Міністерство освіти і науки Республіки Казахстан
Східно-Казахстанський Державний Технічний Університет
ім. Д. Серікбаева
Курсова робота
по дисципліні «Металургія свинцю і цинку»
Тема: «Вилуговування цинкового недогарка»
Виконав студент Групи 240740
Термін навчання 3г 10 міс Шифр:
Усть-Каменогорськ, 2008 р.
1. Розрахунок технологічного процесу .. 6
2. Розрахунок теплового балансу вилуговування .. 11
3. Розрахунок необхідного устаткування .. 15
Список літератури .. 17
Гідрометалургійний спосіб отримання цинку з'явився набагато пізніше пірометалургійного, проте за короткий час він отримав широке розповсюдження, особливо в тих регіонах, де є дешева електроенергія. Цинкова промисловість СНД застосовує в основному гідрометалургійний спосіб як найбільш прогресивний.
Сутність гідрометалургійного способу виробництва цинку полягає в попередньому випалюванні цинкових концентратів з подальшою обробкою одержуваного недогарка слабким розчином сірчаної кислоти з перекладом цинку в розчин у вигляді сірчанокислої солі і електролітичному виділення металевого цинку з очищених сульфатних розчинів. Отриманий катодний цинк переплавляється в електропечах і розливається у виливниці. У порівнянні з дистиляційний методом, гідрометалургійний спосіб має багато переваг. Основні з них: висока вилучення та висока чистота металу, комплексне вилучення металів, механізація трудомістких процесів, поліпшення умов праці.
Виробничий процес отримання цинку гідрометалургійним методом складається з наступних стадій:
підготовка матеріалу до випалу;
випал концентратів;
класифікація продуктів випалу;
вилуговування продуктів випалу;
очищення розчинів від домішки;
електроліз сульфатних розчинів;
переплавлення катодного цинку
Підготовка матеріалу до випалу вимагає дотримання певних умов їх транспортування і зберігання. Для отримання розрахункового співвідношення частин у шихті необхідно окреме зберігання різних сортів на складі.
Мета випалу сульфідних цинкових концентратів - переклад сірчаних сполук цинку в окислені, видалення сірки і одержання продукту, придатної для вилуговування.
Отриманий недогарок спрямовується на вилуговування, мета якого - можливо повне вилучення в розчин цинку та інших цінних компонентів недогарка при мінімальному забрудненні розчину шкідливими домішками. Розчинником служить слабкий розчин сірчаної кислоти. При перемішуванні недогарка з кислотою відбувається розчинення окису цинку і частково окислів інших металів. У розчин переходить цинк, кадмій, залізо, мідь, миш'як, сурма, індій та інші. Нерозчинні сполуки (окис заліза, сульфат свинцю, та інші) залишаються в твердому залишку - цинковій Кеке. Цинковий розчин відділяють відстоюванням або фільтрацією і подають на очищення від домішок, а кек промивають і направляють на подальшу переробку.
В якості апаратів для вилуговування застосовують чани з пневматичним або механічним перемішуванням. Кожна операція вилуговування складається з: завантаження кислоти, оборотних розчинів і недогарка, перемішування, вивантаження пульпи. На сучасних заводах використовується двостадійна схема вилуговування. На першій стадії відбувається нейтральне вилуговування, на другій - кисле. Двостадійне вилуговування дозволяє провести більш повний переклад домішок у кек.
Чистота розчинів має важливе значення для всього гідрометалургійного переділу.
Присутні у розчині домішки можна розділити на кілька груп:
залізо, мідь, миш'як, сурма, кремнезем, олово, талій - видаляються з розчину гідролізом, співосадження, адсорбцією і коагуляцією;
мідь, кадмій, кобальт, талій - видаляються методом цементації;
кобальт, хлор, фтор - видаляються методом хімічного очищення з утворенням нерозчинних сполук;
калій, натрій, магній, марганець накопичуються в розчинах. Позбутися від них можна тільки шляхом виведення частини розчину з виробничого циклу.
Електроліз - завершальна стадія гідрометалургійного виробництва цинку
Метою електролізу є отримання катодного цинку з розчину. Показники електролізу залежать від якості виконання попередніх операцій. Очищений нейтральний розчин сульфату цинку з вмістом цинку 100-150 г / л безперервно подається в електролізних ванни. Аноди ванни виконані зі свинцю, катоди - з алюмінію. У ході електролізу розчин збіднюється цинком і збагачується сірчаної кислотою. Відпрацьований електроліт надходить на вилуговування.
Отримані при електролізі листи катодного цинку відповідають вимогам за хімічним складом всіх споживачів. Передбачається випуск цинку в чушках. Чушковий метал отримують методом переплавки катодного цинку. Для переплавлення застосовують електричні індукційні низькочастотні печі.
Склад недогарка,%: ZnO 64,0; ZnSO4 11,4; ZnS 1,5; PbO 2,0; PbSO4 1,6; CuO 2,2; CdO 0,4; Fe3O4 0,8; Fe2O3 8,6; CaSO4 0,6; SiO2 5,9; інші - 1,6.
Продуктивність 400 т / добу.
1 Розрахунок матеріального балансу
Підрахуємо вихід і склад цинкових Кекова - твердих залишків від вилуговування. Приймаємо, що при вилуговуванні:
цинк у вигляді ZnО і ZnSО4 розчиняється повністю,
цинк у вигляді ZnS залишається в Кеке,
мідь наполовину розчиняється і наполовину залишається в кеках,
кадмій повністю розчиняється,
PbO сульфатезіруется повністю,
Fe3O4 та Fe2O3 залишаються в Кеке.
Результати підрахунку хімічного і раціонального складу цинкових Кекова зведемо в таблицю 6.
Таблиця 6 - Раціональний і хімічний склад цинкових Кекова, кг
Приймемо, що у цинкових кеках міститься 35% вологи, або:
24,42 * 35 / 65 = 13,15 кг Н2О
Кількість вологих Кекова:
24,42 + 13,15 = 37,57 кг
Всього в огарки цинку
51,42 кг у вигляді ZnО
4,62 кг у вигляді ZnSО4
1,0 кг у вигляді ZnS
Разом 57,04 кг
Не розчиниться при вилуговуванні 1,0 кг цинку (1,8%). Кількість розчиненого цинку складе:
100 - 1,8 = 98,2%
Приймемо, що цинк, який перейшов в дросси при переплавки катодних опадів повертається в процес вилуговування, й тоді на частку безповоротних втрат можна прийняти 1,5%. Витяг цинку в чушковий метал:
98,2 - 1,5 = 96,7%
Приймемо, що з катодного цинку 4% перейде в дросс і 4% буде витрачено для виробництва цинкового пилу.
Розрахуємо кількість катодного цинку утворюється на в добу:
400 * 0,967 * 0,5704 = 220 т
Вихід катодного цинку:
220 * 100 / 92 = 239 т
Добова кількість цинкових Кекова визначимо з наступного співвідношення:
Із 100 кг недогарка виходить 24,42 кг Кекова
З 400000 кг недогарка виходить х кг Кекова
Х = 97680 кг або 97,68 т
Волога в кеках міститься 35% або:
97,68 * 35 / 65 = 52,6 т
Добове отримання вологих Кекова:
97,68 + 52,6 = 150,28 т
Для підрахунку нейтрального розчину, що надходить на електроліз, необхідно задатися кількістю цинку, осаждаемого з катодного літра розчину. Вважаємо, що в нейтральному розчині міститься 150 г / л Zn, а у відпрацьованому електроліті 45 г / л Zn і 158 г / л H2SО4. У цьому випадку з кожного літра розчину буде осідати на катоді:
150 - 45 = 105 г Zn
Тому щодоби потрібно пропускати через електролітні ванни:
239 * 103 / 105 = 2276,19 м3 нейтрального розчину
Т. до щільність розчину при 200С дорівнює 1380 кг/м3, то це складе:
2276,19 * 1380 = 3141142 кг нейтрального розчину
Для компенсації втрат сірчаної кислоти в процесах вилуговування та електролізу в обпаленому концентраті залишають деяку кількість сульфатної сірки. Кількість сульфатної сірки в огарки:
11,4 * 32 / 161,38 = 2,26 кг у вигляді ZnSО4
Витрата сульфатної сірки, кг
На сульфатізацію в Кеке:
PbO у вигляді PbSO4:
2,0 * 32 / 223,2 = 0,29
На розчинення 0,74 кг Cu:
0,88 * 32 / 63,55 = 0,44
На розчинення 0,4 кг CdО:
0,4 * 32 / 128,4 = 0,1
З 1,5% теряемого цинку у вигляді ZnSО4:
57,04 * 0,015 * 32 / 65,38 = 0,42
Разом 1,25 кг
Так як в процес вводиться 2,26 кг SSO4, то при витраті 1,25 кг додавати сірчану кислоту в процес не потрібно.
Розрахуємо кількість і склад мідно-кадмієвих Кекова. Протягом доби в розчин перейде
400 * 0,0088 = 3,52 т Cu
400 * 0,0035 = 1,4 т Cd.
Очищення розчинів здійснюється по реакціях:
CuSO4 + Zn = ZnSO4 + Cu
CdSO4 + Zn = ZnSO4 + Cd
Теоретичний витрата цинкового пилу складе:
Для осадження міді 3,52 * 65,4 / 63,6 = 3,62 кг
Для осадження кадмію 1,4 * 65,4 / 112,4 = 0,81 кг
Разом 4,43 т
Практично було прийнято, що 4% від усього катодного цинку буде витрачатися для цієї мети, або:
239 * 0,04 = 9,56 т
Т. е. витрата цинкового пилу буде приблизно вдвічі більше теоретично необхідної кількості.
Надлишкова пил у такій кількості:
9,56 - 4,43 = 5,13 т
Перейде в мідно-кадмієві кекі. У кеках сума Cu + Cd + Zn складе 60%. Усього в мідно-кадмієві кекі перейде:
Zn 5,13
Cu 3,52
Cd 1,4
Разом 10,05 т
Всього мідно-кадмієвих Кекова щодоби утворюється:
10,05 * 100 / 60 = 16,75 т
Приймемо, що в мідно-кадмієвих кеках міститься 30% вологи, або:
16,75 * 30 / 70 = 7,18 т
Приймемо, що випаровування води становить 2% від кількості нейтрального розчину, або:
3141,14 * 0,02 = 62,82 т
Всього буде витрачено води, т:
З цинковими кекамі 52,6
З мідно-кадмієвими кекамі 7,18
На випаровування 62,82
Разом 122,6
Підрахуємо кількість відпрацьованого електроліту.
З кожного літра осідає 105 кг цинку. Крім того виділяється кисень у анода:
Н2О + ZnSО4 = Zn + H2SО4 + 0,5 О2
У кількості яке можна підрахувати зі співвідношення:
На 65,38 кг Zn виділяється 16 кг О2
На 239000 кг Zn виділяється х кг О2
Х = 239000 * 16 / 65,4 = 58489 кг або 58,49 т
Добова кількість відпрацьованого електроліту одно:
3141,14 - (58,49 + 239) = 2843,65 т
Результати всіх розрахунків зводимо в загальну таблицю 2.
Таблиця 2 - Матеріальний баланс вилуговування
1) Фізичне тепло недогарка при 600С
Склад недогарка,% Теплоємність, кДж / КГК
ZnO 640,534
ZnSO411, 40,629
ZnS1, 50,497
PbO 2,00,210
PbSO41, 60,922
CuO2, 20,572
CdO0, 40,337
Fe3O40, 80,672
Fe2O38, 60,690
CaSO40, 60,758
SiО25, 90,803
Інші 1,60,500 [2]
Теплоємність недогарка:
С = (64 * 0,534 + 11,4 * 0,629 + 1,5 * 0,497 + 2,0 * 0,210 + 1,6 * 0,922 + 2,2 * 0,572 + + 0,4 * 0,337 + 0,8 * 0,672 + 8,6 * 0,690 + 0,6 * 0,758 + 5,9 * 0,803 + 1,6 * 0,5) / 100
С = 0,578 кДж / КГК
Q1 = 400 * 103 * 0,578 * 60 = 13872000 кДж
2) Фізичне тепло цинкового пилу при 25 0С:
Q2 = 9,56 * 103 * 0,389 * 25 = 92971 кДж
3) Фізична тепло води для промивання Кекова
Q3 = 122,6 * 103 4,187 * * 25 = 12833155 кДж
4) Фізична тепло відпрацьованого електроліту при 40 0С:
Склад відпрацьованого електроліту Теплоємність кДж / КГК
111 г/дм3 ZnSO40, 603
158 ш/дм3 H2SO41, 404
1000 г / дм 3 Н2О4, 187 [2]
Разом 1269 г/дм3
С = (0,603 * 0,111 + 1,404 * 0,158 + 4,187 * 1,0) / 1,269 = 3,527 кДж / КГК
Q4 = 28,43,65 * 103 * 3,527 * 40 = 401182142 кДж
5) Тепло екзотермічних реакцій
ZnO + H2SO4 = ZnSO4 + Н2О + 103,75 кДж
400000 * 0,64 * 103 * 103,75 / 81,38 = 326370116 кДж
CuO + H2SO4 = CuSO4 + Н2О + 80,34 кДж
400000 * 0,011 * 103 80,34 * / 79,55 = 4443696 кДж
CdO + H2SO4 = CdSO4 + Н2О + 144,34 кДж
400000 * 0,004 * 103 * 144,34 / 128,4 = 1798629 кДж
PbO + H2SO4 = PbSO4 + Н2О + 136,54 кДж
400000 * 0,02 * 103 * 136,54 / 223,2 = 4893907 кДж
CuSO4 + Zn = ZnSO4 + Cu + 207,1 кДж
3,52 * 106 * 207,1 / 63,55 = 11471157 кДж
CdSO4 + Zn = ZnSO4 + Cd + 52,3 кДж
1,4 * 106 52,3 * / 112,4 = 651423 кДж
Q5 = 349628928 кДж
Разом прихід тепла:
QПРІХ = Q1 + Q2 + Q3 + Q4 + Q5 = 777609196 кДж
Витрата тепла
1) Тепло, що буря нейтральним розчином при 600С:
Склад розчину Теплоємність кДж / КГК
370 г/дм3 ZnSO40, 603
10 ш/дм3 H2SO41, 404
1000 г / дм 3 Н2О4, 187 [2]
Усього 1380 г/дм3
С = (0,603 * 0,370 + 1,404 * 0,01 + 4,187 * 1,0) / 1,380 = 3, 206 кДж / КГК
Q1 = 3141,14 * 103 * 3, 206 * 60 = 604 229 690 кДж
2) Тепло, що буря цинковими кекамі при 600С
Склад кеку,% Теплоємність, кДж / КГК
ZnS6, 140,488
PbSO417, 690,346
CuO4, 50,572
Fe3O43, 280,672
Fe2O335, 220,690
SiО224, 160,803
Інші 6,550,500 [2]
С = (6,14 * 0,488 + 17,69 * 0,346 + 4,5 * 0,572 + 24,16 * 0,803 + 2,46 * 0,758 + + 35,22 * 0,690 + 3,28 * 0,672 + 6,55 * 0,5) / 100 = 0,627 кДж / КГК
Q2 = 97,68 * 103 * 0,627 * 60 = 3674722 кДж
3) Тепло, що буря мідно - кадмієвими кекамі при 600С
Склад кеку,% Теплоємність, кДж / КГК
Zn30, 630,405
Cd8, 360,234
Cu21, 010,378
Інші 40,00,500 [2]
С = (0,405 * 30,63 + 0,378 * 21,01 + 0,234 * 8,36 + 0,5 * 40) / 100 = 0,423 кДж / КГК
Q3 = 16,75 * 103 * 0,423 * 60 = 425115 кДж
4) Тепло, що буря водою мідно-кадмієвих та цинкових Кекова:
Q4 = (52,6 + 7,18) * 103 * 4,187 * 60 = 15017932 кДж
5) Тепло на випаровування води
Q5 = 2260 * 62,82 * 103 = 141973200 кДж
6) Тепловтрати через стінку реактора
Розрахуємо загальну поверхню реактора
F = πDh + πRl = 3,14 * 6,25 * 3 + 3,14 * 3,51 * 3,125 = 94 м2
Де D - діаметр реактора, м
h - висота циліндра реактора, м
R - радіус реактора, м
l - твірна конуса, м
кожух реактора виконаний з листової сталі товщиною S2 = 12 мм. Футеровка реактора виконана з кислототривкої цегли товщиною S1 = 115 мм. Коефіцієнт теплопровідності сталі складає λ2 = 268 кДж/м2чК, кислототривкої цегли λ1 = 4,187 кДж/м2чК
Середня температура вмісту реактора Tср = 60 0С. Середня температура повітря в відділенні tВОЗД = 20 0С.
Коефіцієнт тепловіддачі від вмісту реактора до цегляній стінці приймаємо за даними практики α1 = 2094 кДж/м2чК
Коефіцієнт тепловіддачі від кожуха реактора в навколишнє повітря приймаємо α2 = 63 кДж/м2чК
На підставі вищенаведених даних визначимо коефіцієнт теплопередачі через стінку реактора:
Q6 = k * F * Δt * τ = 22,8 * 94 * 40 * 24 = 2057472 кДж
Разом витрата тепла складе
QРАСХ = Q1 + Q2 + Q3 + Q4 + Q5 + Q6 = 767378131 кДж
Небаланс складає:
777609196 - 767378131 = 10231065 кДж
або 1,32%
За результатами розрахунку складаємо таблицю 3.
Таблиця 3 - Добовий тепловий баланс вилуговування
Обсяг обпаленої цинкового концентрату:
+400 / 5 = 80 м3/сут,
Де 5 т/м3 - щільність недогарка
Обсяг відпрацьованого електроліту:
2843,65 / 1,269 = 2241 м3/сут
Де 1,269 т/м3 - щільність відпрацьованого електроліту
Разом добову кількість пульпи одно:
80 + 2241 = 2321 м3/сут
Приймаються до установки чани з механічним перемішуванням:
Обсяг чана 100 м3
Коефіцієнт заповнення 0,85
Коефіцієнт використання у часі 0,90
Тривалість циклу однієї повної операції, хв:
Заливка відпрацьованого електроліту 35
Завантаження недогарка 10
Вилуговування 60
Випуск пульпи на відстоювання 45
Всього 150 хв (2,5 год)
Число операцій нейтрального вилуговування:
2321 / (100 * 0,85 * 0,90) = 31
Кількість чанів:
31 * 2,5 / 24 = 4
З урахуванням резерву на ремонти приймаємо 5 реакторів.
2. Лоскутов Ф.М., Цейдлер Л.А. Розрахунки по металургії важких кольорових металів. - М.: Металлургиздат, 1963
3. Технологічні розрахунки в металургії важких кольорових металлв / Під руд. Н.В. Гудими. - М.: Металургія, 1977
Східно-Казахстанський Державний Технічний Університет
ім. Д. Серікбаева
Курсова робота
по дисципліні «Металургія свинцю і цинку»
Тема: «Вилуговування цинкового недогарка»
Виконав студент Групи 240740
Термін навчання 3г 10 міс Шифр:
Усть-Каменогорськ, 2008 р.
Зміст
Введення. 31. Розрахунок технологічного процесу .. 6
2. Розрахунок теплового балансу вилуговування .. 11
3. Розрахунок необхідного устаткування .. 15
Список літератури .. 17
Введення
Цинкова промисловість для отримання металевого цинку користується двома способами: пірометаллургічним і гідрометалургійних. При пірометаллургічним (дистилляционной) способі цинкові концентрати попередньо обпалюють, а потім нагрівають їх з вугіллям у спеціальних ретортной печах. Під дією вугілля при високій температурі цинк випаровується в вигляді пари. Пари уловлюються і охолоджуються в судинах, званих конденсаторами, перетворюючись у рідкий цинк. Одержуваний цим способом цинк має низьку якість, тому що забруднений різними домішками. Недоліками методу також є високі витрати на паливо, ремонт обладнання, складна підготовка матеріалу, важкі умови праці.Гідрометалургійний спосіб отримання цинку з'явився набагато пізніше пірометалургійного, проте за короткий час він отримав широке розповсюдження, особливо в тих регіонах, де є дешева електроенергія. Цинкова промисловість СНД застосовує в основному гідрометалургійний спосіб як найбільш прогресивний.
Сутність гідрометалургійного способу виробництва цинку полягає в попередньому випалюванні цинкових концентратів з подальшою обробкою одержуваного недогарка слабким розчином сірчаної кислоти з перекладом цинку в розчин у вигляді сірчанокислої солі і електролітичному виділення металевого цинку з очищених сульфатних розчинів. Отриманий катодний цинк переплавляється в електропечах і розливається у виливниці. У порівнянні з дистиляційний методом, гідрометалургійний спосіб має багато переваг. Основні з них: висока вилучення та висока чистота металу, комплексне вилучення металів, механізація трудомістких процесів, поліпшення умов праці.
Виробничий процес отримання цинку гідрометалургійним методом складається з наступних стадій:
підготовка матеріалу до випалу;
випал концентратів;
класифікація продуктів випалу;
вилуговування продуктів випалу;
очищення розчинів від домішки;
електроліз сульфатних розчинів;
переплавлення катодного цинку
Підготовка матеріалу до випалу вимагає дотримання певних умов їх транспортування і зберігання. Для отримання розрахункового співвідношення частин у шихті необхідно окреме зберігання різних сортів на складі.
Мета випалу сульфідних цинкових концентратів - переклад сірчаних сполук цинку в окислені, видалення сірки і одержання продукту, придатної для вилуговування.
Отриманий недогарок спрямовується на вилуговування, мета якого - можливо повне вилучення в розчин цинку та інших цінних компонентів недогарка при мінімальному забрудненні розчину шкідливими домішками. Розчинником служить слабкий розчин сірчаної кислоти. При перемішуванні недогарка з кислотою відбувається розчинення окису цинку і частково окислів інших металів. У розчин переходить цинк, кадмій, залізо, мідь, миш'як, сурма, індій та інші. Нерозчинні сполуки (окис заліза, сульфат свинцю, та інші) залишаються в твердому залишку - цинковій Кеке. Цинковий розчин відділяють відстоюванням або фільтрацією і подають на очищення від домішок, а кек промивають і направляють на подальшу переробку.
В якості апаратів для вилуговування застосовують чани з пневматичним або механічним перемішуванням. Кожна операція вилуговування складається з: завантаження кислоти, оборотних розчинів і недогарка, перемішування, вивантаження пульпи. На сучасних заводах використовується двостадійна схема вилуговування. На першій стадії відбувається нейтральне вилуговування, на другій - кисле. Двостадійне вилуговування дозволяє провести більш повний переклад домішок у кек.
Чистота розчинів має важливе значення для всього гідрометалургійного переділу.
Присутні у розчині домішки можна розділити на кілька груп:
залізо, мідь, миш'як, сурма, кремнезем, олово, талій - видаляються з розчину гідролізом, співосадження, адсорбцією і коагуляцією;
мідь, кадмій, кобальт, талій - видаляються методом цементації;
кобальт, хлор, фтор - видаляються методом хімічного очищення з утворенням нерозчинних сполук;
калій, натрій, магній, марганець накопичуються в розчинах. Позбутися від них можна тільки шляхом виведення частини розчину з виробничого циклу.
Електроліз - завершальна стадія гідрометалургійного виробництва цинку
Метою електролізу є отримання катодного цинку з розчину. Показники електролізу залежать від якості виконання попередніх операцій. Очищений нейтральний розчин сульфату цинку з вмістом цинку 100-150 г / л безперервно подається в електролізних ванни. Аноди ванни виконані зі свинцю, катоди - з алюмінію. У ході електролізу розчин збіднюється цинком і збагачується сірчаної кислотою. Відпрацьований електроліт надходить на вилуговування.
Отримані при електролізі листи катодного цинку відповідають вимогам за хімічним складом всіх споживачів. Передбачається випуск цинку в чушках. Чушковий метал отримують методом переплавки катодного цинку. Для переплавлення застосовують електричні індукційні низькочастотні печі.
1. Розрахунок технологічного процесу
Провести металургійний розрахунок процесу, скласти матеріальний баланс, здійснити конструктивний розрахунок і вибір основного устаткування процесу вилуговування недогарків.Склад недогарка,%: ZnO 64,0; ZnSO4 11,4; ZnS 1,5; PbO 2,0; PbSO4 1,6; CuO 2,2; CdO 0,4; Fe3O4 0,8; Fe2O3 8,6; CaSO4 0,6; SiO2 5,9; інші - 1,6.
Продуктивність 400 т / добу.
1 Розрахунок матеріального балансу
Підрахуємо вихід і склад цинкових Кекова - твердих залишків від вилуговування. Приймаємо, що при вилуговуванні:
цинк у вигляді ZnО і ZnSО4 розчиняється повністю,
цинк у вигляді ZnS залишається в Кеке,
мідь наполовину розчиняється і наполовину залишається в кеках,
кадмій повністю розчиняється,
PbO сульфатезіруется повністю,
Fe3O4 та Fe2O3 залишаються в Кеке.
Результати підрахунку хімічного і раціонального складу цинкових Кекова зведемо в таблицю 6.
Таблиця 6 - Раціональний і хімічний склад цинкових Кекова, кг
| з'єднання | всього | У тому числі | |||||||||
| Zn | Fe | Pb | SS | SSO4 | Cu | SiO2 | CaO | О2 | інші | ||
| ZnS PbSO4 CuO SiO2 CaSO4 Fe2O3 Fe3O4 Інші | 1,5 4,32 1,1 5,9 0,6 8,6 0,8 1,6 | 1,0 | 6,0 0,58 | 2,95 | 0,5 | 0,46 0,14 | 0,88 | 5,9 | 0,25 | 0,91 0,22 0,21 2,6 0,22 | 1,6 |
| Разом | 24,42 | 1,0 | 6,58 | 2,95 | 0,5 | 0,6 | 0,88 | 5,9 | 0,25 | 4,16 | 1,6 |
24,42 * 35 / 65 = 13,15 кг Н2О
Кількість вологих Кекова:
24,42 + 13,15 = 37,57 кг
Всього в огарки цинку
51,42 кг у вигляді ZnО
4,62 кг у вигляді ZnSО4
1,0 кг у вигляді ZnS
Разом 57,04 кг
Не розчиниться при вилуговуванні 1,0 кг цинку (1,8%). Кількість розчиненого цинку складе:
100 - 1,8 = 98,2%
Приймемо, що цинк, який перейшов в дросси при переплавки катодних опадів повертається в процес вилуговування, й тоді на частку безповоротних втрат можна прийняти 1,5%. Витяг цинку в чушковий метал:
98,2 - 1,5 = 96,7%
Приймемо, що з катодного цинку 4% перейде в дросс і 4% буде витрачено для виробництва цинкового пилу.
Розрахуємо кількість катодного цинку утворюється на в добу:
400 * 0,967 * 0,5704 = 220 т
Вихід катодного цинку:
220 * 100 / 92 = 239 т
Добова кількість цинкових Кекова визначимо з наступного співвідношення:
Із 100 кг недогарка виходить 24,42 кг Кекова
З 400000 кг недогарка виходить х кг Кекова
Х = 97680 кг або 97,68 т
Волога в кеках міститься 35% або:
97,68 * 35 / 65 = 52,6 т
Добове отримання вологих Кекова:
97,68 + 52,6 = 150,28 т
Для підрахунку нейтрального розчину, що надходить на електроліз, необхідно задатися кількістю цинку, осаждаемого з катодного літра розчину. Вважаємо, що в нейтральному розчині міститься 150 г / л Zn, а у відпрацьованому електроліті 45 г / л Zn і 158 г / л H2SО4. У цьому випадку з кожного літра розчину буде осідати на катоді:
150 - 45 = 105 г Zn
Тому щодоби потрібно пропускати через електролітні ванни:
239 * 103 / 105 = 2276,19 м3 нейтрального розчину
Т. до щільність розчину при 200С дорівнює 1380 кг/м3, то це складе:
2276,19 * 1380 = 3141142 кг нейтрального розчину
Для компенсації втрат сірчаної кислоти в процесах вилуговування та електролізу в обпаленому концентраті залишають деяку кількість сульфатної сірки. Кількість сульфатної сірки в огарки:
11,4 * 32 / 161,38 = 2,26 кг у вигляді ZnSО4
Витрата сульфатної сірки, кг
На сульфатізацію в Кеке:
PbO у вигляді PbSO4:
2,0 * 32 / 223,2 = 0,29
На розчинення 0,74 кг Cu:
0,88 * 32 / 63,55 = 0,44
На розчинення 0,4 кг CdО:
0,4 * 32 / 128,4 = 0,1
З 1,5% теряемого цинку у вигляді ZnSО4:
57,04 * 0,015 * 32 / 65,38 = 0,42
Разом 1,25 кг
Так як в процес вводиться 2,26 кг SSO4, то при витраті 1,25 кг додавати сірчану кислоту в процес не потрібно.
Розрахуємо кількість і склад мідно-кадмієвих Кекова. Протягом доби в розчин перейде
400 * 0,0088 = 3,52 т Cu
400 * 0,0035 = 1,4 т Cd.
Очищення розчинів здійснюється по реакціях:
CuSO4 + Zn = ZnSO4 + Cu
CdSO4 + Zn = ZnSO4 + Cd
Теоретичний витрата цинкового пилу складе:
Для осадження міді 3,52 * 65,4 / 63,6 = 3,62 кг
Для осадження кадмію 1,4 * 65,4 / 112,4 = 0,81 кг
Разом 4,43 т
Практично було прийнято, що 4% від усього катодного цинку буде витрачатися для цієї мети, або:
239 * 0,04 = 9,56 т
Т. е. витрата цинкового пилу буде приблизно вдвічі більше теоретично необхідної кількості.
Надлишкова пил у такій кількості:
9,56 - 4,43 = 5,13 т
Перейде в мідно-кадмієві кекі. У кеках сума Cu + Cd + Zn складе 60%. Усього в мідно-кадмієві кекі перейде:
Zn 5,13
Cu 3,52
Cd 1,4
Разом 10,05 т
Всього мідно-кадмієвих Кекова щодоби утворюється:
10,05 * 100 / 60 = 16,75 т
Приймемо, що в мідно-кадмієвих кеках міститься 30% вологи, або:
16,75 * 30 / 70 = 7,18 т
Приймемо, що випаровування води становить 2% від кількості нейтрального розчину, або:
3141,14 * 0,02 = 62,82 т
Всього буде витрачено води, т:
З цинковими кекамі 52,6
З мідно-кадмієвими кекамі 7,18
На випаровування 62,82
Разом 122,6
Підрахуємо кількість відпрацьованого електроліту.
З кожного літра осідає 105 кг цинку. Крім того виділяється кисень у анода:
Н2О + ZnSО4 = Zn + H2SО4 + 0,5 О2
У кількості яке можна підрахувати зі співвідношення:
На 65,38 кг Zn виділяється 16 кг О2
На 239000 кг Zn виділяється х кг О2
Х = 239000 * 16 / 65,4 = 58489 кг або 58,49 т
Добова кількість відпрацьованого електроліту одно:
3141,14 - (58,49 + 239) = 2843,65 т
Результати всіх розрахунків зводимо в загальну таблицю 2.
Таблиця 2 - Матеріальний баланс вилуговування
| Прихід | т | % | Витрата | т | % |
| Обпаленій цинковий концентрат Відпрацьований електроліт Цинковий пил Вода для промивання Кекова Небаланс | 400 2843,65 9,56 122,6 2,36 | 11,84 84,18 0,28 3,63 0,07 | Нейтральний розчин Вологі цинкові кекі Вологі мідно-кадмієві кекі Випаровування води | 3141,14 150,28 23,93 62,82 | 92,98 4,45 0,71 1,86 |
| Разом | 3378,17 | 100 | Разом | 3378,17 | 100 |
2. Розрахунок теплового балансу вилуговування
Прихід тепла1) Фізичне тепло недогарка при 600С
Склад недогарка,% Теплоємність, кДж / КГК
ZnO 640,534
ZnSO411, 40,629
ZnS1, 50,497
PbO 2,00,210
PbSO41, 60,922
CuO2, 20,572
CdO0, 40,337
Fe3O40, 80,672
Fe2O38, 60,690
CaSO40, 60,758
SiО25, 90,803
Інші 1,60,500 [2]
Теплоємність недогарка:
С = (64 * 0,534 + 11,4 * 0,629 + 1,5 * 0,497 + 2,0 * 0,210 + 1,6 * 0,922 + 2,2 * 0,572 + + 0,4 * 0,337 + 0,8 * 0,672 + 8,6 * 0,690 + 0,6 * 0,758 + 5,9 * 0,803 + 1,6 * 0,5) / 100
С = 0,578 кДж / КГК
Q1 = 400 * 103 * 0,578 * 60 = 13872000 кДж
2) Фізичне тепло цинкового пилу при 25 0С:
Q2 = 9,56 * 103 * 0,389 * 25 = 92971 кДж
3) Фізична тепло води для промивання Кекова
Q3 = 122,6 * 103 4,187 * * 25 = 12833155 кДж
4) Фізична тепло відпрацьованого електроліту при 40 0С:
Склад відпрацьованого електроліту Теплоємність кДж / КГК
111 г/дм3 ZnSO40, 603
158 ш/дм3 H2SO41, 404
1000 г / дм 3 Н2О4, 187 [2]
Разом 1269 г/дм3
С = (0,603 * 0,111 + 1,404 * 0,158 + 4,187 * 1,0) / 1,269 = 3,527 кДж / КГК
Q4 = 28,43,65 * 103 * 3,527 * 40 = 401182142 кДж
5) Тепло екзотермічних реакцій
ZnO + H2SO4 = ZnSO4 + Н2О + 103,75 кДж
400000 * 0,64 * 103 * 103,75 / 81,38 = 326370116 кДж
CuO + H2SO4 = CuSO4 + Н2О + 80,34 кДж
400000 * 0,011 * 103 80,34 * / 79,55 = 4443696 кДж
CdO + H2SO4 = CdSO4 + Н2О + 144,34 кДж
400000 * 0,004 * 103 * 144,34 / 128,4 = 1798629 кДж
PbO + H2SO4 = PbSO4 + Н2О + 136,54 кДж
400000 * 0,02 * 103 * 136,54 / 223,2 = 4893907 кДж
CuSO4 + Zn = ZnSO4 + Cu + 207,1 кДж
3,52 * 106 * 207,1 / 63,55 = 11471157 кДж
CdSO4 + Zn = ZnSO4 + Cd + 52,3 кДж
1,4 * 106 52,3 * / 112,4 = 651423 кДж
Q5 = 349628928 кДж
Разом прихід тепла:
QПРІХ = Q1 + Q2 + Q3 + Q4 + Q5 = 777609196 кДж
Витрата тепла
1) Тепло, що буря нейтральним розчином при 600С:
Склад розчину Теплоємність кДж / КГК
370 г/дм3 ZnSO40, 603
10 ш/дм3 H2SO41, 404
1000 г / дм 3 Н2О4, 187 [2]
Усього 1380 г/дм3
С = (0,603 * 0,370 + 1,404 * 0,01 + 4,187 * 1,0) / 1,380 = 3, 206 кДж / КГК
Q1 = 3141,14 * 103 * 3, 206 * 60 = 604 229 690 кДж
2) Тепло, що буря цинковими кекамі при 600С
Склад кеку,% Теплоємність, кДж / КГК
ZnS6, 140,488
PbSO417, 690,346
CuO4, 50,572
Fe3O43, 280,672
Fe2O335, 220,690
SiО224, 160,803
Інші 6,550,500 [2]
С = (6,14 * 0,488 + 17,69 * 0,346 + 4,5 * 0,572 + 24,16 * 0,803 + 2,46 * 0,758 + + 35,22 * 0,690 + 3,28 * 0,672 + 6,55 * 0,5) / 100 = 0,627 кДж / КГК
Q2 = 97,68 * 103 * 0,627 * 60 = 3674722 кДж
3) Тепло, що буря мідно - кадмієвими кекамі при 600С
Склад кеку,% Теплоємність, кДж / КГК
Zn30, 630,405
Cd8, 360,234
Cu21, 010,378
Інші 40,00,500 [2]
С = (0,405 * 30,63 + 0,378 * 21,01 + 0,234 * 8,36 + 0,5 * 40) / 100 = 0,423 кДж / КГК
Q3 = 16,75 * 103 * 0,423 * 60 = 425115 кДж
4) Тепло, що буря водою мідно-кадмієвих та цинкових Кекова:
Q4 = (52,6 + 7,18) * 103 * 4,187 * 60 = 15017932 кДж
5) Тепло на випаровування води
Q5 = 2260 * 62,82 * 103 = 141973200 кДж
6) Тепловтрати через стінку реактора
Розрахуємо загальну поверхню реактора
F = πDh + πRl = 3,14 * 6,25 * 3 + 3,14 * 3,51 * 3,125 = 94 м2
Де D - діаметр реактора, м
h - висота циліндра реактора, м
R - радіус реактора, м
l - твірна конуса, м
кожух реактора виконаний з листової сталі товщиною S2 = 12 мм. Футеровка реактора виконана з кислототривкої цегли товщиною S1 = 115 мм. Коефіцієнт теплопровідності сталі складає λ2 = 268 кДж/м2чК, кислототривкої цегли λ1 = 4,187 кДж/м2чК
Середня температура вмісту реактора Tср = 60 0С. Середня температура повітря в відділенні tВОЗД = 20 0С.
Коефіцієнт тепловіддачі від вмісту реактора до цегляній стінці приймаємо за даними практики α1 = 2094 кДж/м2чК
Коефіцієнт тепловіддачі від кожуха реактора в навколишнє повітря приймаємо α2 = 63 кДж/м2чК
На підставі вищенаведених даних визначимо коефіцієнт теплопередачі через стінку реактора:
Q6 = k * F * Δt * τ = 22,8 * 94 * 40 * 24 = 2057472 кДж
Разом витрата тепла складе
QРАСХ = Q1 + Q2 + Q3 + Q4 + Q5 + Q6 = 767378131 кДж
Небаланс складає:
777609196 - 767378131 = 10231065 кДж
або 1,32%
За результатами розрахунку складаємо таблицю 3.
Таблиця 3 - Добовий тепловий баланс вилуговування
| Статті приходу | кДж | % | Статті витрат | кДж | % | |||||
| Тепло недогарка Тепло цинкового пилу Тепло води для промивання Кекова Тепло відпрацьованого електроліту | 13872000 92971 12833155 401182142 | 1,78 0,01 1,65 51,59 | Тепло нейтрального розчину Тепло цинкових Кекова Тепло Cu-Cd Кекова Тепло на випаровування води Тепло води Cu-Cd | 604229690 3674722 425115 141973200 | 77,7 0,47 0,05 18,26 | |||||
| Тепло екзотермічних реакцій | 349628928 | 44,97 | та Zn Кекова Тепловтрати Небаланс | 15017932 2057472 10231065 | 1,93 0,27 1,32 | |||||
| Разом | 777609196 | 100 | Разом | 777609196 | 100 | |||||
3. Розрахунок необхідного устаткування
Розрахуємо добову кількість пульпи.Обсяг обпаленої цинкового концентрату:
+400 / 5 = 80 м3/сут,
Де 5 т/м3 - щільність недогарка
Обсяг відпрацьованого електроліту:
2843,65 / 1,269 = 2241 м3/сут
Де 1,269 т/м3 - щільність відпрацьованого електроліту
Разом добову кількість пульпи одно:
80 + 2241 = 2321 м3/сут
Приймаються до установки чани з механічним перемішуванням:
Обсяг чана 100 м3
Коефіцієнт заповнення 0,85
Коефіцієнт використання у часі 0,90
Тривалість циклу однієї повної операції, хв:
Заливка відпрацьованого електроліту 35
Завантаження недогарка 10
Вилуговування 60
Випуск пульпи на відстоювання 45
Всього 150 хв (2,5 год)
Число операцій нейтрального вилуговування:
2321 / (100 * 0,85 * 0,90) = 31
Кількість чанів:
31 * 2,5 / 24 = 4
З урахуванням резерву на ремонти приймаємо 5 реакторів.
Список літератури
1. Барок Н.М. та ін Короткий довідник фізико-хімічних величин. - Л.: Хімія, 19742. Лоскутов Ф.М., Цейдлер Л.А. Розрахунки по металургії важких кольорових металів. - М.: Металлургиздат, 1963
3. Технологічні розрахунки в металургії важких кольорових металлв / Під руд. Н.В. Гудими. - М.: Металургія, 1977