Випал цинкових концентратів

Конструкція печі впливає на показники процесу. Щоб уникнути значного пилеуноса і підвищити ступінь десульфуризації, печі КС роблять з великим об'ємом надслоевого простору: високі (12-17м) і розширюються у верхній частині (в 1,3-1,5 рази). Через це швидкість газу при виході з КС значно зменшується і пил осідає назад або довше витає в надслоевом просторі і повніше окислюється. Така конструкція дозволяє підвищити концентрацію SO2 в відведених газах (до 10%) і інтенсифікує випал. Зазвичай печі складаються з однієї або декількох робочих камер. Останні одержали найбільше поширення в промисловості. ³
В умовах псевдорідинному необхідно враховувати явище сегрегації, яке полягає в переважному накапливании частинок певного розміру (щільності) у різних за висотою зонах шару. Сегрегація впливає на пиловиносу з КС. Сепарація, заснована на сегрегації, вимагає більш низьких витрат Будуть реагенту, дає більш чіткий поділ на фракції і дозволяє розділяти суміші різнорідних частинок однакового розміру не подаються традиційному розсіву. Проте використання сегрегації стримується необхідністю підтримки параметрів у вузьких межах і недосконалістю апаратурного оформлення.
Якість недогарка визначається відповідністю його зазначеним вище вимогам. Щоб у огарки містилося не більше 0,1-0,3% сульфідної сірки, необхідно досягти ступеня десульфуризації концентрату при випалюванні 90-99,7%. Настільки висока ступінь десульфуризації пов'язана на завершальній стадії окислення зерен концентрату з малими швидкостями процесу: незначна і сильно екранована окалиною поверхню сульфідного ядра в окислених зернах. Тому швидкоплинне горіння зерна не забезпечить таких низьких залишкових змістів сульфідної сірки в огарки. Це досягається завдяки тривалому перебуванню в КС основної частини матеріалу. Наприклад, для печі з подом 72М ^2, продуктивністю 575т/сут. і пилеуносом 60% (зарубіжна практика) час перебування 8,6 годин, знайдено за формулою ф _{1 / 2} = M / kвm:
де М-кількість недогарка в КС;
m - продуктивність печі по концентрату;
k - коефіцієнт скорочення маси недогарка в порівнянні з масою вихідного концентрату (0,85-0,90);
в - частка концентрату, яка не несеться з печі КС в пил.
Для зарубіжної практики час перебування 8,5-10ч, а для вітчизняної характерно час перебування 12-14ч. Тривале перебування матеріалу в печі дозволяє досягти необхідний ступінь десульфуризації.
Помірне вміст розчинної сульфатної сірки (<2-4%) досягається завдяки тому, що при 950-970 ⁰ C вторинні сульфати цинку утворюються в малій мірі навіть при підвищених Сso ₂ в газовій фазі. Щоб концентрат при випалу не збільшувався, необхідно, щоб температура в КС не перевищувала 970 ⁰ C.
Для нормальної роботи системи теплоот'ема і пиловловлення серйозні перешкоди створюють пилові відкладення в пилогазової тракті. Підвищення Сso ₂ в газах викликає сульфатізацію і зміцнення цих пилових відкладень, що ускладнює їх видалення. Сульфатізація відкладень стає можливою у міру охолодження пилу. [2, c.92]
2.1.2 Фактори, що впливають на якість Zn-недогарка
Недогарок не повинен містити важкорозчинних в слабокислих розчинах феритів цинку, силікатів цинку, що сприяють забрудненню розчину кремнекислота.
Феррітообразованіе безпосередньо впливає на ступінь прямого вилучення цинку з обпаленого концентрату в розчин. Якщо сульфіди цинку і заліза присутні в концентраті у вигляді марматіта (mZnS * nFeS), тобто в ізоморфної кристалічній формі, то кожна масова частина заліза без остачі зв'язує в ферит при окислювальному випалюванні 0,58 масової частини цинку. У разі якщо сульфід заліза знаходиться в структурно-вільному стані (пірит) або пов'язаний з іншим сульфідом (халькопірит), ступінь феррітообразованія буде визначатися температурою процесу і повнотою контакту сполук заліза і цинку.
Попередити освіта фериту цинку при температурі вище 650 ° С практично неможливо, проте він може частково руйнуватися сірчистим і сірчаним ангідридами. Тому для зниження феррітообразованія необхідно при випалюванні створювати умови, що сприяють підвищенню концентрації в газовій фазі сірчистого і сірчаного ангідридів і роз'єднання з'єднанні цинку і заліза. У печах для випалу в киплячому шарі створюються ці умови, проте знизити помітно ступінь феррітообразованія при цьому практично не вдається.
Кремнезем є шкідливою домішкою в цинкових концентратах та утримання його в них прагнуть знизити до мінімуму. У процесі випалу кремнезем утворює з окислами важких кольорових металів (цинку, свинцю) легкоплавкі сполуки-силікати, викликають розплавлення матеріалу в печі. [5, c.31, 32]
При значному вмісті в огарки розчинних силікатів доводиться іноді вдаватися до методу «зворотного» вилуговування обпаленої продукту при дуже низькій кислотності, щоб запобігти негативна дія кремнезему на гідрометалургійні операції.
Найбільша кількість розчинного кремнезему утворюється за рахунок ортосіліката цинку. Зниження температури випалу до деякого переділу дозволяє зменшити утворення ортосіліката цинку і поліпшити фізичні властивості пульпи при подальшому вилуговуванні недогарка. [5, c.34]
2.2 Обладнання для випалу Zn-их концентратів
Піч для випалу цинкових концентратів в киплячому шарі (рис. 1) являє собою циліндричну вертикальну шахту іноді змінного перерізу, діаметром 6-8 м і заввишки 9-11 м, поставлену на бетонний фундамент. Шахта, зварена із сталевих листів товщиною 10-12мм, футерована всередині шамотним цеглою. Товщина футеровки дорівнює 500 мм. Найбільш відповідальною частиною печі є Повітророзподільна Подина з повітряною коробкою. Подина повинна бути беспровальной, жаростійкої, простий у виготовленні і забезпечувати рівномірний розподіл повітря, що поступає по всьому перетину печі.
У вітчизняній практиці прийнята конструкція подини, що представляє собою стальний лист, в який на відстані 250-300мм між центрами вставлені чавунні сопла; простір між соплами залито бетоном жароміцним шаром 200 мм. Сопла мають різну конфігурацію. Найбільш часто використовують сопла грибкового типу, що мають від 4 до 8 отворів діаметром 4-5 мм. На кожній печі встановлюють 1500-2000 таких сопів. Знаходять також застосування сопла щілинної конструкції.
Рівномірність подачі повітря, що забезпечує стабільність киплячого шару, ефективність використання стисненого повітря і ступінь виносу пилу з випалювальних газами обумовлює конструкція повітророзподільних сопів. Кожне сопло має від 4 до 28 отворів діаметром від 3 до 10 мм, через які стиснене повітря виходить або вертикально, або горизонтально, або похило. Застосовують і комбіновані сопла.
Число сопел у печі встановлюють з таким розрахунком, щоб загальна площа живого перерізу отворів всіх сопів становила 0,7-1,0% від площі подини. Зазвичай встановлюють 50 сопел на 1м ² подини.
Форкамери, Подина печі і зливний поріг утворюють зону киплячого шару, в якій починається і протікає більшість реакцій випалу сульфідних компонентів концентрату, що знаходиться в псевдозрідженому стані. Форкамери і зливний поріг для збільшення тривалості перебування матеріалу в цій зоні розташовані на протилежних сторонах печі. Площа форкамери складає зазвичай 1,5-2м ^2.
Зливний поріг служить для вивантаження недогарка з печі та обмеження висоти киплячого шару. Висота киплячого шару робить істотний вплив на процеси в ньому. При недостатній висоті шару збільшується пиловиносу з печі, можливі продув повітря в окремих місцях з утворенням воронок, що призводить до зменшення вертикальної швидкості повітря в іншій частині шару і може викликати залягання матеріалу на подині печі.
Разом з тим робота печі К.С. на високому шарі збільшує тривалість перебування матеріалу в зоні киплячого шару, зменшує винос тонких частинок з печі, створює більш сприятливі умови для сульфатообразованія. Тому за кордоном при будівництві потужних випалювальних печей сучасної конструкції проявляється тенденція до збільшення висоти шару до 1,8-2 м замість зазвичай прийнятої в практиці висоти 1,0-1,2 м. Проте надмірно в цьому випадку для «кипіння» шару під подину доводиться подавати повітря під великим тиском, а, отже, витрачати більшу кількість електроенергії.
На вітчизняних підприємствах багаторічною практикою встановлена ​​оптимальна висота киплячого шару 1,2-1,5 м. Така висота забезпечує достатню тривалість контакту сульфідних зерен з киснем повітря і необхідний массообмен для отримання заданого ступеня десульфуризації. ¹ [5, c.46-49]

3. Шляхи вдосконалення процесу випалювання в КС
Найбільш перспективними напрямами вдосконалення процесу випалювання в КС можна вважати:
1. Оптимізація аеродинаміки псевдорідинному за рахунок збільшення висоти киплячого шару. Підвищення рівня киплячого шару (прийнятий в цинковій промисловості рівень дорівнює 1-2м) до 1,5-2 м сприяє поліпшенню якості недогарка внаслідок кращого масообміну в щільному, рівномірно псевдозрідженому шарі і збільшенню часу контакту твердих частинок зі свіжими порціями кисню, що подається через розподільну решітку . Як показують експерименти, в печах КС з невисоким шаром час такого контакту твердих часток не перевищувало 1,5-2 ч. При збільшенні товщини шару і розмірів печі час перебування матеріалу в шарі досягає 5ч. Тому не дивлячись на порівняно низьку швидкість дифузійних процесів подачі кисню всередину частинки концентрату і зворотного руху газоподібних продуктів окислення, недогарки в таких печах рідко містять більше 0,2-0,3% сульфідної сірки. Слід також відзначити можливість створення пристроїв по зміні висоти киплячого шару. Регулюючи висоту залежно від фізико-хімічних властивостей сировини, що переробляється, можна підібрати такі умови, при яких недогарок буде мати задану якість. Також змінюючи висоту киплячого шару і, отже, його обсяг можна нівелювати змінюється порозность шару, тобто запобігати перерозподіл повітря за площею поду, освіта поршневих проскакування і пов'язаних з цим явищами підвищеного пиловиносу і залягання матеріалу на подині печі;
2. Зниження пиловиносу створенням найбільш раціональної форми апарату При аналізі конструктивних особливостей печей КС зростання відношення надслоевого об'єму (V) до площі поду (S) значно впливає на пиловиносу і якість недогарка. Так збільшення цього відношення на печах одного з вітчизняних цинкових заводах з 2,57 до 8,6 дозволило знизити вміст сульфідної сірки в пилу і підвищити розчинність цинку в них з 76 до 89,4%. При реконструкції печей цинко-електролітного заводу в м. Кирджалі збільшення висоти печей з 7,74 до 11,8 м дозволило збільшити відношення V / S з 7,8 до 13,54 м, внаслідок чого пиловиносу знизився з 50,1 до 31,6% . Останнім часом при будівництві нових печей спостерігається тенденція до збільшення відношення до 22-25 за рахунок як висоти печі, так і будівництва печей з розширюється догори реакційної камерою;
3. Інтенсифікація процесів застосуванням киснево-повітряного дуття та підвищених температур. Великий інтерес представляє збільшення температури в киплячому шарі. Так дослідження з випалювання цинкових концентратів (49-50% Zn; 30-32% S _2; 4-6% Fe; 3-4% SiO ₂₎ при 1090-1120 ⁰ C і питомої продуктивності 9,5-12т / м ² на добу показали, що пиловиносу зменшується до 25%, зміст кіслорастворімого цинку в огарки підвищується до 95-96%. Порівняльні досліди, проведені при тих же режимах, але при температурі випалу 950 ⁰ C, дали такі результати: питома продуктивність 5,37 т / м ² діб; пилеунос 42,4%; вміст у огарки цинку в кіслорастворімой формі 91,7%.
Також зміни конструкції печей спрямовані на збільшення одиничної потужності печей (до 500-800 т на добу) за рахунок збільшення площі поду (до 72-123 кв. М). Підвищення одиничної потужності устаткування знижує експлуатаційні витрати, підвищує продуктивність праці. У ряді випадків підприємства не мають запасних печей КС або навіть працюють на єдиній великотоннажної печі. Тому на період ремонту печі або сернокислотной установки, яка споживає випалювальних газ, передбачено зберігання запасу недогарка в спеціальних сховищах, з яких він поставляється на вилуговування.
Інтенсифікація випалу за кордоном досягається збільшенням висоти пічних камер (до 12-17 м) і розширенням верхньої частини печі (у 1,3-1,5 рази), тобто за рахунок збільшення відносини надслоевого обсягу печі до площі поду, яке досягає 20-25. Це дозволяє підвищити швидкість дуття в КС при малій швидкості газу в надслоевом просторі і помірних надлишків повітря. ³ [1, c.149]
3.1 Випал на дуття, збагаченому киснем.
Впровадження випалу на дуття, збагаченому киснем, заводах підняло технічний рівень гідрометалургії цинку на нову, більш високу ступінь. Цей захід дозволило значно підвищити продуктивність печей КС, поліпшити якість продуктів випалу, збільшити вміст сірчистого ангідриду в відведених газах, повніше використовувати потужності сірчанокислотного виробництва.
На перший погляд видається, що застосування кисню, на виробництво якого витрачається значна кількість електроенергії, має неминуче призвести до подорожчання собівартості продукції за рахунок різниці в ціні стисненого повітря і кисню. Це може мати місце тільки в тому випадку, якщо зіставляти випал на повітряному дуття і дуття, збагаченому киснем, у відриві від витрат на спорудження пиловловлюючих, газоочисних споруд та сірчанокислотних цехів, у відриві від конкретних умов свинцево-цинкових підприємств, а також без урахування можливості використання попутних компонентів повітря (аргону та інших газів).
Головне економічне перевага використання кисню полягає в його интенсифицирующее впливі на роботу існуючих установок, у можливості значно підвищити потужність при невеликих витратах на їх реконструкцію. Тому ті цинкові заводи, які перевели випал концентратів на дуття, збагачене киснем, отримали значний техніко-економічний ефект з відносно невеликими капітальними вкладеннями. Застосування кисню внесло також якісно нові моменти в техніку і технологію випалу сульфідних матеріалів у киплячому шарі.
На швидкість основної реакції випалу сульфідів впливають концентрація кисню в газовій фазі і температура.
При температурі 900 ° С і різному вмісті кисню в дуття час для досягнення однієї і тієї ж міри десульфуризації значно скорочується в міру збагачення дуття киснем. Так, десульфуризація на 90% досягається на повітряному дуття за 10хв, при вмісті кисню в дуття 28,7% через 6,5 хв, 33% - за 5,5 хв, 40% - за 4 хв. і 58% - за 3 хв., т. о. швидкість реакцій окислення сульфідів зростає в 2-3 рази.
При промислових випробуваннях випалу на дуття, збагаченому киснем, було встановлено, що питома продуктивність печі КС при вмісті кисню в дуття 27% зростає при загальній кількості дуття на піч 16 тис. м ³ / год з 5,92 до 8,45 т / (м ² _* доб), або на -12%. Виявлено також закономірність зростання продуктивності печі КС на 23% при збагаченні дуття киснем до 24% і на 37% - при збагаченні до 26%.
Висока швидкість окислення сульфіду цинку повітрям, збагаченим киснем, пояснюється тим, що при одній і тій же швидкості дифузії повітря до ядра сульфіду (мається на увазі, що щільність зерна сульфіду одна і та ж) кількість вступника в контакт з сульфідом кисню значно більше, що прискорює процес десульфуризації. Оскільки реакція окислення сульфіду є екзотермічної, збільшення швидкості її протікання викликає підвищене виділення тепла в одиницю часу, що при постійній величині тепловтрат призводить до різкого зростання температури в зоні киплячого шару. Більш висока температура шару в свою чергу сприяє прискоренню випалу цинкового концентрату. [5, c.46, 49]
3.2 Випал з розосередженою подачею кисню
Для збільшення продуктивності печей до 320-420 т на добу концентрату на ЧЦЕЗ під час реконструкції печей були встановлені елементи випарного охолодження газів на вертикальному стояку, циклонах і зводі з подачею шихти на випалювальні печі за допомогою стрічкових транспортерів.
Основні параметри процесу випалу.
Підвищення ступеня використання технічного кисню на ЧЦЕЗ на 1т Zn в очищеному розчині з 371 до 324,7 нм ³ O ₂ (питома витрата технічного кисню на 1т переробленої шихти знизився з 195,3 до 170,8 нм ³ / т) було досягнуто за рахунок наступного технічного рішення:
Повітряна коробка під подини печі поділяється за допомогою сталевої перегородки на 2 сектори площею 14 і 18 м ^2. підведення повітряного дуття по секторах стає окремим, при цьому з'являється можливість роздільного регулювання як витрата повітря, так і ступеня збагачення його технічним киснем. На форкамеру і сектор подини, прилеглий до неї, подається дуття, збагачене киснем, а на інший сектор подини - звичайне повітряне дуття. Таке технічне рішення дозволило підвищити концентрацію кисню в дуття на форкамерой та на подині (18 м ^2), де проходить основний потік шихтових матеріалів. [8, c.20, 21]

3.3 Системи завантаження шихти, пиловловлення, газоочистки і відводу тепла.
Шихта завантажується в піч швидкісним стрічковим забрасивателем, який представляє собою пересувну машину, що складається з закидається пристрою і кожуха. Забрасиватель розподіляє викинуту шихту по поверхні «киплячого шару» на довжину 2,2-2,5 м і завширшки 0,5-1м при швидкості руху стрічки 7м / с. Зі збільшенням швидкості руху стрічки з 7 до 20 м / с довжина закидання шихти збільшилася з 2,5 м до 6,5 м.
По відношенню з вивантаженням недогарка подається шнеком, недогарок при виході з печі виходить більш дисперсний. При зупинці печі на подині не спостерігається накопичення великих шматків недогарка.
Печі КС забезпечені системою пиловловлювання складається з котла-утилізатора (якщо він включений в систему пилогазового тракту), однієї або двох ступенів циклонів для грубого пиловловлювання та електрофільтрів для тонкого пиловловлювання. Для грубої очистки відхідних газів від пилу майже на всіх заводах застосовують циклони, які в один ступінь дозволяють знизити запиленість газів, що відходять з 140-160 до 3-8 г / м ^3. [1, c.149]
Пил з циклонів вивантажують за допомогою герметизуючих пристроїв. Прикладом такого пристрою може бути широко розповсюджений у промисловості короткий шнек (4-6 витків) з затвором з вивантажуваний пилу. Після циклонів димососами різних типів відходять гази через колектор брудного газу відправляють на тонку очищення від пилу. Тонку очищення газів від пилу здійснюють в сухих електрофільтрах. Запиленість газів після електрофільтрів зазвичай не перевищує 0,1-0,2 г / м ^3. Очищений газ використовують для виробництва сірчаної кислоти. [2, c.91] У сучасних умовах розвитку виробництва величезна увага повинна приділятися екологічним проблемам.
Санітарно - захисна зона навколо заводів, розташованих у межах міста не перевищує 1 км, тому на ЧЦЕЗ, розташованому в центрі багатомільйонного міста, постійно ведеться робота по впровадженню екологічних технологій, зміни питань в атмосферу, скидів у водойми та утилізації у виробничому циклі утворюються твердих відводів .
Всі випалювальні гази печей КС на утилізацію до сірчанокислотний цех. При цьому їх очищають від пилу, селену, ртуті та інших домішок. Після вилучення з очищених газів у сірчанокислотному цеху сірчистого ангідриду їх викидають у атмосферу.
Утилізація газів цинкового виробництва забезпечує економічний ефект і вирішує питання екології.
Впровадження комплексу заходів, головне з яких система подвійного контактування, дозволило забезпечити допустимі ПДВ, причому вміст сірчистого ангідриду не перевищує 0,05%.
Схема контактного вузла постійно вдосконалювалася для забезпечення автотермично його роботи. З цією метою були введені додаткові теплообмінні поверхні як на першій, так і на другій стадіях контактування; для очищення газів, що відходять від першої стадії абсорбції був встановлений патронний фільтр оригінальної конструкції, в якому гази очищалися від бризок і туману сірчаної кислоти, проходячи через шар фторінового полотна; на двох системах були встановлені контактні апарати конструкції Сумської філії інституту «Гіпрохім», що працюють за схемою 3 +1 (3 шари каталізатора на першій стадії, 1 шар - на другий). Впровадження подвійного контактування дозволило знизити викиди сірчистого ангідриду до гранично допустимих норм. [9, c.52, 54]
На початку 90-х років був реалізований масштабний проект тотальної заміни фільтруючих споруд новими, сучасними JET-фільтрами, розробленими і сконструйованими інженерами КЦМ.
JET-фільтри забезпечували низький вміст пилу в технологічних і вентиляційних газах (6-9 мг / нм ³⁾ з досягненням європейських стандартів.
Для досягнення повної утилізації сірчистих газів був прискорено впроваджено розроблений КЦМ спільно з Болгарською АН метод нестаціонарного окислення SO ₂ і виробництво Н ₂ SO ₄ з бідних газів. Цей метод дозволяє при виробництві Н ₂ SO ₄ використовувати гази з вмістом від 0,8 до 1,8% (об'емн) SO _2. Всі об'єкти цього технологічного та екологічного проекту будуть закінчені до кінця 2003р. [7, c.12]
На Усть-Каменогорському свинцево-цинковій заводі впроваджені у виробництво термосифона, що працюють на принципі випарного охолодження. Їх встановлюють під склепінням печі. Це дозволяє більш повно утилізувати тепло відхідних газів, знижує капітальні витрати на футеровку верхній частині печі. За рахунок встановлення термосифонів знижує вихід пилу до 25%, продуктивність печі збільшується в 1,5-2,0 рази, знижується температура і обсяг газів, що відходять, збільшується концентрація SO ₂ в технологічних газах. На підприємствах у зв'язку з цим отримують гарячу воду і пар для технологічних цілей, що знижує собівартість цинкового переділу.
При випалюванні виділяється величезна кількість тепла, яке необхідно відводити від процесу. При випалюванні основна кількість тепла виділяється від горіння сульфіду цинку, якого в концентраті більше 70% (за масою), тобто всі реакції окислення сульфідів металів екзотермічну і процес випалу відносять до автогенний режимам, тобто без витрат палива, то для дотримання теплового балансу, а також для запобігання руйнувань у печі КС встановлюють водо-охолоджувані кесоні. При згорянні 1 кг сульфіду цинку виділяється 9055кДж, що еквівалентно 0,3 кг умовного палива. Для відводу надлишкового тепла існує традиційна система, що включає в себе: котел-утилізатор, який встановлюють позаду печі, циклон і електрофільтр. Котли-утилізатори мають ряд недоліків, таких як складність конструкції, ненадійність та ін [1, c.152]

4. Теоретичні основи процесу випалу
При випаленні, головним чином, відбувається процес окислення сульфідів. Механізм окислення включає наступні стадії:
1.адсорбція молекулярного кисню на поверхні сульфідів і дисоціації його на атомарний кисень;
2. дифузія кисню всередину грати сульфіду і зустрічної дифузії сірки на поверхню розділу фаз;
3. освіта первинних з'єднань сульфіду з атомарним киснем;
4. хімічну взаємодію утворився проміжного продукту з які залишилися в центрі зерна сульфідом і спалюванні сульфідів матеріалу виділенням оксиду та діоксиду сірки;
5. хімічні взаємодії оксидів поверхонь плівки з сірчистими газами та освіта вторинного сульфату. ²
Випал ведеться в одну стадію. Концентрат безперервно завантажують у робочу зону печі КС, а продукт самопливом видаляється з печі. Киплячий шар характеризується постійністю температури у всіх його точках (940-980  С) та інтенсивним теплообміном. ¹ Основне тепло (близько 70%) виділяється від згоряння сульфідних матеріалів. Це тепло відводять за допомогою спеціальних апаратів. [4, c.106, 122]
Матеріал у КС текучий, інтенсивно перемішується, що забезпечує однорідність шару по складу і температурі. ³ [1, c.145]
4.1 Хімізм процесу випалу цинкових концентратів
Під хімізмом процесів мається на увазі сукупність хімічних перетворень відбуваються в певній послідовності взаємодії вихідних речовин. Хімізм процесу характеризується первинними, проміжними і кінцевими продуктами перетворень. Відповідно послідовні реакції ділять на первинні, вторинні, а їхні продукти називають первинними, вторинними. Закономірність мінливості хімізму окислення при підвищенні температури викликає зміну первинного продукту окислення MeS, відбувається у такій послідовності: при низьких температурах MeSO _4, при більш високих MeO, а далі-Me ^o.
Розглянемо хімізм процесів у більш широкому діапазоні умов, щоб уявити наслідки відхилення від прийнятих в практиці режимів. Сульфід цинку зустрічається в концентратах у двох модифікаціях: поширюється - сфалерит б-ZnS і більше рідка-вюрцит по-ZnS. При нагріванні перехід б ↔ в відбувається при 1020  С, при більш низьких температурах в-ZnS існує як метастабільний. Хімізм окислення цих модифікацій однаковий.
Від температури початку помітного окиснення сфалериту і до 900  С первинним твердим продуктом є ZnS. Отже, при температурі <900-1000  С окислювання йде по реакції:
ZnS +1.5 O ₂ = ZnO + SO ₂ (2.1)
Причому, чим інтенсивніше окислення ZnS за рахунок підвищення t і Pо _2, тим більше дебаланс між спадом кількості ZnS і прибутком кількості ZnO в гартованих зразках. Обумовлено протіканням реакції:
ZnS _тв + O ₂ = Zn _пар + SO ₂ (2.2)
Далі пари цинку окислюються.
Ізоморфне залізо при окисленні відразу утворює ZnFe ₂ О _4, повністю зв'язується з цинком у ферит. Ферит, отриманий при t  <1000  С, фактично немагнітен і погано розчинний в розчинах H ₂ SO _4. Але при t> 1000  С стає феромагнітним з тією ж розчинністю Зв'язування Fe ^{2 +} у силікати, зменшує фіррітізацію Zn в огарки.
У окалини на зернах сфалериту сульфатна сірка виявляється в зовнішній частині, це свідчить про утворення сульфату цинку. При цьому утворюються або ZnSO ₄ (на повітрі в ізотермічних умовах стійкий до 670  C) або ZnO * 2ZnSO ₄ (760  С). При наявності в газовій фазі SO ₃ ці сульфати не дисоціюють і при більш високих температурах. Т.ч., вторинні сульфати у залежності від t і РSO ₃ утворюються по реакціях:
ZnO + SO ₃ = ZnSO _4, ZnFe ₂ O ₄ + SO ₃ = ZnSO ₄ + Fe ₂ O ₃ (2.3) або 3ZnO +2 SO ₃ = ZnO * 2ZnSO ₄ (2.4)
3ZnFe ₂ O ₄ +2 SO ₃ = ZnO * ZnSO ₄ + Fe ₂ O ₃ (2.5)
При підвищенні температури ступінь сульфатірізаціі ZnO і ZnFe ₂ O ₄ змінюється, проходячи через максимум. Температура максимуму сульфатірізаціі залежить від концентрації SO ₃ в газовій формі, а значить від концентрації SO ₂ і O _2, при чому з підвищенням кисню в дуття до 28%, такі показники роботи печі, як продуктивність-збільшуються, зміст SO ₂ у відхідних газах - збільшується, вміст цинку в огарки - збільшується, з подальшим ж зростанням кисню в дуття відбувається зворотне. ¹ [2, c.92]
Для гідрометалургійної обробки має значення вплив умов випалу на розчинність фериту цинку. Чим дрібніше, пористий ферит, тим легше він розчиняється. Укрупнення фериту сприяє випал з t> 1000  С, швидке охолодження недогарка дає зворотний ефект, але більш слабкий.
ZnSiO ₄ - кіслорастворімое силікатне освіта технологічно небезпечно. В умовах КС - освіта результат зростків ZnS з породообразующими мінералами, спікання соударяющихся зерен. Посиленню освіти сприяє випал t> 1000  С, коли часткова отгонка цинку в результаті реакції (2.1) з подальшою конденсації окислилися цинку на силікатних фазах. Аналогічним чином посилюється і феррітізація цинку.

4.2 Термодинаміка процесів
Реакції 2.1; 2.2 із підвищенням температури сильно екзотермічну ( Н> 0), вони викликають значну спад енергії Гіббса ( G <0) і мають великі чисельні значення константи рівноваги (Кр> 1). Останнє свідчить про незворотному протіканні цих реакцій вправо у всьому інтервалі температур.
Вторинні реакції окислення SO ₂ і сульфатізаціі оксидів металів мають помірні значення Кр, тому ці реакції оборотні і протікають не до кінця, а в обмеженій мірі визначається умовами випалу (Т, Ро _2). Однак реакції окиснення нижчих оксидів до вищих мають великі Кр і протікають до кінця.
Такий аналіз доцільно застосовувати для визначення послідовності утворення первинних і вторинних продуктів окислення сульфідів у залежності від температури і складу газової фази. В умовах випалу єдиним продуктом окислення ZnS при 600-1000  С є ZnO, хоча ймовірність утворення первинного сульфату зростає з пониженням температури, а первинного цинку-з підвищенням температури. Але для утворення первинного ZnSO ₄ необхідні дуже високі Po _2, а для утворення первинного цинку-надзвичайно низькі Po ₂ і Po _3, які можуть реалізуватися при більш високих температурах біля поверхні сульфіду.
При випалюванні цинкових концентратів технологічне значення має сульфарізація цинку, яка призводить до утворення ZnSO ₄ або ZnO * 2ZnSO _4. Термодинамічна стійкість цих сульфатів характеризується Кр реакції розкладу сульфату МеSO ₄ = МеO + SO _3, для якої Кр = РSO _3.
4.3 Кінетика процесів випалу
Особливості дослідження кінетики реакцій, в тому числі реакцій взаємодії конденсованих фаз сульфідів з газоподібним киснем, полягають у необхідності розчленування процесу на окремі стадії, кінетика яких і визначає сумарну швидкість реакції. Одним з напрямків інтенсифікації процесу є робота на повітрі, збагаченому киснем, що можливо внаслідок залежності кінетики окислення сульфідів від його концентрації в газовому потоці. Аналогічно на швидкість окислення впливає підвищення концентрації кисню в газовому середовищі. У ряді випадків при описі кінетики конкретних сульфідних систем необхідно враховувати структуру оболонок твердих продуктів реакції. У цілому співвідношення швидкостей хімічної реакції дифузійних процесів є визначальними при розгляді кінетики реальних процесів.
Як гетерогенний, цей процес має дві неодмінні послідовні стадії: дифузія О ₂ до поверхні сульфіду і реакцію окислення на поверхні сульфіду. Якщо дифузія значно повільніше реакції, то процес протікає в дифузійній області, а в іншому випадку - в кінетичної. При порівнянних швидкостях цих стадій процес протікає в перехідній області. Виявлення лімітуючої, має велике практичне значення, тому що розкриває шляхи інтенсифікації процесу.
Кінетична область характеризується малими швидкостями окислення сульфідів (тління), а дифузійна область - великими швидкостями (горіння). Перехід з однієї області в іншу при підйомі температури супроводжується запаленням (перехідна область). Характеристикою граничної умови переходу з кінетичної області в дифузійну служить температура займання сульфідів.
Оскільки окислення сульфідів протікає в далеких від рівноваги умовах і тому необоротно, то швидкість процесу дорівнює швидкості прямої реакції в кінетичній області або швидкості дифузії О ₂ в дифузійній області.
У кінетичному рівнянні закону діючих мас скоро процесу повинна бути представлена ​​твором функції від кожного з факторів, що впливають окремо:
, (2.6)
де т - маса сульфіду; р - час; k-температурний; А-геометричний і f (c _{O 2)} - концентраційний фактори.
У кінетичній області рівняння (2.6) набуде вигляду
. (2.7)
У рівнянні (2.7) k = К ₀ е ^{- E / RT,} де k - константа швидкості гетерогенної реакції; Е - енергія активації; k ₀ і Е - практично постійні; А = S - міжфазна поверхня взаємодіючих речовин; f (з _O2) = c ⁿ _{O 2.} Зазначене вираз концентраційного чинника обумовлено тим, що c _{O 2} впливає лише на швидкість зворотної реакції, яка нехтує мала. Кінетичний порядок по кисню дорівнює 1 ≤ n ≤ 2.
У дифузійної області права частина рівняння (2.6) тотожна рівнянню першого закону Фіка:
, (2.8)
де D - коефіцієнт дифузії O _2; і - Концентрації О ₂ відповідно у поверхні сульфіду і в газовому середовищі; S - товщина шару, в якому дифузія найповільніша. Оскільки швидкість процесу лімітується підведенням O ₂ до сульфіду, то ≈ 0. З урахуванням цього рівняння (2.8) приймає вигляд
. (2.9)
Якщо самої повільною стадією є дифузії О ₂ в шарі газового середовища, що прилягає до зовнішньої поверхні сульфідного зерна, то процес протікає в внешнедіффузіонной області. Самою повільною стадією може бути дифузії О ₂ через шар окалини на зерні, тоді процес протікає в внутрідіффузіонной області.
Ступінь вторинного освіти в процесі випалу має максимум при зміні температури. Чим вище термічна стійкість сульфатів і вище концентрація оксидів сірки в газовій фазі, тим більше температура максимуму сульфатізаціі при випалюванні і вищий ступінь сульфатізаціі. Кінетично термічну стійкість сульфатів можна характеризувати температурою початкового помітного розкладання, яка залежить від ряду умов.
Залежно від умов випалу цинкових концентратів і вмісту в газовій фазі SO ₂ і О ₂ температура, яка відповідає максимуму сульфатізаціі цинку, лежить в межах 750-850 ⁰ С. [1, c.136-143]

5. Вибір та обгрунтування технології
Техніко-економічні показники випалу залежать від сировини, пристрою печі та режиму її роботи.
Перед випалом, як правило, проводиться підготовка шихти. На цинкових заводах зазвичай переробляють суміш концентратів, що відрізняються за складом. При шихтовки концентрати змішують у пропорціях, визначеному складу шихти по цинку, супровідні корисними і шкідливими компонентами.
Склад шихти повинен задовольняти умовам, які забезпечують досягнення цілей випалу.
Шихту подають в піч КС у сухому вигляді або у вигляді пульпи. Шихта у вигляді пульпи краща коли цинковий завод знаходиться поруч зі збагачувальною фабрикою, що постачає завод концентратом, або коли в шихту йдуть сильно розрізняються концентрати (у стані пульпи шихта краще і швидше перемішується). Однак завантаження пульпи в КС зволожує гази, що відходять, і це ускладнює їх переробку, підсилює корозію обладнання та газовідвідних систем. Пульпу складніше рівномірно розподілити по киплячого шару.
Для швидкого розподілу шихти по киплячого шару, для більш незволожене газів, що відходять, для полегшення їх переробки, приймемо шихту з вологістю 8% .. Перед випалом для більш повного випалу і високим ступенем десульфуризації, проведемо усереднення матеріалу.
Шихту будемо завантажувати через два завантажувальних вікна в стінках печі по всій поверхні киплячого шару, щоб досягти швидкого і рівномірного розподілу матеріалу по киплячого шару. Завантаження буде проводитися безперервно. За допомогою швидкісного стрічкового забрасивателя. Забрасиватель встановлюємо вище рівня «киплячого шару» на 2,0-2,5 м. При цьому забрасиватель має продуктивність - 12,5-13,0 т / ч.
Випал порошкоподібного сульфідного цинкового концентрату будемо проводити при швидкості руху газової фази, дещо більшою, ніж критична (10-12 м / с). Значне збільшення швидкості понад критичної величини обумовлює нуртування шару і викиди пилу.
У зв'язку з вмістом великої кількості Fe в соедіненііFe2O3 який взаємодіє з ZnO, утворює метаферріт цинку. При температурі 650 ⁰ С реакція протікає досить інтенсивно, і тому проведення випалення при температурі 700-750 ⁰ С. Виключає ферітообразованіе.Он не розчиняється в слабкій сірчаної кислоти і залишається у залишку від вилуговування обпаленої концентрату, що призводить до прямих втрат цинку.
Феррити цинку порівняно легко руйнуються сірчистим і сірчаним ангідридами. Тому в умовах сульфатізірующего випалу умови боротьби з їх освітою найбільш ефективні.
При високій температурі> 1000 ⁰ С залізо переокісляется доFe3O4 (Магнетит) який не бере участь у феррітообразованіях. Малий вміст легкоплавких сполук (міді та свинцю) дозволяють вести випалення при температурі> 1000 ⁰ С
Феррити цинку можна зруйнувати при по подальшому відновному випалюванні концентрату.
У процесі випалу цинкових концентратів можуть утворюватися такі силікати:
а) ортосілікат цинку, утворення якого різко стимулюється сполуками свинцю;
б) прості силікати свинцю;
в) подвійний силікат цинку і свинцю;
г) складні силікати цинку з компонентами нерудних мінералів;
д) складні силікати свинцю з тими ж компонентами. Ступінь освіти силікатів різко збільшується з підвищенням температури і зменшенням крупності реагуючих речовин і меншою мірою-з збільшенням тривалості взаємодії компонентів.
У присутсвии сполук свинцю переважаюча роль належить ортосілікату цинку, розчинення якого дає основну масу колоїдного кремнезему при вилуговуванні недогарків.
Таким чином, кремнезем, як і залізо - вкрай шкідлива домішка у цинкових концентратах, отже в її присутності слід при можливо низькій температурі. Оскільки вміст SiO2 не високе то процес ведемо при температурі 1100 ⁰ С.
Концентрація феритів і силікатів цинку повинна бути мінімальна, ZnOFe2O3 є не розчинною у розведених розчинах, що призводить до прямої втрати цинку, аZnOSiO2 при взаємодії з H2SO4 утворює H2SiO3 шкідливий продукт який порушує процес відстоювання, згущення і може призвести до повної зупинки процесу.
Приймемо З ₂ в дуття рівним 30%, тому що при розгляді ця концентрація забезпечує найвищі показники питомої продуктивності 9т / м ² доби швидкості, вмісту цинку в огарки і меншого пиловиносу, внаслідок зменшення обсягу дуття, що зменшує внаслідок витрати на проведення операції випалу , зменшує витрати на енергію,. Збільшення концентрації кисню більше 30% економічно не доцільно.
Температура буде підтримуватися в межах 1050 ⁰ С. Так зменшиться ймовірність спікання недогарка, процес окислення буде проходити більш повно, не буде проходити оплавлення частинок. Це також підвищить ступінь використання сировини, зменшить витрати, а, отже, підвищить рентабельність виробництва.
Так як прийнята досить висока температура і швидкість дуття, що забезпечують високі показники процесу випалу, то можливий підвищений пиловиносу, який відносить і цінний компонент. Для уникнення цього скористаємося піччю «КС»; висотою 16 метрів. Це забезпечить довгий витання часток у робочій зоні, більш повне окислення сульфідів, більш якісне за змістом SO ₂ пилу, а також зниження пиловиносу до 30%.
Приймемо надлишок дуття рівним 20%, щоб ліквідувати зони зі зниженим вмістом кисню, що викликає підвищення ступеня сілікатообразованія.
Підвищення змісту дуття киснем до 30%, вказане вище, дозволяє знизити пиловиносу до 25%, і підвищити питому продуктивність до 9т / м ² доби Збільшення висоти печі до 16 метрів через встановлення на печі термосифонів та пристрої для утилізації тепла, також дозволить знизити пиловиносу. Приймемо пиловиносу рівним 30%, питому продуктивність рівної 9т / м ² доби.
Приймемо C _S <0,1-0,3%, Cso ₂ <1,5-2,5%, для компенсації втрат H2SO4 на вилуговуванні, а ZnS практично не розчинний і при додаванні H2SO4 утворює H2S - отруйна речовина речовина не має запаху так як концентрат буде знаходитися в печі 12 ч., що дозволить досягти високого ступеня десульфуризації, а отже, повніше окислити сульфати, а так само високий вміст дрібної фракції (-0,15 мм); і помірне зміст феритного і силікатної цинку.
Для утилізації тепла, що відходить будемо застосовувати термосифона, так як мають більшу продуктивність, сухі електрофільтри для очищення газів від пилу працюють при температурі 400-450 ⁰ С.
Безпосередньо біля печі встановимо два циклони для уловлювання грубого пилу і зворотного повернення її в піч для окислення сульфідів.

6. Розрахунок процесу випалу цинкового концентрату в печі киплячого шару.
При випалюванні протікають такі реакції окислення сульфідів:
ZnS +1.5 O ₂ = ZnO + SO ₂ (4.1)
ZnS +2 O ₂ = ZnSO ₄ (4.2)
PbS +1.5 O ₂ = PbO + SO ₂ (4.3)
2CuFeS ₂ +6 O ₂ = Cu ₂ O + Fe ₂ O ₃ +4 SO ₂ (4.4)
2CuS +2.5 O ₂ = Cu ₂ O +2 SO ₂ (4.5)
2FeS _два +5.5 O ₂ = Fe ₂ O ₃ +4 SO ₂ (4.6)
2FeS +3.5 O ₂ = Fe ₂ O ₃ +2 SO ₂ (4.7)
CdS +1.5 O ₂ = CdO + SO ₂ (4.8)
Продуктами окисного випалу є гази, що відходять, недогарок і пил. Пил і недогарок представлені оксидними сполуками металів і їх переробляють за єдиною технологією. Відходять гази містять сірчистий і сірчаний ангідрид, азот, кисень. Після очищення їх відправляють на виробництво сірчаної кислоти. Процес випалення сульфідного концентрату протікає в автогеном режимі при температурі 960-980  С. Автогенна процесу підтримують регулюванням витрат концентрату і повітряного дуття. Оптимальне співвідношення концентрат повітря встановлюють у результаті розрахунку теплового балансу процесу. Тепловий баланс дозволяє також визначити витрата охолоджувальної води в теплообмінниках киплячого шару для підтримки заданої температури.
Тепловий баланс зумовлює рівність приходу і витрати тепла в агрегат «КС». Прихід тепла в піч складається з наступних складових: фізичне тепло повітря і концентрату, тепло екзотермічних реакцій окислення сульфідів металів. Статтями витрат тепла є тепло відхідних газів, пилу і недогарка, тепло на нагрівання і випаровування води, що охолоджує.
Для розрахунку процесу буде потрібно розрахувати раціональний склад цинкового концентрату, витрата повітря для окислення сульфідів, кількість та склад продуктів випалу, тепловий баланс процесу.
Вихідні дані:
1. Хімічний склад цинкового концентрату,%: 52 ZnS; 1.4 Pb; 6.4 Fe; 1.0 Cu; 0.4 Cd; 1.3 SiO _2; 1.1 CaO; 0.7 Al ₂ O _3; S-за розрахунком, інші - по різниці до 100%.
2. Мінералогічний склад: цинк-в Сфалерит ZnS; свинець-в Гален PbS; мідь-в халькопірит CuFeS ₂ і ковеллін CuS у співвідношення 1:1; інше залізо-в пірітеFeS ₂ і троилит FeS у співвідношення 3:1; кадмій-в Сильфіді; пуста порода представлена ​​кремнеземом, вапняком, глиноземом.
3. Вихідний цинковий концентрат надходить на випалювання з вологістю 6%
4. У агрегат подають повітря, збагачене киснем до 30%. Надлишок повітря становить 10% (коефіцієнт надлишку = 1,1)
5. Сульфід цинку в кількості 2,7% від його загального змісту окислюється по (4,2)
6. Пиловиносу при випалюванні становить 30%. За своїм складом пил мало відрізняється від недогарка. У пилу і огарки цинк знаходиться в сполуках: 95% у ZnO; 3% в ZnO * Fe ₂ O _3; 1.7% ZnSO _4; 0.3% у ZnS.
Розрахунок ведемо на 100 кг. концентрату.
Таблиця 4.1-Раціональний склад цинкового концентрату

Злуки.	Вміст компонентів, кг.
	Zn	Pb	Cu	Fe	Cd	S	CaO	SiO 2	Al 2 O 3	Проче	Всього
ZnS PbS CuFeS 2 CuS FeS 2 FeS CdS CaO SiO 2 Al 2 O 3 Інші	52	1,4	0,5 0,5	0,44 3,97 1,99	0,4	25,44 0,22 0,5 0,25 4,55 1,14 0,11	1,1	1,3	0,7	3,49	77,44 1,62 1,44 0,75 8,52 3,13 0,51 1,1 1,3 0,7 3,49
Разом	52	1,4	1,0	6,4	0,4	32,21	1,1	1,3	0,7	3,49	100

Визначимо кількість сфалериту в концентраті, кг:
65,4-97,4
52-х
х = 52 * 97,4 / 65,34 = 77,44
сірки в Сфалерит
52 * 32/65, 4 = 25,44
Визначимо кількість галеніту в концентраті, кг:
207,2 свинцю міститься в 239,2 галеніту
1,4-х
х = 1,4 * 239,2 / 207,2 = 1,62
сірки в Гален
х = 1,4 * 32/207, 2 = 0,22
Визначимо кількість халькопіриту в концентраті, кг:
кількість міді 1,0 / 2 = 0,5
63,54-183,4
0,5-х
х = 0,5 * 183,4 / 63,6 = 1,44
заліза в халькопірит
55,8 * 1,44 / 183,4 = 0,44
сірки в халькопірит
64 * 1,44 / 183,4 = 0,5
Визначимо кількість ковелін в концентраті, кг:
кількість міді 1,0-0,5 = 0,5
0,5 * 95,54 / 63,6 = 0,75
сірки в ковелін
0,5 * 32/63, 6 = 0,25
Кількість заліза в піриті і троилит ставить, кг:
6,4-0,44 = 5,96
кількість заліза в піриті
5,96 * 2 / 3 = 3,97
Визначимо кількість піриту в концентраті, кг:
55,8-119,8
3,98-х
х = 3,97 * 119,8 / 55,8 = 8,52
сірки в піриті
8,54-3,97 = 4,55
заліза в троилит
5,96-3,97 = 1,99
Кількість троіліта в концентраті, кг:
1,99 * 87,8 / 55,8 = 3,13
сірки в троилит
3,13-1,99 = 1,14
Кількість кадмію в концентраті, кг:
112,4-144,4
0,4-х
0,4 * 144,4 / 112,4 = 0,51
сірки в сульфіді кадмію
0,4 * 32/112, 4 = 0,11

Розрахунок кількості газів, що відходять і повітря для випалу
Таблиця 4.2-Кількість і склад випалювальних газів

Компоненти	Кількість
	кг.	нм 3	% Об'ємний
SO 2 O 2 N 2 H 2	63,06 4,85 124,18 6,0	22,1 3,4 99,3 67,2	11,51 1,77 51,72 35,0
Разом	198,1	192,0	100

При утворенні сульфату цинку окислиться сульфіду цинку, кг. [10, c.53]
77,44 * 0,027 = 2,09
при цьому буде потрібно кисню, кг.
2,09 * 64/97, 4 = 1,37
і буде отримано сульфату цинку, кг.
2,09 * 161,4 / 97,4 = 3,46
Окислиться сфалериту в кількості, кг.
77,44-2,09 = 75,35
для цього буде потрібно кисню, кг.
75,35 * 48/97, 4 = 37,13
при цьому вийде діоксиду сірки, кг.
75,35 * 64/97, 4 = 49,51
Для окислення галеніту потрібно кисню, кг.
1,62 * 48/239, 2 = 0,33
вийде діоксиду сірки, кг.
1,62 * 64/239, 2 = 0,43
Для окислення халькопирита потрібно кисню, кг.
1,44 * 192/366, 4 = 0,75
вийде діоксиду сірки, кг.
1,44 * 256/366, 4 = 1,01
Для окислення ковелін потрібно кисню, кг.
0,75 * 80/190, 8 = 0,31
вийде діоксиду сірки, кг.
0,75 * 129/190, 8 = 0,51
Для окислення піриту потрібно кисню, кг.
8,52 * 176/239, 6 = 6,26
вийде діоксиду сірки, кг.
8,52 * 256/239, 6 = 9,1
Для окислення троіліта потрібно кисню, кг.
3,13 * 112/175, 6 = 2,0
вийде діоксиду сірки, кг.
3,13 * 128/175, 6 = 2,28
Для окислення оксиду кадмію потрібно кисню, кг.
0,51 * 48/144, 4 = 0,2
вийде діоксиду сірки, кг.
0,51 * 64/144, 4 = 0,22
Всього буде потрібно кисню для окислення сульфідів концентрату, кг.
1,37 +37,13 +0,33 +0,75 +0,31 +6,28 +2,0 +0,2 = 48,37
У піч для випалу подається дуття, збагачене киснем до 30%, тоді маса збагаченого повітря складе, кг
48,37 * 100/30 = 161,23
Надлишок повітря становить 10%, тоді практичне кількість повітря складе, кг.
161,23 * 1,1 = 177,4
У цій кількості повітря міститься, кг.
кисню 177,4 * 0,3 = 53,22
азоту 177,5 * 0,7 = 124,18
Вийде при випалюванні діоксиду сірки, кг.
49,51 +0,43 +1,01 +0,51 +9,1 +2,28 +0,22 = 63,06
Цинковий концентрат надходить на випалювання з вологістю 6%
в газову фазу перейде:
азоту 124,18
кисню 53,22-48,37 = 4,85
сірчистого ангідриду 63,06
води 6,0
Розрахунок кількості пилу і недогарка
Пиловиносу при випалюванні складе 30%. Всі компоненти недогарка переходять в пил на 30%.
Вміст компонентів в пилу складе, кг.
Цинк 52 * 0,3 = 15,6
Свинець 1,4 * 0,3 = 0,42
Мідь 1,0 * 0,3 = 0,3
Залізо 6,4 * 0,3 = 1,92
Кадмій 0,4 * 0,3 = 0,12
оксиду кальцію 1,1 * 0.3 = 0,33
кремнезему 1,3 * 0,3 = 0,39
глинозему 0,7 * 0,3 = 0,21
інших 3,49 * 0,3 = 1,05
Приймемо для розрахунку вміст цинку в пилу в наступних формах [10, c.61]
90% ZnO, 7% ZnO * Fe ₂ O _3; 2.7% ZnSO _4; 0.3% ZnS
Визначаємо кількість цинку в оксиді цинку 15,6 * 0,9 = 14,04
кількість оксиду цинку складе 14,04 * 81,4 / 65,34 = 17,48
кисню з оксиді цинку 14,04 * 16/65, 34 = 3,44
Кількість цинку, пов'язаного в феритної форму 15,6 * 0,07 = 1,1
кількість фериту цинку складе 1,1 * 241/65, 34 = 4,06
кисню в фериті цинку 4,06 * 64/241 = 1,08
заліза в фериті цинку 4,06 * 111,6 / 241 = 1,88
Визначаємо кількість цинку в сульфат цинку 15,6 * 0,027 = 0,42
кількість сульфату 0,42 * 161,4 / 65,34 = 1,04
кисню в сульфат 0,42 * 64/65, 34 = 0,41
сірки сульфатної в сульфат цинку 0,42 * 32/65, 34 = 0,21

Цинку міститься в пилу в сульфіді цинку 15,6 * 0,003 = 0,04
сульфіду цинку в пилу 0,04 * 97,4 / 65,34 = 0,06
сірки пов'язане в сульфіді цинку 0,06 * 32/97, 4 = 0,02
Свинець у пилу міститься у вигляді оксиду свинцю.
визначимо кількість оксиду свинцю 0,42 * 223,2 / 207,2 = 0,45
кисню в оксиді свинцю 0,42 * 16/207, 2 = 0,03
Мідь у пилу міститься у вигляді оксиді міді (1)
кількість оксиду міді 0,3 * 143/127 = 0,33
вміст кисню 0,3 * 16/143 = 0,03
Кількість заліза в оксиді заліза (3) в пилу міститься 1,92-1,88 = 0,04
сод-е в оксиді заліза (3) в пилу 0,04 * 159,6 / 111,6 = 0,06
кисню в оксиді заліза (3) 0,06-0,04 = 0,02
Оксиду кадмію в пилу присутній 0,12 * 128,4 / 112,4 = 0,14
кисню міститься 0,14 * 16/128, 4 = 0,02
Таблиця 4,3-Кількість і склад пилу

З'єднання	Zn	Pb	Cu	Fe	Cd	Sso 4	Ss	O 2	SiO 2	CaO	Al 2 O 3	інш.	Разом
ZnO ZnO. Fe 2 O 3 ZnSO 4 ZnS PbO Fe 2 O 3 Cu 2 O CdO SiO 2 Al 2 O 3 CaО Інші	14,04 1,1 0,42 0,04	0,42	0,3	1,88 0,04	0,12	0,21	0,02	3,44 1,08 0,41 0,03 0,02 0,03 0,02	0,39	0,33	0,21	1,05	17,48 4,06 1,04 0,06 0,45 0,06 0,33 0,14 0,39 0,21 0,33 1,05
Разом	15,6	0,42	0,3	1,92	0,12	0,21	0,02	5,03	0,39	0,33	0,21	1,05	25,6

У недогарок перейшло 70% компонентів концентрату
Zn 52 * 0.7 = 36,4
Pb 1.4 * 0,7 = 0,98
Cu 1.0 * 0.7 = 0.7
Fe 6.4 * 0.7 = 4,48
Cd 0.4 * 0.7 = 0,28
CaO 1.1 * 0.7 = 0,77
кремнезем 1,3 * 0,7 = 0,91
глинозем 0,7 * 0,7 = 0,49
інших 3,49 * 0,7 = 2,4
Приймемо, що цинк в огарки знаходиться в наступних сполуках [10, c.64]
90% ZnO, 7% ZnO * Fe ₂ O _3; 0.3ZnS; 2.7% ZnSO _4.
Цинк в оксиді цинку міститься, кг: 36,4 * 0,9 = 32,8
оксиду цинку в огарки 32,8 * 81,4 / 65,34 = 40,8
кисню в оксиді цинку 40,8 * 16/81, 4 = 8
Цинк міститься в фериті цинкового недогарка, кг: 36,4 * 0,07 = 2,55
фериту цинку в огарки 2,55 * 241/65, 34 = 9,4
в фериті цинку заліза 9,4 * 111,6 / 241 = 4,35
кисню в фериті цинку 9,4 * 64/241 = 2,5
Цинку в сульфат цинкового недогарка міститься, кг: 36,4 * 0,027 = 0,98
сульфату цинку 0,98 * 161,4 / 65,34 = 2,42
кисню в сульфат цинку 2,42 * 64/161, 4 = 0,96
сірки в сульфат цинку 2,42 * 32/161, 4 = 0,48
Цинк міститься в сульфіді недогарка, кг: 36,4 * 0,003 = 0,11
сульфіду цинку в огарки 0,11 * 97,4 / 65,34 = 0,16
сірки в сульфіді цинку 0,16 * 0,11 = 0,05
Свинцю міститься в оксиді свинцю недогарка 0,98 кг,
оксиду свинцю 0,98 * 223,2 / 207,2 = 1,06
кисню в оксиді свинцю 1,06 * 16/223, 2 = 0,08
Оксиду міді знаходиться в огарки 0,7 * 143/127 = 0,79
кисню в оксиді міді 0,79-0,7 = 0,09
Заліза знаходиться в оксиді заліза (3) недогарка 4,48-4,35 = 0,13
оксиду заліза (3) в огарки 0,13 * 159,6 / 111,6 = 0,19
кисню в оксиді заліза 0,19-0,13 = 0,06
Оксиду кадмію в огарки 0,28 * 128,4 / 112,4 = 0,32
кисню в оксиді кадмію 0,32-0,28 = 0,04

Таблиця 4,4-Кількість і склад недогарка

З'єднання	Zn	Pb	Cu	Fe	Cd	Sso4	Ss	O 2	SiO 2	CaO	Al 2 O 3	інші	разом
ZnO ZnO. Fe 2 O 3 ZnSO 4 ZnS PbO Fe 2 O 3 Cu 2 O CdO SiO 2 CaO Ai 2 O 3 Інші	32,76 2,55 0,98 0,11	0,98	0,7	4,35 0,13	0,28	0,48	0,05	8,01 2,5 0,96 0,08 0,06 0,09 0,04	0,91	0,77	0,49	2,4	40,77 9,4 2,42 0,16 1,06 0,19 0,79 0,32 0,91 0,77 0,49 2,4
Разом	36,4	0,98	0,7	4,48	0,28	0,48	0,05	11,74	0,91	0,77	0,49	2,4	59,7

Таблиця 4,5-Повний матеріальний баланс процесу випалу цинкового концентрату

Матеріали	зміст компонентів, кг.
	Всього, кг.	Zn	Pb	Cu	Fe	Cd	O 2	N 2	S	Інші
Надійшло, кг.: Zn концентрат Волога к-та Повітря Разом: Отримано, кг.: Недогарок Пил Газ Разом:	100 6 177,4 283,4 59,7 25,6 198,1 283,4	52,0 52,0 36,4 15,6 52,0	1,4 1,4 0,98 0,42 1,4	1,0 1,0 0,7 0,3 1,0	6,4 6,4 4,48 1,92 6,4	0,4 0,4 ​​0,28 0,12 0,4	53,22 53,22 11,74 5,03 36,38 53,15	124,18 124,18 124,18 124,18	32,21 32,21 0,53 0,23 31,53 32,29	6,59 6 12,59 4,57 1,98 6,05 12,6

Примітка: проблема балансу +0,0 кг., Або 0,00%
Розрахунок теплового балансу процесу випалу цинкового концентрату
Розрахунок ведеться на 106 кг. вологого концентрату

Розрахунок приходу тепла.
1. Визначаємо фізичне тепло концентрату
Q ₁ = c ₁ * m ₁ * t ₁
де c _{1-теплоємність} концентрату = 0,75 кДж / ^кг. град.  2 
m _1-маса концентрату = 106 кг.
t _{1-температура} концентрату = 15  С
Q ₁ = 0,75 * 106 * 15 = 1192,5 кДж.
2. Визначаємо фізичне тепло повітря
Q ₂ = c ₂ * v ₂ * t ₂
де c _{2-теплоємність} повітря = 1,3 кДж / ^нм. град.  2 
v _2-об'єм повітря = 135,03 нм ³
t _{2-температура} повітря = 25  С
Q ₂ = 1,3 * 135,03 * 25 = 4388,5 кДж
3. Розраховуємо тепло екзотермічних реакцій
ZnS +1.5 O ₂ = ZnO + SO ₂ +442589,7 кДж
75,34 * 442589,7 / 97,4 = 342348,1 кДж
ZnS +2 O ₂ = ZnSO _квітня +775150 кДж
2,1 * 775150/97, 4 = 16712,7 кДж
PbS +1.5 O ₂ = PbO + SO ₂ +421053,1 кДж
1,62 * 421053,1 / 239,2 = 2851,6 кДж
2CuFeS ₂ +6 O ₂ = Cu ₂ O + Fe ₂ O ₃ +4 SO ₂ +2015809 кДж
1,44 * 2015809/366, 4 = 7922,4 кДж
2FeS _два +5.5 O ₂ = Fe ₂ O ₃ +4 SO ₂ +1656308 кДж
8,52 * 1656308/239, 6 = 58897,1 кДж
2FeS +3.5 O ₂ = Fe ₂ O ₃ +2 SO ₂ +725370 кДж
2,0 * 725370 / 175,6 = 8261,6 кДж
2CuS +2.5 O ₂ = Cu ₂ O +2 SO ₂ +384642 кДж
0,75 * 384642/191, 2 = 1508,8 кДж
CdS +1.5 O ₂ = CdO + SO ₂ +413972 кДж
0,51 * 413972/144, 4 = 1462,1 кДж
Прихід тепла від екзотермічних реакцій складе, кДж:
Q ₃ = 342348,1 +16712,7 +2851,6 +7922,4 +58897,1 +8261,6 +1508,8 +1462,1 = 439964,4 кДж
Розрахунок витрати тепла
1. Визначаємо тепло, що буря недогарком і пилом:
Q ₁ = c ₁ * (m ₁ * t ₁ + m ₂ * t ₂₎
де c _{1-теплоємність} недогарка і пилу = 0,9799 кДж / кг. град  2 
m _1,2-маса недогарка і пилу, кг.
t _{1,2-температура} недогарка і пилу, С.
Q ₁ = 0,9799 * (59,7 * 970 +25,6 * 940) = 57691,2 кДж
2. Тепло, що буря газом (без парів води)
Q ₂ = (Cso ₂ * Vso ₂ + Co ₂ * Vo ₂ + CN ₂ * VN ₂₎ * tгаз
де Cso ₂ = 2,23 кДж / нм град.
Vso ₂ = 22,1 нм
Co ₂ = 1,47 кДж / нм град.
Vo ₂ = 3,4 нм
CN ₂ = 1,39 кДж / нм град.
VN ₂ = 99,3 нм
tгаз = 940  С
Q ₂ = 940 * (2,23 * 22,1 +1,47 * 3,4 +1,39 * 99,3) = 180755,7 кДж
3. Тепло на нагрів води з 15 до 100  C
Q ₃ = с _в * т _в * (t _{1-t 2)}
Q ₃ = 4,19 * 6 ​​* (100-15) = 2137 кДж
4. Тепло, необхідне на випаровування води:
Q ₄ =  * m _в
-прихована теплота пароутворення = 2258,4 кДж
Q ₄ = 2258,4 * 6 = 13550,4 кДж
5. Теплота, на нагрів пари до температури газу:
Q ₅ = Cn * Vn * (t ₂ -100)
Cn = 1,72 кДж / нм * гр.
Q ₅ = 1,72 * 67,2 * (940-100) = 97090,6 кДж

Таблиця 4,6-тепловий баланс випалу цинкового концентрату

	Кількість
	кДж	%
Прихід тепла: фізичне тепло кисню фізичне тепло повітря Тепло екзотермічних реакцій Разом: Витрата тепла: Тепло, що буря недогарком і пилом Тепло, що буря газом Тепло, на нагрів води Тепло, на випаровування води Тепло, на нагрів пари Тепло, необхідно відводити від процесу Разом:	1192,5 4388,5 439964,4 445545,4 57691,2 180755,7 2137 13550,4 97090,6 94320,5 445545,4	0,27 0,98 98,75 100 12,95 40,57 0,48 3,04 21,79 21,17 100

Розрахунок матеріальних потоків на задану продуктивність
220 тис. тонн / 350 раб. днів = 630 т / добу.
Річна произв. Добова произв.
Таблиця 4,7-матеріальні потоки

Добові		Річні
Матеріали	Потоки, тонн	матеріали	Потоки, тонн
Zn концентрат	630	Zn концентрат	220000
Волога к-та	1,89	Волога к-та	13200
Повітря	1117,62	Повітря	390280
Разом	1785,42	Разом	623480
Недогарок	376,11	Недогарок	131340
Пил	161,28	Пил	56320
Газ	1248,03	Газ	435820
Разом	1785,42	Разом	623480

7. Вибір і розрахунок кількості обладнання
Перед випалом матеріал буде усереднюють.
При випалюванні цинковий концентрат з бункера (1) надходить на стрічковий живильник (2), який здійснює безперервну, дозовану подачу концентрату в піч киплячого шару (3). Подача концентрату буде здійснюватися через завантажувальні вікна в стінках печі і по всій поверхні киплячого шару, безперервно.
Виходить з печі недогарок охолоджується і транспортується конвеєром (13) на класифікацію і вилуговування.
Замість використання котла-утилізатора у схемі будемо використовувати термосифона.
Запилені гази будуть охолоджуватися в термосифона (4) і очищатися від пилу в двох послідовно з'єднаних циклонах (5) і електрофільтрі (7). Для організації руху газів перед електрофільтром встановимо ексгаустер (6). Після очищення гази направляються в сірчанокислотний цех.
Пил, що осіло в термосифона, гвинтовим конвеєром (11) транспортується на конвеєр (13), де змішується з недопалком. Пил з циклонів направляється в проміжний бункер (12) з допомогою гвинтового (9) і скребкового (10) конвеєрів, а з бункера на вилуговування. Пил з електрофільтру надходить на гвинтовий конвеєр (8) і далі - на вилуговування.
Продуктивність відділення випалу 220000 тонн недогарка на рік. Питома продуктивність печі 9 тонн на добу з м ^2.
Знайдемо добову продуктивність відділення випалу:
П _добу. = 220000/365 = 602,74 т / добу.
Знайдемо сумарну площу печей:
S _ = П _добу / П _уд = 602,74 / 9 = 66,97 м ²
Приймаються площа печі рівної S _піч = 30 м ^2, тоді буде потрібно печей:
N = S _ / S _піч + (0,5-1 шт.) = 66,97 / 30 + (0,5-1 шт.) = 2,2 +0,7 = 3 шт.
Разом для відділення випалу з продуктивністю 220000 тонн недогарка на рік буде потрібно три печі, три термосифона, три циклону першого ступеня, три циклону другого ступеня, три електрофільтру та ін

5. Список літератури.
1. В. Я. Зайцев, Є. В. Маргуліс «Металургія свинцю і цинку». Навчальний посібник для вузів-М.: Металургія, 1986, 263с.
2. Ю. М. Матвєєв, В. С. Стрижко «Технологія металургійного виробництва». Підручник для вузів .- М.: Металургія, 1986, 368с.
3. М. М. Севрюков, Б. А. Кузьмін, Є. В. Челіщев «Загальна металургія»-М.: Металургія, 1976, 568с.
4. С. С. Набойченко, А. П. Агєєв, А. П. Дорошкевич та ін «Процеси і апарати кольорової металургії». Підручник для вузів .- К.: УГТУ, 1997, 648с.
5. А. П. Снурніков «Гідрометалургія Zn-ка» 1982р., 190с.
6. М. П. Дієв, І. П. Гофман «Металургія свинцю і цинку». Підручник для вузів .- Металургія, 1961р., 390С.
7. Н. Добрев Комбінат кольорових металів: етапи розвитку «Кольорові метали». 2001р. № 12.
8. В.В. Гейхман, П. А. Козлов, О. І. Решетов і ін Випал цинкових концентратів з розосередженої подачею кисню. «Кольорові метали». 2000р. № 5.
9. В. В. Гейхман, П. А. Козлов, В. А. Лукьянчиков Удосконалення очищення газів від випалу цинкових концентратів. «Кольорові метали». 2000р. № 5.
10.А.А.Колмаков, Л. Г. Садилова, О. В. Спектор «Розрахунки технологічних процесів у металургії свинцю і цинку»: навчальний посібник / КГАЦМіЗ .- Красноярськ 1998, 120с.
11.В.С.Кокорін «Апаратурно-технологічні схеми при проектуванні переділів виробництва важких кольорових металів»: методичні вказівки до курсового та дипломного проектування / КГАЦМіЗ .- Красноярськ 1983, 47с.