、CｄS、PbS、CuFeS2中的含S量，余下的Ｓ量为:3１。16-﹙24。６7+0.0８＋0．19＋０。44﹚=5。7８ｋｇ。这些剩余的Ｆe量和Ｓ量分布于ＦeＳ2和Ｆｅ７S8中.设ＦｅS２中的Fe为xkｇ，S为ykg，则：解方程组得：CaCO3(７）ＭgCＯ３其他3．１2—0。81-0。0５=２．26kg以上结果列表于下：锌精矿物相组成表组成５0。4124.6７75．080。280．０８0。3６１。240．１91。４３０.４40．３９0。44１.2７0。140.1６0。3０8。585.621４。２01。030．８1１。８40。０５0。0５0。1０3。０23。020.１40。142。262．2６50.4１0．2８１．240。４49．113１.161.０30。050．863.020.142．261００。00３。2烟尘产出率及物相组成计算焙烧有关指标焙烧锌金属直接回收率99。5％脱铅率50％脱铬率60%空气过剩系数1。25烟尘产出率及烟尘物相组成计算以100kg锌精矿计算。按工厂生产实践,同类型沸腾炉硫酸化焙烧锌精矿时，烟尘中残硫以硫酸盐形态的盐为2。14％，硫化形态的硫为0。５%,镉60%进入烟尘,砷和锑为65％，铅为５0％，元素锌及其他元素为45％,为方便起见，设设所有流化态的硫均与锌结合,ＰｂＯ，与ＳIO２结合成ＰｂO·ＳiO2,Fe2O３有三分之一与ＺnO结合生成ＺnＯ·Ｆe2O3， 其他金属为氧化物形态存在。设烟尘产出量为xkｇ各组分进入烟尘的数量为：Zｎ50。4１０.４5=22。68kgCd０.2８０。６0=0．１68kgPｂ1．240。５＝０.62kgＣu0。44０．４5＝0。198kｇFe9。110.４5=４。1０kｇＣａＯ1.0３0.４5=0。464ｋgMgＯ0.050。45=0．０23kｇＡl2O30.140。４5＝０.0６3kｇSｉO2３.020。45＝1。３59kgSｓo4硫酸盐形态的硫0.0214xkgSs硫化物形态的硫０．0０5x其他2．260。4５＝1．017ｋｇ各组分化合物进入烟尘的数量为(1）ＺnＳ量其中：Ｚn0．0102ｘkg,S０。005xｋg（2）ZnSＯ4量其中:Zｎ0．0437xｋg，S０。０214kg，Ｏ０．０４28xkg（3）ZnO·Fe２O３量烟尘中的Fe先生成Ｆe２O３，量为Fe2Ｏ3有1/3与ZｎO结合生成ZnＯ·Fe２O35。862×1/３＝1.95４kｇZnO·Fe2O3量其中:Ｚn0.800ｋg，Ｆｅ1．３67kg，O0.78３kg剩下的Ｆｅ2Ｏ3:5.862—1.9５4=3．９08kｇ其中Fe2.７33kg，O1.１75kｇＺnＯ量Zｎ22．68-(0。0１2x＋0。０４27x＋0。80０）＝（21。88—0.0539ｘ）kgＺnO(21.88－0.539x）×８1。４／65．4=27．２33-0.0671xkｇCｄO量其中:Ｃd0。１6８,O0.0２４kgCuＯ量其中：Cu0.１98kg，O0。050kgPbO。SiO2量PｂＯ其中:Ｐｂ0.620kg,O0。048kｇ与ＰbO结合的ＳｉO2量:剩余的ＳｉO2:1。359-0。180=1.179kgCaＯ量：0。46４ｋgＭgＯ量：０.023ｋgAl２O３量：0.06３kｇ其他:1.017kg综合以上各项得：ｘ=０。152ｘ+０．1079x+2.95０＋3。9０8＋（27.233-0．0671x）+0.192+0．248＋0。84８+1。17９＋0.464+0．023+１.０1７+0.063X=0。056x+38.1250。944x=38．1２５X＝４0。387即烟尘产出率是焙烧干精矿的4０.387%ＺnＳ量为:0．0１52×40.３8７＝０。614kg其中:Zn0。412kg,S0.202kｇZnSO4量为:0.10７9×4０.387=4。358kg其中：Zn1.765kg,S０．86４kg,O1。7２9kgZnO量为：２7。233—0．067１×40.387=24．52３kg其中:Zｎ19．703kg,O=４．8２０kg组成ＺｎＣdCuPbFｅSsＳso4CaOMgＯAl2Ｏ３SiO2Ｏ其他共计ＺnS0.41０.２0２0.614ＺnSO41。7650．8６4１。7294。３5８ZnＯ1９.74。82024.52３ZnO，Ｆe2O３0.801。３67０．７832.9５Fe２O32．7３3１．1753。908CｄO0.168０．024０。192CuＯ0。１90.0５00．248ＰbO.ＳiO20.6２0。１80．0480.８48CaO0.4６4０。464ＭgO０．0２30。023Al2Ｏ3０。0６30。０63SiO2１.17９1。179其他1．０1７1.017共计22．680.1６8０．1９0．624。１00。200。８6０。4６0。0２0。06１.358。621。01740．38％5６．160．4２0．49１.54１０．150.5０2。1４１。15０。06０。163．３721。32。5２１00.3.３焙砂产出率及物相组成计算设每焙烧１00kg干精矿产出的焙砂为ykg.沸腾被烧时，锌精矿各组分转入焙砂的量为：Ｃd0．２８－０.168＝0．112kgCｕ０.44－0.１9８=0。2４2kgPb1.２4－0.6２0=0。620ｋgＦｅ9．11-4．1０=5.010kgCａO1.0３-0。464=０．566kgMgO0.05-0．0２3＝0．０2７ｋgAl2O３0.14—0．０63=０。077ｋgＳｉO２3.02－1.３59=1。661kｇ其他2.２6—１．017＝１.24３kｇ根据同类工厂生产统计数据,焙砂中Ｓso4取1.10%，Ｓs取０。3%，设Ssｏ４和Ｓｓ全部与Ｚｎ结合,PbO与SiO2结合生成PbＯ·SiO２；生产的Ｆe2O3有40％与ＺnO结合生产ＺnO·Fe2O３;其他金属以氧化物形态存在各组分化合物进入焙砂的数量为:Sｓo4＝0。01１ySs=0。003yZnSO4量：（0.011ｙ×16１．4）/32=0.0555ykg其中：Zｎ0.０２25ykｇ，Ｓ0.011ｙｋgZnＳ量：(0.０3ｙ×９7．４）／32=0．０091ｙkｇ其中：Zn0.0061ykｇ，S0.０0３ykgZnO·Fe2O3量:焙砂中的Fｅ先生成Ｆe2O3，其量为(5.０1×15９。７)／111。７＝7.163ｋgFe2O3中有4０％与ZnO结合成ZnＯ．Ｆe2Ｏ3,其量为7．163×０.40=２。８56ｋgZnO。Fｅ2O3量为:（２。865×241．１）/１59。7=4。325kｇ其中:Zn1．１73ｋg,Fe2.004kg，O1.148ｋg余下的Ｆｅ2Ｏ３量:7。16３—2．865=４。298kg其中:Fe３.00６ｋｇ，O1.29２kgＺnO量：Zｎ2７.7３－(０.0２２5y+0.00６１ｙ+1.173）=2６.557－0．0２86ykgZnＯ（26。５５７—0。0２86y）×81。4/65．４＝3３．054－0．０3５６yｋgCdO量：(0。１１2×128．4）/112.4=０。128kg其中:Cd0。1１２kgO0．01６kgCuＯ量：（０．24２×７９。５）／6３．５=０.3０３kg其中:Cｕ0.2４2kｇ，O０．0６1kgPｂＯ·ＳiO2量：PｂO（0。62×223．２）／２0７。２=0。668ｋg其中：Pb0.６20kg,O0．０４8kg与PbO结合的ＳiO2量：（0．668×６0）/２２3．2=0。18０ｋｇ剩下的ＳiO２量：１。66１-0．180=1．481kgCaO量：0。5６６kgMgO量：0．02７ｋgAl２Ｏ3量：０.0７７kg其他：１.２43ｋg综合以上各项得：Ｙ=0。0555y+0．0091y+4．325+3３.０４5-0.0356+0。128＋０．3０3+0。8４8+1.4８1+０。５6６+０.027+1.２43Y=47.734％即焙砂产出率是焙烧干精矿的4７。734%ZnSO4量为：0。０555×47．7３4=2。６49其中Zn1。074ｋg，S0。52５ｋg，O1.0５0kｇＺnS量：0。0091×47.734=0.434kg其中Zn0．2９1kg，S0.143kgZｎO量：33．0５4－０．０35６×4７.734=31。３５5kg其中Ｚn25。1９2kg，O6。16３kg将结果列于下表：焙砂的物相组成组成ZｎCdCuPbFeＳsＳso4ＣaOＭｇOAl2Ｏ３SiO2O其他共计ZnS0。29１0。1430。43４ＺnSO４１。0７4０．52５1.050２.649ＺnO25．19４6．163３1.３55ＺｎＯ·Ｆe２Ｏ3１.１732。0０４1.1484。3２5Fe2O３3.００６１.2９24.２98CdO0．１１2０.０160.128CuO０。2４20。06１0.３０3PbO·SｉＯ2０.６２00.180０.０48０．848CaO0.566０。５66ＭgO０。2270.０２７Aｌ2O3０．07７０.０77ＳiO2１．481１．481其他1.２4３１．２4３共计27.７３0．1120．2４20.620５。０100．143０.5250.5660.0２7０。07７1.66１9．77８1．２434７。734％５8．090.230．５11。310。5０．30１.101．19０．060．１6３.4820。４82.61００在湿法炼锌过程中，熔化阴极锌时会得到少量浮渣,经球磨水洗后分离出水洗浮渣和锌珠.锌珠或单独熔化铸锭，或与阴极锌一起熔化铸锭。水洗浮渣则返回加入沸腾焙烧炉内,脱去其中的氟、氯等。设投入100kg锌精矿，产出水洗浮渣0．90３kｇ，含锌７7．5％，则水洗浮渣中锌量为0.７kg，设此锌量在水洗浮渣中全部以氧化锌形式存在，且在沸腾焙烧过程中这一部分氧化锌全部进入烙砂中。水洗浮渣各组分为：ＺｎＯ（０。903×7７。5％×８１。4）／６5.4=０．8７1kg其中:Zｎ0．7kg，O0。171kg其他：０。903-０．87１=０.０32kｇ所以进入焙烧炉的物料量为：精矿1０0ｋg，水浮渣0。903ｋg，共计100。9０3kg.产出的烟尘量40．３87kg，焙砂量＝４7.734+０.903=４８.558kg，共计焙烧矿8８.８７8ｋg烟尘产出率占焙烧矿的45.37％，焙砂产出率占焙烧矿的5４。６3%。焙烧矿物相组成见下表：焙烧矿物相组成组成ZｎCdCuPｂＦeSｓＳso4CaOＭgＯAl２O3SiO2Ｏ其他共计ＺnＳ０.70３0．3451。048ZnＳＯ42。83９1．3８９2.77９7。007ZnＯ4５.５9511.１5456.749ZnO。Fe2O31。9733。3711。93１７。2７5Fe2O３5.7392.46７８。206CdO0.２８00。０400。320ＣuO0．44０0。1１10．551PbO。SｉO21.2400。3６00．0961.696CaO1。030１．03０MｇＯ０。0500.05０Aｌ２O30。140.１4SiO22.662。66其他２.2922．292共计５1。110．2800。4４01。2４09．１10０.34５１．38９1。０300。０５00.143.０21８.57８2。29２89.024％５７．410．310．491.3910。２3０．３91。561。1６0.060。163。39２0.８72.581００3．4焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算3．4.1焙烧矿脱硫率计算精矿中的硫量为3１.1６kg，焙烧矿中的硫量为：０.３４5+1．３89=1．7３４kg进入烟气的硫量为：31。１60-1．73４=２9。４2６kg焙烧矿脱硫率为:29.426÷3１。16＝９４．44%３．4.2出炉烟气计算假定脱掉的硫中９５%生成ＳＯ２,5％生成SO3,则:生成SＯ2需要的氧气量为：29．4２６×0．９5×32÷32=２7．955kg生成SO3需要的氧气量为:２９。４26×0.05×４8÷3２=2。２０7kg焙烧矿中氧化物和硫酸盐生成所需要的氧量:１8。578kｇ,则100kg锌精矿（干精矿）焙烧需要理论氧量为：27.９55+２。207+18。５78—0．１71=48.569kg空气中氧的质量百分比为23％，实际需要空气量：48.569０.23＝2１1.7kg过剩空气系数取１．25,实际需要空气量为：2１１.171.25=263。９6kg空气中各组分的质量百分比为N２77％、O2２3%,鼓入263。９6kg空气，其中N2２６３．9６0。77=２0３。２５kgＯ22６３.６90.2３＝60．71kg标准状况下，空气密度为1．29３kg/每立方米，实际需要空气的体积为263。961。293=204．15m3空气中N２和O２的体积百分比分别为７9％，2１％,则N22０4.１5０．79=1６1.279m3Ｏ２2０4．15０．２1＝42。87１m3焙烧炉排出的烟气量和组成：焙烧过程中产出:SO229.426０。95６432=55。910kｇSO３2９.4260.０58032=3。678kg过剩的氧气量：60．71－4８。5６9=12。１4１kg鼓入空气代入的氮量：20３.25kｇ。ＣaＣＯ3和MｇCＯ３分解产生CO２量：０.81＋0。０5=０.86kg锌精矿及空气代入水分产生的水蒸汽量进入焙烧炉的锌精矿湿度是6%，１00kg干精矿代入的水分为空气代入的水分量计算：假设该地区气象资料:大气压力1０0６3１.72ｐa，相对湿度７7%,平均气温1７。５,换算为此条件下的空气需要量：空气中的饱和含水气量为0.0162kg/m３,代入的水分量：218。7330.0162０.７７=2．728ｋg代入水分总量为:6．4+2．72８=9．１28kg或者以上结果，列于表:烟气组成表组成质量/kg体积体积比／%SO255。91019。5699。62SO3３．6781。0300．51ＣO20.８60.4380。２2N２203。２5162。6００79.9０O21２.１418。5004。1８H2O9。1２811。3595。５8共计２8４．9６7２03．４96１00根据计算结果,编制物料平衡表:沸腾焙烧物料平衡表加入的产出的名称kｇ％名称kg％干精矿10026.74烟尘40。387１0．80水洗浮渣０.9０3０。24焙砂48。６3713.00精矿中的水分６。41．７1烟气284.96776．2０干空气26３.96７０．5８空气中的水分２．72８0.73共计３73。９9110０共计37３.991１０0物料平衡加入=产出第四章沸腾焙烧炉热平衡计算4．1热收入进入沸腾焙烧炉的热量包括反应热及精矿,空气和水分代入的热量(1)硫化锌按下式反应氧化放出之热量为Q1:ZnS+1Ｏ2=ＺnＯ+SO2+443508ｋj生成ZnO的ＺnS量：（１９.7０3＋0。8００＋2５.1９2+1.173）×=6９.642公斤Q１＝kj(2）硫化锌按下式反应硫酸盐化放出之热量为Ｑ2:ZnＳ+2O2＝ZｎＳO４＋774767kj生成ＺnSO4的ZnS量:(1．７65+1．074)97.465.４=４。22８kgQ2=7７4７674.228／９7.４=34109kj(３）.ＺnＯ与Ｆe2O3按下式反应生成ZnO·Fe2O3放出之热量为Q3：ＺnO+Fe2Ｏ3=ZnO·Fｅ2O３+114300kj生成ZnO·Fe2O3的ZｎO量：(0．800＋1.173）×=２.4５6ｋgQ3=１14３002．4５６/８1。4=3449kj(４)FｅS2按下列反应氧化放出热量为Q44FｅS2+11O２＝２Fe2Ｏ3+8ＳO２+3310084kjＱ４=33100８４0.３0÷479.4＝2071kj（5)FeS按下列反应氧化放出热量为Ｑ52ＦeS+O2=Ｆｅ2O3＋２SＯ2+1２２6774ｋｊFe7S8分解得到FeS量：8。５8＋5。6２×＝１3.50kｇCｕFｅS2分解得到FeS量:０.3９+0。44×=0．6１kg得到FeＳ总量为：13。50+0.６1=14.11kｇＱ5＝(１２26７7414.１１）÷(２８7．85)=９8519kj（6)CuFｅS2和Fe7S8分解得到硫燃烧放出热量为Q６2CuFeS2=Cu2S+2FeS+S2分解出S量：１。２732÷３６6．８＝0．１１1kgFe７S８=7ＦeS+S2分解出Ｓ量：14．2３２/６46。9５=０．7０2kg1kg硫燃烧放出热量为9３03ｋjQ6=（０.11１+0。70２）×9３03=７563kj(7)ＰbS按下式反应放出热量为Q7ＰbＳ+３/2O2=ＰbO＋SO2＋42１56９kjPbO+SiO2=PbO·SｉO2＋８４99kj生成PbＯ放出热量：4215６9１.４3／239.2=25２0kｇ生成＝PbＯ·ＳiO2量：0。8４8+0。84８=1．６９６kg生成=PbO·ＳiO２放出热量:84991。6９６/283.3＝51kgQ7=2520+５1=2５71kｊ（8)CｄS按下式反应放出热量为Q8ＣdＳ+3/2O2＝CdＯ+SO2＋413６56kj生成CdO之CdＳ量:0.2８×=0．36kgQ８=4136560。３6/144.4=1０31ｋj（9)Ｃｕ2Ｓ按下式反应氧化放出热量为Q9Cｕ２Ｓ+2Ｏ2=2CuO+ＳＯ２+４13６５6kj生成CｕＯ之Cｕ2S量：0。４4×＝0．55kｇQ9＝（533６91０。55）/１5９.１=１845kj部分ＳO2生成SＯ３放出的热量Q10Ｑ10=(3.６78/80)９8348=452２ｋj(１1)锌精矿带进热量为Q１1进入沸腾炉焙烧的锌精矿温度为40℃,锌矿的比热取0.84kj/ｋg·℃Q11=100．903400。84=3３9０ｋj(１2)空气带进热量为Q12空气比热取１。32ｋｊ/kg·℃，空气温度为17。5℃Q12=218.733１７.5１.32=５052kj入炉精矿含水6.4kg,水分比热容取4．1８６8ｋj／kg·℃，精矿中的水分带入量Q13Q13＝6.44０4。1８68=１072kｊ热量总收入Q总收=Ｑ1+Q2+Q3＋.。。..．Q13=317113+34109＋3４4９+2071＋９８519＋75６3＋2５７1+１０31＋1８4５+4５２2+3390+505２＋１072=48230７ｋj4．2热支出(1）烟气带走热量为Ｑ烟炉顶烟气温度900℃,各组分比热为（kj／m3·℃）SＯ2ＳO3CO２Ｎ2Ｏ２H2O2．2152．30３2。１81１.3941.4６５1.687Ｑ烟=（1９。5６9×２。２1５＋1．03×2。３03+0.43８×2。１８1＋162．6×1．39４+8．5×1．46５+11.３59×1。687）×900＝30４．95２×900＝２７4457kj由烟尘带走的热量为Q尘(由炉中出来焙砂温度为９00℃,其比热为０．8４kj/公斤·℃）Q尘=4０．387×9０0×0．84=３4727kj（3）焙砂带走热量为Q焙由炉中出来焙砂温度为850℃，其比热容为０．８4kj／kg.cＱ溶=４8。6３78500。84=3４7２７kｊ锌精矿水分蒸发带走的热量为 Q蒸Q蒸=G水ｔ水C水+G水r式中：G水—精矿中水分的质量，ｋg;t水-精矿中水分的温度,4０℃；G水—水的比热容ｋｊ/(ｋg．℃）.ｒ—水的汽化热ｋj/kｇ,４0摄氏度时ｒ为２4０7Q蒸=6.4４0×4．1868＋6.4×2407＝164７７kｊ(5）精矿中碳酸盐分解吸收之热量为Ｑ分Ⅰ,CaCO3分解吸热１5８3kj/kｇ，MgＣO3分解吸收１３15ｋj／kg。Q分Ⅰ＝1583×1。8４+131５×０．１=３04４ｋｊ(6）CｕFeS2和Fe7S8分解吸收之热量为Ｑ分2（按1公斤Fｅ消耗热量为92９ｋｊ）Ｑ分Ⅱ=（０．３9+８．５8）×9２9=8333kj通过炉壁的炉顶的散失热量为Ｑ散(散热损失均为热收入的5%）为简化计算,按生产实践，散热损失均为热收入的2.３%－—5.5%.取5％Ｑ散=48２307×5%=24115kj其他热量损失Ｑ损其他热量损失包括溢流口散热,清理孔打开时的辐射热损失等,这部分热损失按热收入的1%计Ｑ损=482３07×1%=4８２3kj剩余热量ﻩQ剩Q剩＝Q总收-(Q烟＋Q尘＋Ｑ熔＋Q蒸+Ｑ分Ⅰ+Ｑ分Ⅱ＋Q散+Q损）=482３07—(274457+30５3３+34727+１6477+３０44+833３＋2４１15+４823)=4８23０7－396509＝857９8ｋｊ计算结果列于表：锌精矿沸腾被烧热平衡热收入热支出项目ｋj％项目kj％焙烧反应热ZｎS氧化成ＺnＯ317113烟气带走热２7４４5756.9１ＺnS转化为ZnSＯ43４１0９烟尘带走热３0533６.3３ZｎO和Fｅ2O3生成ZｎＯ。Fｅ2O3３4４９焙砂带走热３47277．２0FeS2氧化成Fe2O32071水分蒸发带走热164773。42FeS氧化成Fe２O398519碳酸盐分解304４0。6３分解硫燃烧75６3CuFeＳ2和Fe7Ｓ８分解83331.７3PbS生成PｂＯ·ＳｉＯ225７1炉壁及炉顶散热２４１1５5。0０CdS氧化成CdO1031其他热损失48２31。00Ｃu２Ｓ氧化成CuO1845剩余热857９8１７．78SO2生成SO34５２2精矿代入热33９0空气代入热50５2水分代入热1072共计４82307100共计４８２30710０第五章沸腾焙烧炉的选型计算5。1沸腾焙烧炉炉型选择本设计采用圆形断面,柱形床，直筒型沸腾焙烧炉5。2床面积F=式中F—需要的床面积Ａ—每日需要焙烧的精矿量，ｔ/ｄa—炉子床能率ｔ/（m2.d)确定A:设沸腾焙烧炉每年工作330天,床能率取5．5t/（m2。d），年处理5。6万吨锌，则：Ｆ床５。３前室面积我国使用的１８。７—4５m2的流态化焙烧炉均有前室。小于5m２的路子可不用前室。１6m２的炉子也有不用前室的.由于本设计的炉床面积为6９ｍ2固应该采用前室.前室有矩形和扇形两种，一般为1．５~2m２。这里取2ｍ2。5.４流态化床断面尺寸式中—流态化焙烧炉加料前室面积,ｍ2。-流态化焙烧炉炉床面积，m２。—炉床直径,m2。矩形炉的炉长与宽尺寸之比，国内一般为2—3∶1.可以适应生产要求。其关系式如下：式中B-为矩形炉宽,m；L—为矩形炉的长边长度,m。由于本设计采用圆形带前室炉型,固床断面尺寸取沸腾床直径D=6．07m，此时沸腾炉床面积实际为:故沸腾炉实际单位生产率为5。5流态化床高度（排料口高度）流态化床高度近似的等于气体分布板至溢流口下沿的高度，一般它是由炉内的停留时间、流态化床的稳定性和冷却器的安装条件等因素确定。国内生产的流态化高度一般为0.9~1。２m。本设计取1。2ｍ.５.6炉膛面积和直径式中：-沸腾焙烧炉单位面积生产率，吨/ｍ2·d；—单位炉料产出量，2034.96m3;-炉膛温度，950℃;-炉床面积，30．85ｍ2;——颗粒带出速度,一般为1.３5ｍ/s，和精矿粒度有关,K取0。３～0.55,这里取小值0．３。—0．3×1。35＝０。4０5m/sβ—１/27３炉腹角取取20°。5.7炉膛高度１、未扩大直筒部分H1,根据操作和安装方便而定，一般取2。６m。2、扩大部分高度H２3、炉膛高度式中t—烟气在炉内必须停留的时间,秒,取20s。＝８。１m炉膛容积：5.8气体分布板及风帽５.８．1气体分布板孔眼率气体分布板孔眼率即风帽孔眼总面积与炉床面积的比值。根据国内工厂实践，锌精矿流态化焙烧炉空气分布板的孔眼率一般为0。７～1.1％。本设计选用1.0%。５.8．2风帽风帽分菌形、伞形、锥形等,风帽孔眼有侧孔式、直通式、密孔式等。本设计采用侧孔式菌形风帽,因为从测孔喷出的气体紧贴分布板面而进入流态化床，搅动作用好，孔眼、不易堵塞、不易漏料等。风帽的孔眼数一般为4、6、8,孔眼直径3～10ｍm。高温氧化焙烧炉的孔眼直径取8~1０mｍ.风帽材料多用普通铸铁,高温氧化焙烧应采用耐用铸铁。风帽数量一般可由下式计算：式中N—风帽个数;n—个风帽上的孔眼个数，6;—风帽孔眼直径，mm,9ｍm;—分布板孔眼率，％，1.0％。本设计采用的风帽个数为：所以Ｎ=１759个。第六章辅助设备的设计与选择一辅助设备包括在物料准备系统、加料系统、供风系统和排烟系统。６．1供风系统６。1.１鼓风机沸腾层流体阻力计算流体层流体阻力按下式计算：式中:-沸腾层流体阻力，毫米水柱；-沸腾层高度,米;—锌精矿比重，千克/米３-气体比重,千克／米３;—沸腾层孔隙率，一般在0.6５～0．8５间。本设计取0。75。所以,鼓风机压力按下式计算：式中：—炉底分布板压力，一般情况下,在50～１00毫米水柱之间有的地方取沸腾层压力降低1０%~20％;本设计取=100毫米水柱。则，P=1.5（12０0+100)＝19５0毫米水柱鼓风机风量:为了有富余能力，过量３0％则现在可根据产品目录选择需要的鼓风机了，可选用天津鼓风机生产的罗茨鼓风机三台,一台备用;鼓风机性能型号风量风压电动机型号功率LCＡ６０６5—1６0/0。20160标米３／分2000毫米水柱JＲ１16—6９5千瓦必须指出的是，风量还必须考虑当地的气候条件,即年平均气温及当地大气压。沸腾焙烧炉的鼓风机要求其鼓风量不随阻力之增减而发生较大的波动，即有较为稳定的风量.罗茨鼓风机能满足这些要求。6.1．2供风管由4.7.2鼓风机的选择一节中可得日处理169．７ｔ湿精矿的沸腾焙烧炉，每分钟应供给204.15标米空气，则每秒钟应供给的空气为3.89标米。如果当地气压为10０６31.7２Pａ，平均气温17.5℃，则风机每秒钟实际供风量为：式中:Q-风机每秒钟实际供风量，m³/sQ0—每秒钟需要供给的风量，m³/ｓP0—标准大气压力,ＰaPＢ—当地大气压力，Pa计算：Q=3.８９×（1＋1７.5/273）×1０1３25/100631．72＝1．０7143３×3。89=4.1７m³/s冷空气在金属管道内流速一般为9～12ｍ/s，取10m/s进行计算,则供风管道直径为：D=1.13＝１.13=０。7３米式中:D—供风管道直径w风-管道内风速，m/s,6.2排烟收尘系统排烟系统包括余热利用设备、收尘设备、排风机等。在此主要讨论收尘设备6.2。１旋风收尘器有烟气量计算可知，焙烧100ｋg于精矿需要供给2０3．496m3烟气。当沸腾炉每日处理169。7ｔ湿精矿时,每秒钟产出的烟气量3。89m3。设余热锅炉的漏风率为１5％，旋风收尘器入口温度为400℃，则每秒钟旋风收尘器入口烟气量为:Q=Q０·（1＋k)（1+βｔ)P0/PＢ式中:O０—沸腾炉每秒喊出的烟气量,m³；k-余热锅炉漏风率则Q=３。8９×（1+0。1５）×（1+40０/273）×１０3125/１0０6３1。７2=１1.30ｍ³/s选用H－１5型六筒旋风收尘器。通体有效直径D=式中:Q-每秒钟进入旋风收尘器的烟气量，m³/ｓ—简体断面流速，一般为３．3到3。7m/s,这里取3.5m/sD＝根据计算结果，确定选用H15-6×8００型旋风收尘器一台.６．2.2排风机风机的选择计算与鼓风机的选择计算基本相同，主要考虑风压和风置两个参数。风压：排风机的风压由烟道阻力损失和烟道上各种设备的阻力损失决定.通常姻道的阻力损失很小，有时在计算过程中忽赂不计。沸腾焙烧炉烟气出口处一般为微负压,取—50Ｐa.余热锅沪阻力损失一般小于400Pa,取300Pａ.旋风收尘器阻力损失一般为60０一2000Pa，取1３00Pa。风机出口处假设为50Ｐａ.考虑到风机风压要有３０%的富裕能力,则风机风压力:P=1.3（50+300+１300＋５0）=２210Pa风量:设旋风收尘器漏风率为5％．排风机入口处烟气温度为35０℃，考虑到风机风量有30％富裕能力，则排风机风量应为:Ｑ=1．3×3.89×（1+0．１5+0。０5）（27３+3５0）/273×10１32５/2７3／1006３1．72＝1３。94ｍ³/s=5０184ｍ³／h根据计算结果，选用FＷ9-27—11No12排风机一台。6。２.3电收尘器设排风机漏风率为5%,电收尘器入口烟气温度为320℃,则进入电收尘器的烟量为:Q=3．８９×（1+0。15＋0。0５+0.05）（27３+３20)×101325/（２７３×１00631。7２)=10.63m³/s＝３８２66m³／h设电收尘器内烟气速度为0。5m/s,则电收尘器所需的总有效面积为；F=式中：Q—进入电收尘器的烟气量，m³—电收尘器内烟气速度,m/sF=10。63／0。5＝21.26m2根据计算结果,选用F=3０ｍ2电收尘器一台。6。2．4烟道烟道采用金属管道。烟气在管道内流速一般为10—15m/ｓ取12m/s（1）余热锅炉——旋风收尘器烟道。余热锅炉漏风率为１5％，烟气温度为锅炉出口烟气温度和旋风收尘器入口烟气温度的平均值t=(450+４０0）/２=4２5℃Q＝3.89×（1+０。15）×=11．52m³/s烟道的截面积为：F＝式中：Q—进入烟气的烟气量，m³—烟气在管道内的流速，m/sF=１１.５２/12=０.９6ｍ2烟道直径为：Ｄ＝取烟道直径为1。20m.（2）旋风收尘器——-－-排风机烟道Q=3。89×（1+０。15+０．０5）×(１０1325/1006３1.72）(2７3+375）/273＝2.867９74×3.89=１1．16ｍ3/s烟道的截面积为:F=Q／＝11。16/12=0.９3m2烟道直径为:D=取烟道直径为1．１0m。（3）排风机电收尘器烟道Q＝３．８９×(1+０。15＋０.05＋0.０５）×(１0132５/10063１。72）（273＋335)/273=１0。９0m³烟道截面积为：F=Q／=10．90/12＝0.91ｍ烟道直径为：D=取烟道直径为１。10m.经上述计算，余热锅炉—旋风收尘器烟道直径为1．2０m;旋风收尘器—排风机烟道和排风机—电收尘烟道直径为1．1０ｍ.第七章其他部件7．1风箱沸腾焙烧炉容积的大小,可根据下述经验公式估算，并结合炉子工艺结构及工艺配置等情况来调整。=式中：—风箱容积,米3—鼓风量，米3/小时故：7．2加料装置采用前室垂直加料管加料,前室面积２平方米,前室高2米加料管选用圆形断面，其直径按下式计算式中：-加料管流通面积-加料量,吨/小时—物料的质量流率，吨／平方米·小时,本设计采用=２00吨／ｍ２·时=169．７/(２4×2０0）=0.０35米加料管直径ｄ＝1。13＝0.21米选用d3７7×8的无缝钢管。7。3排料口尺寸计算采用外溢流排料，物料经由溢流口直接排出炉外，排料口溜矿面可采用耐火混凝土捣打而成，其坡度应大于６0°，外溢流排料处应设置清理口,溢流口孔洞的高度视才做需要而定，一般为300到800毫米，本设计取60０毫米溢流口高度按下式计算:=500式中：—炉子排料量，千克/小时-溢流口宽度，毫米—焙砂比重,千克／米３故：=47０毫米溢流口尺寸：47０×６00毫米。7．4排烟口尺寸计算炉内烟气量为:设出炉炉气温度为90０℃,则废气量为：３。３4×(1+9０0/273）=14。3５m³/s设炉气速度为8米/s，则排烟口断面为：14。35/8＝１.79m２设用矩形断面，高与宽之比为０。8，则高为1。2m，宽为1.5ｍ及排烟口断面为：高×宽=1。2m×1.５m。主要经济技术指标和主要设备规格沸腾焙烧直径米6。０7沸腾炉床面积米2３0．８５沸腾炉总高米１3.３5沸腾层高米８．１炉底风帽个数个１７59沸腾炉的单位生产率吨／米2·日5．5空气单耗标米３/吨锌精矿19１8．7鼓风量标米3/分30３.04鼓风机参数风量米3/分160风压毫米水柱200０鼓风机型号LCA65—160／0。2０鼓风机台数台3焙烧脱硫率％９4。44焙烧温度℃950废气温度９00旋风收尘器型号Ｈ1５—6８00一台排风机型号FW9—２7—１１Ｎo12一台风量米３／时５0１84风压毫米水柱2210电收尘器F＝３0m2电收尘器一台第九章环保和安全在过去的几十年里，湿法炼锌和其他冶金工业一样满载技术开发上其目标主要着重在优质、高产、低能耗等方面，以便给企业创造更大的经济效益。但当今世界环境保护已成为人们最关心的话题，人类必须保护好自己的生存空间,显然仅有技术目标是远远不够的。减少生产过程中的三废（废水、废气、废渣）排放并对其有效治理，是环境免受三废的危害，已提到工业发展的重要日程，预计今后拟定的任何研究计划和新工艺,都必将以是否保护了环境或减少了对黄静的污染为前提，环境保护不好的工艺不再可能被人们接受。而目前在环保方面有缺陷的工艺也必须寻求新技术加以改进.9.1概述在人类的生产活动中产生的废气、废水、和废渣，通常称为“三废”。由于“三废”是工业生产的主要产物,一般都排放到大气、江河、或大地堆放,将会造成严重的环境破坏，称为“公害"，或称为“环境污染”。如今,环境污染已严重影响到人类的生活、工作与生产的正常进行,成为当今世界各国共同关注的一个热点和焦点，从而提出了“环境保护"。环境保护已经成为我国的一项基本国策。这说明环境对国家经济建设、社会发展和人民生活具有全局性、长期性和决定性的影响，是至关重要的。冶金工业是三废污染较为严重的部门之一.在我国，三废治理和环境保护已经纳入法制轨道,国家规定了各种有害物质的排放标准，任何企业都必须达标排放,否则将是违法的。对于新建的共产项目，在开始进行生产方法和流程设计时,就必须考虑过程中产生的“三废”来源和采取的措施.尽量做到原材料的综合利用，变废为宝,减少废物的排放。工业项目的审批往往是把污染问题作为首要问题。在项目审批通过后，三废治理与主体工程同时设计、同时施工、同时投产。本设计采用湿法炼锌，主要原料是硫化锌精矿。但整个工艺又不是完全意义上的湿法过程,在焙烧工序中还涉及到火法过程。在火法部分，沸腾焙烧时产生大量的烟尘,废渣是火法过程与湿法过程均无法避免的,自然堆放时，必然会产生含有重金属的尘土，同时，长期的雨水浸淋,也会造成水体和土壤的污染.因此,环保工作作为冶炼厂正常生产障碍，在作此项冶金共产设计时,必须把三废治理工作作为设计的一项重要内容予以高度的重视.本设计在锌冶炼厂主要的环保工作是处理冶炼过程中的废气等问题，分别描述如下。9.2废气治理湿法炼锌废气的来源为锌精矿干燥烟气和沸腾被烧烟气,浸出渣干燥烟气、浸出渣挥发烟气、工业锅炉烟气。废气的危害在本设计中主要产物是含硫化物（SＯ２，H２Ｓ)、粉尘及点解沉积时轻微的酸雾。粉尘的主要来源是物料的准备过程，由于运输和破碎产生的,另外焙烧过程也产生相当量的烟尘。烟尘的产生在运输过程是无法避免的，破碎是的粉尘主要靠设备本身的防尘设施，如防尘罩等，或是采用湿磨焙烧产生的粉尘，就必须针对其高湿、高压的特征，采用专门的收尘设备，本设计采用重力除尘，旋风收尘，电收尘等,对各种粒径的粉尘进行严格的控制，并达到国家规定的排放标准.酸雾的危害主要是影响电解车间工人的健康，因其浓度较低，一般是设置通风系统将其导入大气。1.锌精矿干燥烟气锌精矿含水13%左右，进入沸腾焙烧炉之前需要干燥，使之含水达5%甚至更低，本设计用圆筒干燥窑顺流干燥.所得烟气湿量大,含尘浓度２0~80g·m－3,烟气温度120~200℃，烟尘率1~3%，主要成分为CO2、O2、Ｎ２、Ｈ２Ｏ以及少量的SO2，采用湿混合流程收尘，再通过石灰池脱硫。经处理后，烟气排放浓度达到国家工业炉窑大气污染物排放标准二级的要求，烟尘浓度不大于20０mｇ·ｍ—３。２．沸腾焙烧烟气湿法炼锌锌精矿沸腾焙烧的炉出口烟气量大、SO2浓度高，本设计为９.78％，温度为800～９00℃，主要成分为CO2、O2、N２、H２O、SＯ２、SＯ3，采用二转二吸制酸系统，将大部分的S02吸收制酸,综合回收烟气中的热能和SO2生产硫酸，变废为宝，实现尾气含SO2达标排放,过剩的空气经120ｍ烟囱排入大气中，同时加强设备密封和车间通风防尘，使车间空气中含重金属烟尘可达到工业卫生标准。一般来说，烟气先经过余热锅炉进行热交换,产生的大量蒸汽可用于发电，解决工厂的日常生活用电,而热水可提供给澡堂。冷却后的烟气先后进行旋风收尘、电收尘和洗涤，经托普索制酸后烟气可直接排空。9.3劳动保护锌冶金在火法冶炼高温或湿法酸性水溶液中进行，从这些过程中散发的生产性毒物粉尘构成了生产过程中的化学有害因素，如Pb、As、Ｃｄ、Hｇ、SO2、ＣO及酸雾等有害气体、烟尘以及煤尘、矿尘等,除此之外，还有高温、高湿、噪声等物理有害因素，一起构成了对人体健康产生职业危害。因此,改善冶炼厂的作业环境,预防和控制职业危害，就要加强对劳动者的劳动保护措施。对工人的劳动保护应采取如下措施：定期对工人进行劳动安全教育,并进行考核.对新增员工进行岗位培训.明确岗位职责,规定安全操作标准并进行严格检查。加强厂区卫生防护,严格控制二次污染.要求佩戴劳保用品,如安全帽，工作服,劳保鞋等。总结本次设计通过物料平衡和热平衡的计算,设备的选型与计算，再结合锌冶炼生产的实践，计算出沸腾焙烧里的主要参数，从而设计出了年产5.6万吨锌冶炼沸腾焙烧炉.通过本次设计,我充分认识到了自己的不足,但是我同样有很对的体会和收获,因为我掌握了自己在以前学习中没有掌握的知识,并且通过查找大量资料我还学习到了很多书本以外的东西。我认为这是在本次设计中最大的收获！由于时间和水平有限，本设计过程中肯定涉及到不少不足之处，敬请各位领导和老师给予批评和指正。参考文献[1]陈国发.重金属冶金学[M］.北京:冶金工业出版社,1９9２［2］彭容秋。锌冶金[M]。长沙：中南大学出版社，20０5[３]邱竹贤。有色金属冶金学[M].北京:冶金工业出版社，１988［4]蔡祺风。有色冶金工厂设计基础［M]。北京：冶金工业出版社,１９9１[5]杨丽芬、李友葫。环保工作者实用手册(第二版)[M］。北京：冶金工业出版社，２001［６］彭容秋。有色金属提取冶金手册（锌铬铅秘）[M］。北京：冶金工业出版社,19９2[7］《铅锌冶金学》编委会主编．铅锌冶金学［M］。北京:科学出版社，２003[8]东北化工学院重冶教研室．锌冶金[M］。北京：冶金工业出版社，１978[9］陈佛顺．有色冶金环境保护［M].北京：冶金工业出版社,1９94[10]梁可．锌冶金工艺概述［M].北京：有色冶金设计，2004［1１］将继穆。我国铅锌冶炼现状与可持续发展[M]．中国有色金属学报，2004[12］FukunakaY。etal。Trans［M］。７Ｂ，19７6［１３]BustoｓA．A．ｅt。Ｍｅｔaｌl．Tｒaｎs.［Ｍ］．Ｂ，Ｖol.15B，１９84谢辞丰富多彩的四年求学生涯即将结束了，心中实在舍不得离开赣州这片充满了关爱的红色土地，更舍不得朝夕相处的老师和同学们。有太多的事历历在目，宛如昨日，有太多人的音容笑貌,跃然纸上，挥之不去。四年的时间，如同白驹过隙,转眼之间的事情会一下子浮现在眼前.热爱我们的应科院，一草一木也都有了很深的感情，很荣幸的看到了四年里他在一点一滴的发生着变化。应科院的辉煌还需要学弟、学妹们来奋斗,希望在未来的日子里可以看到一个更加美好的应科院屹立在这片曾经并将一直热爱的土地。首先非常感谢我的老师们在我四年求学生涯中给予的关心与帮助,他们不仅以那严谨的治学态度、缜密的思维能力、娴熟的操作技巧深刻的影响着我，更以他们那博大的胸怀潜移默化的影响我如何学会去宽容别人,笑着面对生活。让我感到四年中不仅积累了丰富的学识，更在如何做人上让我学到了很多，我将随身携带者他们，勇敢的踏上新的人生之路。让我深刻的认识到:无论生活多么艰辛，惟有知识才能充实我们的头脑，才会让你达到成功的彼岸。在此次论文写作中,我去图书馆查资料，在网上收集资料,经理两个多月的精心准备，在涂弢老师的知道下我终于完成了我的设计，在此感谢所有曾在论文写作期间对我提供一臂之力的同学和朋友。最后再次感谢我的指导老师涂老师,他严谨细致、一丝不苟的作风一直是我工作、学习中的榜样；他循循善诱的教导和不拘一格的思路给予我无尽的启迪，在这里请接受我最诚挚的谢意!附录A论文（原文）PrincipleｓofModerｎStｅelmａｋingCuｒrenｔly,theｒearetowmaｊorsteelmakinｇprocessｅs,tｈemorepopuｌaｒbeingtheoxygｅnprｏcesｓes（ａlsocaｌledconverterprｏcesses)ｂａsｅdoｎhｏtmeｔalfromaｂlastｆuｒｎacｅaｎdscrap，andｔheleｓsｐopularｂeiｎgtheeｌectricareproceｓｓwhichｉssuｉｔabｌeｆormakingsteelfromhigh-qｕalｉtyinduｓtrｉalｓcraporｆroｍpre-redｕｃｅdpelletｓ（Tｈeopen－ｈｅartｈｐrｏcess，oncerespoｎsｉbｌeｆoralmost100％ofｒawsteeｌproducｔiｏn，hasnowｄwindledｔoneｇｌigibleprｏpｏrtiｏns.）Oxygeｎsteelmakiｎｇｐｒocesseｓareｃoncｅrn—edｍainlyｗｉｔhｔherｅfiｎiｎgofamｅtallicｃｈargeconsistｉnｇoｆhｏtmｅｔal(m（mｏｌteｎpｉｇiｒｏn）ａnｄscrａpｔｈrｏughtｈeuｓｅoｆhigh-purｉｔｙoxygentorapｉdlｙproduceｓｔeelｏfｔhedesireｄcarboｎcｏnｔentａndteｍperaｔｕre。Varioussｔeｅlmaｋiｎgfluxesarｅadｄｅddurｉｎgthｅrｅｆｉniｎgｐroｃｅssｔoreｄucｅthesulpｈuｒａnｄphoｓphoruｓcontentsofthｅｍetalbａthtoｔｈedeｓirｅdlevｅl。Theoxygｅntｏp－blowｎproｃess(ＬＤｏrLD/ＡC)iscurrｅntlyｔhｅｍorecommon，butisｇｒaduaｌlygiviｎgｗayｔｏcｏmbiｎedblowｉngprocｅssｉnsomeneｗplants.Theｐｒｉｎcipleoｆtheeｌectrｉcａｒeprｏcｅssissimple;scrapismeltｅdｂｙtｈｅｃｒudeａｃｔiｏｎofheaｔiｎgusiｎganelｅｃtricａrｅstruckｂｅtweenthecarｂoｎｅlｅｃtｒoｄeｓａndtheｓteeｌcharge.Refinｉｎgiscaｒｒｉedoubyinteracｔionｗithabasiｃslaｇaｓintheoｘygenvｅsselsｄesｃｒibｅd，ｂuytherefinｉngtｉmｅｓareｌｏnger。Thｅmostimｐortantｃｈeｍicalreａcｔｉonsdurｉngreｆiningarｅｄecarburｉｚａtion，sｌagginｇoｆtrampelemenｔs(ｄｅsilｉcｏｎizaｔiｏｎ，dｅｍａｎagａnｉzatioｎ，dｅsｕlｐhurizaｔiｏｎ）anddeoｘidaｔion（remoｖalｏfｒesidualoｘygenbyferrosilｉconaｎdaluminum）.Tｈeeｑuaｔionsfoｒmulatｅthｅｐrinｃiｐleofchemiｃaｌｒeactionsｄｕrinｇｔhetranｓfｏｒmatｉｏnoｆhotmｅｔalorsｐonｇeirｏnｉntｏｓｔeｅl.［C］+［O］=［ＣO］［S］i+2［O]+[CaＯ］=2［CaＯ۰SｉO2]［Ｍn］＋［O］=（MnO）2［Ｐ］＋５[O]＋3（CａＯ)＝3(CaＯ۰P2Ｏ５）［Ｓ]+(CaO)=(CaS)+［O］［Si］+2［Ｏ］＝（SiO2）２［Al]+3［O]＝（Al2Ｏ3）Deｃarｂｕｒiｚatiｏnistheｍosｔiｍportantrｅａｃtｉon。Ｄuringtｈiｓ,thｅaddedoxyｇenreaｃtｓwithｔhecａｒbｏｎｉnsiｄｅthehotmetaｌtoformcａｒbonmonoxideａｎdesｃaｐesaｓaｃombusｔibｌｅｗasteｇas。Sｏｍeｏｆthehｅａtｆormaｔiｏnremaｉnsinthemeｔａlｏｒsｌag。Thiscａrbonmonoｘｉｄｅproducｅsonlｙaｂouｔｏnethiｒdofthepoｔｅｎtｉaｌhｅａtofthecａrｂon，ｔheｒemaｉｎdｅrbeingevolvedwheｎｉｔisfullyburnｅdtｏcarboｎdｉoxiｄe.Theｔranｓferｏｆtheothｅｒtｒaｍpｅｌemenｔsfrｏｍthehotｍetaloｒthｅｓcrapispeｒfｏrmedintwｏstages;Iｎtｈefirstsｔage，thetramｐelementsａreoxiｄizｅd。Theyaｒenoｔsｏlublｅintheliｑｕiｄiｒoｎ。Inｔhｅseｃoｎdｓｔａgｅ，thｅyriｓｅtotheｍｅｔalｓｕrfaceａnd