Министерство образования и науки РеспубликиКазахстан
Восточно-Казахстанский ГосударственныйТехнический Университет
им. Д. Серикбаева
КУРСОВАЯ РАБОТА
по дисциплине «Металлургия свинца и цинка»
Тема: «Выщелачивание цинкового огарка»
Выполнил студент Группы 240740
Срок обучения 3г 10 мес Шифр:
Усть-Каменогорск, 2008 г.
Содержание
Введение. 3
1. Расчет технологического процесса… 6
2. Расчет теплового баланса выщелачивания… 11
3. Расчет необходимого оборудования… 15
Список литературы… 17
Введение
Цинковая промышленность дляполучения металлического цинка пользуется двумя способами: пирометаллургическими гидрометаллургическим. При пирометаллургическом (дистилляционном) способецинковые концентраты предварительно обжигают, а затем нагревают их с углем вспециальных ретортных печах. Под действием угля при высокой температуре цинкулетучивается в виде паров. Пары улавливаются и охлаждаются в сосудах,называемых конденсаторами, превращаясь в жидкий цинк. Получаемый этим способомцинк имеет низкое качество, так как загрязнен различными примесями.Недостатками метода также являются высокие расходы на топливо, ремонтоборудования, сложная подготовка материала, тяжелые условия труда.
Гидрометаллургический способполучения цинка появился намного позже пирометаллургического, однако закороткое время он получил широкое распространение, особенно в тех регионах, гдеимеется дешевая электроэнергия. Цинковая промышленность СНГ применяет восновном гидрометаллургический способ как наиболее прогрессивный.
Сущность гидрометаллургическогоспособа производства цинка заключается в предварительном обжиге цинковыхконцентратов с последующей обработкой получаемого огарка слабым растворомсерной кислоты с переводом цинка в раствор в виде сернокислой соли иэлектролитическом выделении металлического цинка из очищенных сульфатныхрастворов. Полученный катодный цинк переплавляется в электропечах и разливаетсяв изложницы. По сравнению с дистилляционным методом, гидрометаллургическийспособ имеет много преимуществ. Основные из них: высокое извлечение и высокаячистота металла, комплексное извлечение металлов, механизация трудоемкихпроцессов, улучшение условий труда.
Производственный процессполучения цинка гидрометаллургическим методом состоит из следующих стадий:
подготовка материала к обжигу;
обжиг концентратов;
классификация продуктов обжига;
выщелачивание продуктов обжига;
очистка растворов от примеси;
электролиз сульфатных растворов;
переплавка катодного цинка
Подготовка материала к обжигутребует соблюдения определенных условий их транспортировки и хранения. Дляполучения расчетного соотношения частей в шихте необходимо раздельное хранениеразных сортов на складе.
Цель обжига сульфидных цинковыхконцентратов – перевод сернистых соединений цинка в окисленные, удаление серы иполучение продукта, пригодного для выщелачивания.
Полученный огарок направляетсяна выщелачивание, цель которого – возможно полное извлечение в раствор цинка идругих ценных компонентов огарка при минимальном загрязнении раствора вреднымипримесями. Растворителем служит слабый раствор серной кислоты. Приперемешивании огарка с кислотой происходит растворение окиси цинка и частичноокислов других металлов. В раствор переходит цинк, кадмий, железо, медь,мышьяк, сурьма, индий и другие. Нерастворимые соединения (окись железа, сульфатсвинца, и другие) остаются в твердом остатке – цинковом кеке. Цинковый растворотделяют отстаиванием или фильтрацией и подают на очистку от примесей, а кекпромывают и направляют на дальнейшую переработку.
В качестве аппаратов длявыщелачивания применяют чаны с пневматическим или механическим перемешиванием.Каждая операция выщелачивания состоит из: загрузки кислоты, оборотных растворови огарка, перемешивание, выгрузка пульпы. На современных заводах используетсядвухстадийная схема выщелачивания. На первой стадии происходит нейтральноевыщелачивание, на второй – кислое. Двухстадийное выщелачивание позволяет провестиболее полный перевод примесей в кек.
Чистота растворов имеет важноезначение для всего гидрометаллургического передела.
Присутствующие в растворепримеси можно разделить на несколько групп:
железо, медь, мышьяк, сурьма,кремнезем, олово, талий – удаляются из раствора гидролизом, соосаждением,адсорбцией и коагуляцией;
медь, кадмий, кобальт, талий –удаляются методом цементации;
кобальт, хлор, фтор – удаляютсяметодом химической очистки с образованием нерастворимых соединений;
калий, натрий, магний, марганецнакапливаются в растворах. Избавиться от них можно только путем вывода частираствора из производственного цикла.
Электролиз – завершающая стадиягидрометаллургического производства цинка
Целью электролиза являетсяполучение катодного цинка из раствора. Показатели электролиза зависят откачества выполнения предыдущих операций. Очищенный нейтральный раствор сульфатацинка с содержанием цинка 100-150 г/л непрерывно подается в электролизныеванны. Аноды ванны выполнены из свинца, катоды – из алюминия. В ходеэлектролиза раствор обедняется цинком и обогащается серной кислотой.Отработанный электролит поступает на выщелачивание.
Полученные при электролизе листыкатодного цинка отвечают требованиям по химическому составу всех потребителей.Предусматривается выпуск цинка в чушках. Чушковый металл получают методомпереплавки катодного цинка. Для переплавки применяют электрические индукционныенизкочастотные печи.
1. Расчет технологического процесса
Произвести металлургическийрасчет процесса, составить материальный баланс, осуществить конструктивныйрасчет и выбор основного оборудования процесса выщелачивания огарков.
Состав огарка,%: ZnO 64,0; ZnSO4 11,4; ZnS 1,5; PbO 2,0; PbSO41,6; CuO 2,2; CdO 0,4; Fe3O4 0,8; Fe2O3 8,6; CaSO4 0,6; SiO25,9; прочие – 1,6.
Производительность 400 т/сут.
1 Расчет материального баланса
Подсчитаем выход и составцинковых кеков – твердых остатков от выщелачивания. Принимаем, что привыщелачивании:
цинк в виде ZnОи ZnSО4 растворяется полностью,
цинк в виде ZnSостается в кеке,
медь наполовину растворяется инаполовину остается в кеках,
кадмий полностью растворяется,
PbOсульфатезируется полностью,
Fe3O4 и Fe2O3остаются в кеке.
Результаты подсчета химическогои рационального состава цинковых кеков сведем в таблицу 6.
Таблица 6 – Рациональный ихимический состав цинковых кеков, кгсоединение всего В том числе Zn Fe Pb SS SSO4 Cu SiO2 CaO О2 прочие
ZnS
PbSO4
CuO
SiO2
CaSO4
Fe2O3
Fe3O4
Прочие
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 Итого 24,42 1,0 6,58 2,95 0,5 0,6 0,88 5,9 0,25 4,16 1,6
Примем, что в цинковых кекахсодержится 35% влаги, или:
24,42 * 35 / 65 = 13,15 кг Н2О
Количество влажных кеков:
24,42 + 13,15 = 37,57 кг
Всего в огарке цинка
51,42 кг в виде ZnО
4,62 кг в виде ZnSО4
1,0 кг в виде ZnS
Итого 57,04 кг
Не растворится при выщелачивании1,0 кг цинка (1,8%). Количество растворенного цинка составит:
100 – 1,8 = 98,2%
Примем, что цинк, перешедший вдроссы при переплавке катодных осадков возвращается в процесс выщелачивания, итогда на долю безвозвратных потерь можно принять 1,5%. Извлечение цинка вчушковый металл:
98,2 – 1,5 = 96,7%
Примем, что из катодного цинка4% перейдет в дросс и 4% будет израсходовано для производства цинковой пыли.
Рассчитаем количество катодногоцинка образуется на в сутки:
400 * 0,967 * 0,5704 = 220 т
Выход катодного цинка:
220 * 100 / 92 = 239 т
Суточное количество цинковыхкеков определим из следующего соотношения:
Из 100 кг огарка получается24,42 кг кеков
Из 400000 кг огарка получается хкг кеков
Х = 97680 кг или 97,68 т
Влаги в кеках содержится 35%или:
97,68 * 35 / 65 = 52,6 т
Суточное получение влажныхкеков:
97,68 + 52,6 = 150,28 т
Для подсчета нейтральногораствора, поступающего на электролиз, необходимо задаться количеством цинка,осаждаемого с катодного литра раствора. Считаем, что в нейтральном растворесодержится 150 г/л Zn, а в отработанном электролите 45г/л Zn и 158 г/л H2SО4. В этом случае с каждого литра раствора будет осаждатьсяна катоде:
150 – 45 = 105 г Zn
Поэтому ежесуточно потребуетсяпропускать через электролитные ванны:
239*103 / 105 = 2276,19 м3нейтрального раствора
Т. к. плотность раствора при200С равна 1380 кг/м3, то это составит:
2276,19 * 1380 = 3141142 кгнейтрального раствора
Для компенсации потерь сернойкислоты в процессах выщелачивания и электролиза в обожженном концентратеоставляют некоторое количество сульфатной серы. Количество сульфатной серы вогарке:
11,4 * 32 / 161,38 = 2,26 кг ввиде ZnSО4
Расход сульфатной серы, кг
На сульфатизацию в кеке:
PbO ввиде PbSO4:
2,0 * 32 / 223,2 = 0,29
На растворение 0,74 кг Cu:
0,88 * 32 / 63,55 = 0,44
На растворение 0,4 кг CdО:
0,4 * 32 / 128,4 = 0,1
С 1,5% теряемого цинка в виде ZnSО4:
57,04 * 0,015 * 32 / 65,38 =0,42
Итого 1,25 кг
Т. к. в процесс вводится 2,26 кгSSO4, то при расходе 1,25 кг добавлять серную кислоту впроцесс не требуется.
Рассчитаем количество и составмедно-кадмиевых кеков. В течение суток в раствор перейдет
400 * 0,0088 = 3,52 т Cu
400 * 0,0035 = 1,4 т Cd.
Очистка растворов осуществляетсяпо реакциям:
CuSO4 + Zn = ZnSO4 + Cu
CdSO4 + Zn = ZnSO4 + Cd
Теоретический расход цинковойпыли составит:
Для осаждения меди 3,52 * 65,4 /63,6 = 3,62 кг
Для осаждения кадмия 1,4 * 65,4/ 112,4 = 0,81 кг
Итого 4,43 т
Практически было принято, что 4%от всего катодного цинка будет расходоваться для этой цели, или:
239 * 0,04 = 9,56 т
Т. е. расход цинковой пыли будетпримерно вдвое больше теоретически необходимого количества.
Избыточная пыль в количестве:
9,56 – 4,43 = 5,13 т
Перейдет в медно-кадмиевые кеки.В кеках сумма Cu + Cd + Zn составит 60%. Всего в медно-кадмиевые кеки перейдет:
Zn 5,13
Cu 3,52
Cd 1,4
Итого 10,05 т
Всего медно-кадмиевых кековежесуточно образуется:
10,05 * 100 / 60 = 16,75 т
Примем, что в медно-кадмиевыхкеках содержится 30% влаги, или:
16,75 * 30 / 70 = 7,18 т
Примем, что испарение водысоставляет 2% от количества нейтрального раствора, или:
3141,14 * 0,02 = 62,82 т
Всего будет израсходовано воды,т:
С цинковыми кеками 52,6
С медно-кадмиевыми кеками 7,18
На испарение 62,82
Итого 122,6
Подсчитаем количествоотработанного электролита.
С каждого литра осаждается 105кг цинка. Кроме того выделяется кислород у анода:
Н2О + ZnSО4= Zn + H2SО4+ 0,5 О2
В количестве которое можноподсчитать из соотношения:
На 65,38 кг Znвыделяется 16 кг О2
На 239000 кг Znвыделяется х кг О2
Х = 239000 * 16 / 65,4 = 58489кг или 58,49 т
Суточное количествоотработанного электролита равно:
3141,14 – (58,49 + 239) =2843,65 т
Результаты всех расчетов сводимв общую таблицу 2.
Таблица 2 – Материальный балансвыщелачиванияПриход т % Расход т %
Обоженный цинковый концентрат
Отработанный электролит
Цинковая пыль
Вода для промывки кеков
Небаланс
400
2843,65
9,56
122,6
2,36
11,84
84,18
0,28
3,63
0,07
Нейтральный раствор
Влажные цинковые кеки
Влажные медно-кадмиевые кеки
Испарение воды
3141,14
150,28
23,93
62,82
92,98
4,45
0,71
1,86 Итого 3378,17 100 Итого 3378,17 100
2. Расчет теплового баланса выщелачивания
Приход тепла
1) Физическое тепло огарка при600С
Состав огарка,% Теплоемкость,кДж/кгК
ZnO640,534
ZnSO411,40,629
ZnS1,50,497
PbO2,00,210
PbSO41,60,922
CuO2, 20,572
CdO0,40,337
Fe3O40,80,672
Fe2O38,60,690
CaSO40,60,758
SiО25,90,803
Прочие 1,60,500 [2]
Теплоемкость огарка:
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) Физическое тепло цинковойпыли при 25 0С:
Q2 =9,56 * 103 * 0,389 * 25 = 92971 кДж
3) Физическое тепло воды дляпромывки кеков
Q3 =122,6 * 103 * 4,187 * 25 = 12833155 кДж
4) Физическое теплоотработанного электролита при 40 0С:
Состав отработанного электролитаТеплоемкость кДж/кгК
111 г/дм3 ZnSO40,603
158 ш/дм3 H2SO41,404
1000 г/дм3 Н2О4,187 [2]
Итого 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 экзотермических реакций
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
Итого приход тепла:
QПРИХ = Q1 + Q2 + Q3+ Q4 + Q5 = 777609196 кДж
Расход тепла
1) Тепло, уносимое нейтральнымраствором при 600С:
Состав раствора ТеплоемкостькДж/кгК
370 г/дм3 ZnSO40,603
10 ш/дм3 H2SO41,404
1000 г/дм3 Н2О4,187 [2]
Итого 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 = 604229690 кДж
2) Тепло, уносимое цинковымикеками при 600С
Состав кека,% Теплоемкость,кДж/кгК
ZnS6,140,488
PbSO417,690,346
CuO4,50,572
Fe3O43,280,672
Fe2O335,220,690
SiО224,160,803
Прочие 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, уносимое медно –кадмиевыми кеками при 600С
Состав кека,% Теплоемкость,кДж/кгК
Zn30,630,405
Cd8,360,234
Cu21,010,378
Прочие 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, уносимое водоймедно-кадмиевых и цинковых кеков:
Q4 =(52,6 + 7,18) * 103 * 4,187 * 60 = 15017932 кДж
5) Тепло на испарение воды
Q5 =2260 * 62,82 * 103 = 141973200 кДж
6) Теплопотери через стенкуреактора
Рассчитаем общую поверхностьреактора
F =πDh + πRl = 3,14 *6,25 * 3 + 3,14 * 3,51 * 3,125 = 94 м2
Где D –диаметр реактора, м
h –высота цилиндра реактора, м
R –радиус реактора, м
l –образующая конуса, м
кожух реактора выполнен излистовой стали толщиной S2 = 12 мм. Футеровка реакторавыполнена из кислотоупорного кирпича толщиной S1 = 115мм. Коэффициент теплопроводности стали составляет λ2= 268 кДж/м2чК, кислотоупорного кирпича λ1 = 4,187кДж/м2чК
Средняя температура содержимогореактора tСР = 60 0С. Средняя температура воздуха вотделении tВОЗД = 20 0С.
Коэффициент теплоотдачи отсодержимого реактора к кирпичной стенке принимаем по данным практики α1 =2094 кДж/м2чК
Коэффициент теплоотдачи откожуха реактора в окружающий воздух принимаем α2 = 63 кДж/м2чК
На основании вышеприведенныхданных определим коэффициент теплопередачи через стенку реактора:
/> кДж/м2чК
Q6 = k * F * Δt* τ = 22,8 * 94 * 40 * 24 = 2057472 кДж
Итого расход тепла составит
QРАСХ = Q1 + Q2 + Q3+ Q4 + Q5 + Q6= 767378131 кДж
Небаланс составляет:
777609196 – 767378131 = 10231065кДж
или 1,32%
По результатам расчетасоставляем таблицу 3.
Таблица 3 – Суточный тепловойбаланс выщелачиванияСтатьи прихода кДж % Статьи расхода кДж %
Тепло огарка
Тепло цинковой пыли
Тепло воды для промывки кеков
Тепло отработанного электролита
13872000
92971
12833155
401182142
1,78
0,01
1,65
51,59
Тепло нейтрального раствора
Тепло цинковых кеков
Тепло Cu-Cd кеков
Тепло на испарение воды
Тепло воды Cu-Cd
604229690
3674722
425115
141973200
77,7
0,47
0,05
18,26 Тепло экзотермических реакций 349628928 44,97
и Zn кеков
Теплопотери
Небаланс
15017932
2057472
10231065
1,93
0,27
1,32 Итого 777609196 100 Итого 777609196 100 /> /> /> /> /> /> /> /> /> /> /> 3. Расчет необходимого оборудования
Рассчитаем суточное количествопульпы.
Объем обожженного цинковогоконцентрата:
400/5 = 80 м3/сут,
Где 5 т/м3 – плотность огарка
Объем отработанного электролита:
2843,65 / 1,269 = 2241 м3/сут
Где 1,269 т/м3 – плотностьотработанного электролита
Итого суточное количество пульпыравно:
80 + 2241 = 2321 м3/сут
Принимаем к установке чаны смеханическим перемешиванием:
Объем чана 100 м3
Коэффициент заполнения 0,85
Коэффициент использования вовремени 0,90
Продолжительность цикла однойполной операции, мин:
Заливка отработанногоэлектролита 35
Загрузка огарка 10
Выщелачивание 60
Выпуск пульпы на отстаивание 45
Всего 150 мин (2,5 ч)
Число операций нейтральноговыщелачивания:
2321 / (100 * 0,85 * 0,90) = 31
Количество чанов:
31 * 2,5 / 24 = 4
С учетом резерва на ремонтыпринимаем 5 реакторов.
Список литературы
1. Барок Н.М. и др. Краткий справочник физико-химических величин. – Л.:Химия, 1974
2. Лоскутов Ф.М., Цейдлер Л.А. Расчеты по металлургии тяжелых цветныхметаллов. — М.: Металлургиздат, 1963
3. Технологические расчеты в металлургии тяжелых цветных металлв / Под руд.Н.В. Гудимы. – М.: Металлургия, 1977