Обжиг цинковых концентратов

Министерство Образования РФ
КРАСНОЯРСКАЯ ГОСУДАРСТВЕННАЯ АКАДЕМИЯ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ иЗОЛОТА

Кафедра:Металлургии ТяжелыхЦветных Металлов
Группа:МЦ-01-1
Дисциплина:Металлургия свинца ицинка.
КУРСОВАЯ РАБОТА
на тему:
« Обжиг цинковых концентратов ».

Руководительпроекта: КолмаковА.А.
Разработал студент: Путинцева М.Ю.
КРАСНОЯРСК 2004 г.

1.Введение
2.Технологическая схема получения цинка
2.1 Обжиг цинковыхконцентратов в печах КС
2.1.1Влияние условий обжига на технологические показатели процесса
2.1.2Факторы, влияющие на качество Zn-огарка
2.2Оборудование для обжига Zn-ых  концентратов
3. Пути совершенствованияпроцесса обжига в КС
3.1Обжиг на дутье, обогащенном кислородом.
3.2 Обжиг срассредоточенной подачей кислорода
3.3 Системы загрузкишихты, пылеулавливания, газоочистки и отвода тепла.
4. Теоретические основыпроцесса обжига
4.1 Химизм процессаобжига цинковых концентратов
4.2 Термодинамикапроцессов
4.3 Кинетика процессовобжига
5. Выбор и обоснованиетехнологии
6. Расчет процесса обжигацинкового концентрата в печи кипящего слоя.
7. Выбор и расчетколичества оборудования
8. Список литературы.

Введение:
Источникомполучения цинка является рудное сырье, которое обычно находится в сульфидномсостоянии, а цинк представлен преимущественно сфалеритом (ZnS). Руды всегда комплексные, содержаткроме цинка свинец, медь, железо, серебро и др. В последнее время используетсявторичное сырье в странах с высоким потреблением.
Примерно 50% мирового производства цинка расходуется на покрытиежелезных изделий с целью защиты их от ржавления.
Более 30% всего производства в мире цинкаупотребляется на производство сплавов. Сплав цинка с медью и оловом называется бронзой. Различныесорта бронз широко применяют в машиностроении. Сплавы цинка с медью и никелемназывают мельхиором и нейзильбером. Благодаряспособности давать сплавы с серебром и золотом, цинк используется вметаллургии для извлечения благородных металлов.[6, c.187]
Цинковая пыль применяется для осаждения золота и серебра израстворов при их получении гидрометаллургическим путем, для очистки растворовот меди и кадмия перед электролизом растворов цинка.
Оксид цинка широко используют при производстве резины и ееобработке. Он улучшает качество резиновых шин и ряда других резиновых изделий.Широко используют чистый цинковый купорос при производстве корда-осных шин.
Соединения цинка, в частности его антимонид, используют в качествеинтерметаллических полупроводников в приборах для превращения электрическойэнергии в тепловую. Антимонид цинка применяют также для точечного охлаждениядетекторных приборов при изучении космоса.
В промышленности окисленный ZnS перерабатывают, получая ZnO гидрометаллургическим способом, состоящим в том, чтоводный раствор ZnSO4* aq, полученный кислотным растворением ZnO, подвергают электролизу при температуре электролитане более 40C. [1, c.128, 216]
Пригидрометаллургическом способе получения цинка обжиг ведут с получением огаркапорошка при температуре 800-1000С. Высокая дисперсность огаркаспособствует быстрому и полному выщелачиванию его в растворе серной кислоты.
Обжиг- гетерогенный процесс термической обработки цинкового сырья. Этот процесс были остается основным способом окисления сульфидного сырья. Однако обширныеисследования показали возможность окисления концентратов раствореннымкислородом в подкисленных водных пульпах при T>100C и Робщ>105 Па (автоклавные условия).Применительно к гидрометаллургической технологии это имеет свои достоинства:совмещение окисления и выщелачивания сырья, получение серы в элементарном видеи др. Но у этого способа есть существенные недостатки, сдерживающие его распространение. Таким образом,обжиг наиболее распространенный и используемый процесс. 1
Взадачи данного курсового проекта входит рассмотрение процесса обжига цинковыхконцентратов, обеспечивающего высокие технико-экономические показатели, расчетнеобходимых показателей, выбор схемы обжига и выбор основного оборудования длявыполнения производственной программы, а также расчет материального и тепловогобалансов.
Главнаязадача обжига — быстрей, полней и с наименьшими затратами превратить сульфидныйцинк в оксидный, из которого цинк рациональней восстанавливать. При этом огарокнадо получить в таком состоянии, чтобы он был наиболее благоприятен дляосуществления последующих стадий технологий и в конечном счете обеспечилвысокие технико-экономические показатели производства в целом.[1, c.134]

2.Технологическая схема получения цинка
Гидрометаллургический способ переработкиобожженных цинковых концентратов заключается в растворении окиси цинка воднымраствором серной кислоты и в последующем осаждении цинка электролизом. Поэтомугидрометаллургический способ называют иногда электролитическим. Припроизводстве цинка электролизом цинковый концентрат предварительно подвергаютокислительному обжигу. Полученный огарок выщелачивают отработаннымэлектролитом, содержащим серную кислоту. Получаемый раствор сернокислого цинкаочищают от вредных примесей и направляют на электролиз. При этом цинкосаждается на катоде, а в растворе регенерируется серная кислота, возвращаемаявновь на выщелачивание.[6, c.190]
Если обжиг цинкового концентрата предшествуетвыщелачиванию, то целью его является возможно более полный перевод сернистогоцинка в оксид цинка, растворимую в разбавленных растворах серной кислоты.
Выщелачивание огарка осуществляется отработаннымэлектролитом, содержащим серную кислоту и получаемым при электролизе растворацинка. В процессе передела неизбежны потери серной кислоты (как механические,происходящие вследствие потери раствора, так и химические, вызванные тем, чтосерная кислота непроизводительно затрачивается на растворение примесей). Этипотери пополняют тем, что получают в огарке некоторое количество сульфатацинка, легко растворяющегося в воде. Для этой цели достаточно бывает иметь вобожженном концентрате около 2-4% сульфатной серы. [6, c.241]
Этим способом получают около 70% всего мировогопроизводства цинка. Объясняется это тем, что электролитическим способом прихорошей механизации трудоемких процессов и высоком проценте извлечения получаютцинк более чистый, чем дистилляционным. Кроме того, облегчается возможностькомплексного использования ценных составляющих концентрата.
Сырьемявляется цинковый концентрат. В качестве исходного материала используют нетолько минеральное и вторичное, но также и цинкосодержащие продукты другихпроизводств: шлаки и пыли металлургических производств свинца, меди, олова,чугуна. Эти продукты гораздо бедней по цинку, чем цинковые концентраты и все жеих включают в цинковое сырье. Цинковистые шлаки до недавнего времени считалисьотвальными продуктами, хотя в них содержится значительное количество цинка,особенно в свинцовых шлаках (10-17% цинка).
Технологическаясхема получения цинка включает в себя следующие стадии:
Обжиг,который проводят для получения огарка для последующего выщелачивания. Кромеогарка получают также и газ, который отправляют на переработку для получениясерной кислоты, которая в свою очередь участвует в процессе выщелачивания.Полученный огарок-порошок отправляют на выщелачивание. Он должен удовлетворятьследующим требованиям:
1. Иметь достаточнонизкое содержание сульфидной серы (
2. умеренноесодержание растворимых сульфатов (
3. высокоесодержание мелкой фракции (-0,15мм).
4. умеренноесодержание ферритного и силикатного цинка.
Этитребования вытекают из технологических задач гидрометаллургической переработкиогарка. Чтобы достичь указанных целей, необходимо подобрать подходящий состависходной шихты, температуру и состав газовой фазы для обжига Большое значениеимеет аппаратурное оформление.
Высокаядисперсность огарка способствует быстрому и полному выщелачивании его врастворе серной кислоты. Целью процесса является- максимально возможноерастворение цинка из исходного материала и отделение его от сопутствующихкомпонентов. Это избирательное растворенное и всегда дает нерастворимый осадок(кек). Применяют различные по температурным и концентрационным условиям типывыщелачивания: нейтральное, кислое, горячее кислое, горячее высококислое,автоклавное.1 Продуктами являются цинковыйраствор и цинковый кек, содержащий трудно растворимые формы цинка, свинца,железа кремнезема, и породообразующих компонентов. [1, c.157]
Из очищенного раствора ZnSO4 металлический цинк получают путем электролиза.Этот передел- по существу является завершающий технологию, так как послепереплавки электролитически восстановленного цинка получают товарный металл.Электролиз наиболее дорогой передел в производстве цинка (51-56% общих затратна технологические процессы). Поэтому восстановление окисленного цинка израствора ZnSO4 cполучением качественного металла при возможно низких затратах — основная цельэлектролиза.
Основными показателями процесса являются удельный расходэлектроэнергии, кВт/ч катодного цинка; выход цинка по току, т.е. к.п.д.использования тока, %; качество катодного цинка.2[1, c.250]
Полученныйметалл проверяют на качество, маркируют и отправляют на реализацию или надругие цели.
2.1 Обжиг цинковыхконцентратов в печах КС
Первой стадией технологической схемы получения Zn является обжигZn концентратов в печах КС, основной целью которого является переводнерастворимого ZnS в воднорастворимый ZnO. Обжиг позволяет применить кпереработке цинковых концентратов гидрометаллургическую технологию. При обжигестремятся получить огарок, соответствующий требованиям последующихгидрометаллургических процессов. Очень важно, чтобы продукт обжига былпорошкообразным.
Многие отечественные заводы перерабатывают концентраты не одной, анескольких обогатительных фабрик. Такие концентраты часто отличаются как похимическому, так и по гранулометрическому составу. Поэтому концентраты разныхместорождений перед обжигом усредняют. Иногда концентраты обезвоживают досостояния пульпы (>30% влаги). Шихта в виде пульпы предпочтительна, когдацинковый завод находится рядом с обогатительной фабрикой, или когда в шихтуидут сильно различающиеся по составу концентраты, Однако загрузка пульпыувлажняет отходящие газы, и это усложняет их переработку, усиливает коррозиюоборудования и газоотводящих систем. Пульпу сложнее, чем сухую шихту равномернораспределить по кипящему слою.
Внастоящее время в промышленности проводят обжиг в весьма производительных,экономичных и автоматизируемых печах кипящего слоя. При ней, как правило,находится аппарат для пылеулавливания, называемый циклоном. Они предназначениядля грубой очистки газов от пыли, способны за одну стадию снизить запыленностьотходящих газов с 140-160 до 3-6 г/м2. После циклонов дымососамиразных типов отходящие газы отправляют через коллектор грязного газа на тонкуюотчистку от пыли, позволяющих уменьшить запыленность до 0,1-0,2 г/ м2.Применяют электрофильтры. Очищенный газ идет на производство серной кислоты.1[2,c.91]
Достоинствомокислительного обжига является следствием сжигания концентрата, приведенного вособое состояние псевдоожижения. Концентрат непрерывно загружают в рабочую зонупечи, а продукт обжига самотеком удаляется из печи. Кипящий слойхарактеризуется постоянством температуры во всех его точках и интенсивнымтеплообменом (t=940-980С). Необходимо также отметить, чтокипящий слой характеризуется высокими значениями теплопроводности самого слоя,которая достигает 2500 Вт/м2 0С и более. Следовательно, выравниваниетемпературы по слою происходит с высокими скоростями.2 Припродувании снизу через слой сыпучего материала газа этот слой при определенныхпараметрах дутья (поток воздуха перед печью разделяется на два, один поступаетв форкамеру, другой в основную часть печи) будет разрыхляться до такогосостояния, что приобретет свойства жидкости. Псевдоожиженное состояниенаступает при скорости газового потока, когда его подъемная сила будетуравновешиваться массой сыпучего материала. При минимальной
критическойскорости слой сыпучего материала переходит в псевдожидкое состояние, а примаксимальной во взвешенное состояние со свободным витанием частиц. В рабочемпространстве печи выше уровня кипящего слоя происходит обжиг части более мелкихзерен во взвешенном состоянии. Для активации обжига этой составляющей шихты взону взвешенного состояния подают вторичное дутье.
Рассмотримпроцесс обжига в печи кипящего слоя более подробно с помощью химизма,термодинамики и кинетики.1[2, c.83]
2.1.1 Влияние условий обжига натехнологические показатели процесса
Впроцессе обжига температура играет существенную роль. Температура можетизменяться от 850 до 980 0C. При малой температуре процесс обжига проходит медленно и не полно, привысокой температуре материал оплавляется и обжиг проходит не качественно. Длярегулирования температуры используют (охлаждая) водяные холодильники, получаяпар, а также определенную температуру поддерживают скоростью загрузки. Чтобыконцентрат при обжиге не укрупнялся, необходимо поддерживать температуру неболее 970 0C.Умеренное содержание растворимой сульфатной серы достигается при температуре950-970 0C. При повышениитемпературы одновременно возникает необходимость решения вопроса по отводу иутилизации избыточного тепла из зоны КС. При низких температурах обжигсульфидных материалов способствует образованию сульфатов и вследствие того, чтодавление диссоциации при этих температурах ниже, и вследствие того, чтодавление Рso3  в печных газах выше.
Наобжиг поступает сульфидный цинковый концентрат, часто после обогащениякрупностью
Концентратв печь подают в виде пульп или в сухом виде. В виде пульпы шихту подают в томслучае, когда завод находится рядом с обогатительной фабрикой, когда в шихтуидут сильно различающиеся по составу концентраты, т. к. такую шихту легчеперемешивать. Однако такую шихту труднее распределить по кипящему слою печи.Шихта увлажняет отходящие газы из-за чего их труднее перерабатывать,усиливается износ оборудования и газоотводящих систем.21 При большойвлажности концентратов их подсушивают во вращающихся барабанных печах сфорсуночным или топочным отоплением до остаточной влажности 6-8%. Дляразрушения комков используют дисковые дробилки. [1, c.146]
Содержаниекислорода в дутье не должно превышать 29-30%, так как растворимость цинка иудельная производительность при дальнейшем увеличении его концентрации растетне значительно. Кроме того, при содержании в дутье свыше 30% О2трудно устранить возрастающий избыток тепла в слое, например при помощитрубчатых кессонов, применяемых на печах.2[2, c.93] Обогащение дутья кислородом до30% позволяет повысить производительность обжига до 9т/м3, асодержание SO2 в газах достигает 14-16%; однако быстрее изнашиваетсяфутеровка печи и требуется интенсивный отвод тепла из-за возможности оплавленияогарка, все это ограничивает добавление кислорода.[3, c.204]
Пылевыноспри обжиге составляет 30-50% и зависит от дисперсности шихты игидродинамического режима обжига. До 90-95% выносимой газовым потоком пылиулавливается в циклонах и 3-6%- в системе тонкого пылеулавливания. Припереработке в кипящем слое гранулированного материала вынос пыли снижается до5-25%. В большинстве случаев состав пылей и огарков одинаков.[4, c.123]
Взарубежной практике при высокой скорости дутья воздуха выпуск огарка черезсливной порог невысок (18-40%), большая часть материала уносится в пыль.
Уменьшениюпылевыноса способствует увеличение надслоевого объема, а также возвратциклонной пыли в КС (циклон возврата), что ведет к укрупнению пыли и повышаетдолю материала, выгружаемого из печи через сливной порог.
Скоростьдутья также влияет на процесс. При повышении скорости дутья (до 600-675м3/м2ч)усиливается пылевынос из печи КС. В зарубежной практике при форсированном дутьевоздуха выпуск огарка через порог невысок. Это увеличивает долю обжига шихты вовзвешенном состоянии и снижает производительность по обожженному материалу,пригодному для выщелачивания, а также несет другие нежелательные последствия. Впроизводстве нормальное состояние кипящего слоя создается при давлении 15-16кПа, из них 4-6 кПа приходится на преодоление гидравлического сопротивленияподины печи.
Конструкцияпечи влияет на показатели процесса. Чтобы избежать значительного пылеуноса иповысить степень десульфуризации, печи КС делают с большим объемом надслоевогопространства: высокие (12-17м) и расширяющиеся в верхней части (в 1,3-1,5раза). Из-за этого скорость газа при выходе из КС значительно уменьшается ипыль оседает обратно или дольше витает в надслоевом пространстве и полнейокисляется. Такая конструкция позволяет повысить концентрацию SO2 в отходящих газах (до 10%) иинтенсифицирует обжиг. Обычно печи состоят из одной или нескольких рабочихкамер. Последние получили наибольшее распространение в промышленности.3
Вусловиях псевдоожижения необходимо учитывать явление сегрегации, котороезаключается в преимущественном накапливании частиц определенного размера(плотности) в различных по высоте зонах слоя. Сегрегация оказывает влияние напылевынос из КС. Сепарация, основанная на сегрегации, требует более низкихрасходов ожижающего реагента, дает более четкое разделение на фракции ипозволяет разделять смеси разнородных частиц одинакового размера не подающихсятрадиционному рассеву. Тем не менее использование сегрегации сдерживаетсянеобходимостью поддержания параметров в узких пределах и несовершенствомаппаратурного оформления.
Качествоогарка определяется соответствием его указанным выше требованиям. Чтобы вогарке содержалось не более 0,1-0,3% сульфидной серы, необходимо достичьстепени десульфуризации концентрата при обжиге 90-99,7%. Столь высокая степеньдесульфуризации сопряжена на завершающей стадии окисления зерен концентрата смалыми скоростями процесса: ничтожна и сильно экранирована окалиной поверхностьсульфидного ядра в окисленных зернах. Поэтому быстротечное горение зерна необеспечит столь низких остаточных содержаний сульфидной серы в огарке. Этодостигается благодаря длительному пребыванию в КС основной части материала.Например, для печи с подом 72м2, производительностью 575т/сут. ипылеуносом 60% (зарубежная практика) время пребывания 8,6 часов, найдено по формулеф1/2=M/kвm:
гдеМ- количество огарка в КС;
m — производительность печи по концентрату;
k — коэффициентсокращения массы огарка по сравнению с массой исходного концентрата(0,85-0,90);
в — доля концентрата, которая не уносится из печи КС в пыль.
Для зарубежнойпрактики время пребывания 8,5-10ч, а для отечественной характерно времяпребывания 12-14ч. Длительное пребывание материала в печи позволяет достичьнеобходимую степень десульфуризации.
Умеренноесодержание растворимой сульфатной серы (
Длянормальной работы системы теплоотъема и пылеулавливания серьезные помехисоздают пылевые отложения в пылегазовом тракте. Повышение Сso2  в отходящих газах вызываетсульфатизацию и упрочнение этих пылевых отложений, что затрудняет их удаление.Сульфатизация отложений становится возможной по мере охлаждения пыли.[2, c.92]
2.1.2 Факторы, влияющие на качество Zn-огарка
Огарок не должен содержать труднорастворимых вслабокислых растворах ферритов цинка, силикатов цинка, способствующихзагрязнению раствора кремнекислотой.
Ферритообразование непосредственно влияет настепень прямого извлечения цинка из обожженного концентрата в раствор. Еслисульфиды цинка и железа присутствуют в концентрате в виде марматита (mZnS*nFeS), т.е. в изоморфнойкристаллической форме, то каждая массовая часть железа нацело связывает вферрит при окислительном обжиге 0,58 массовой части цинка. В случае еслисульфид железа находится в структурно-свободном состоянии (пирит) или связан сдругим сульфидом (халькопирит), степень ферритообразования будет определятьсятемпературой процесса и полнотой контакта соединений железа и цинка.
Предупредить образование феррита цинка при температуре выше 650°Спрактически невозможно, однако он может частично разрушаться сернистым и сернымангидридами. Поэтому для снижения ферритообразования необходимо при обжигесоздавать условия, способствующие повышению концентрации в газовой фазесернистого и серного ангидридов и разъединению соединении цинка и железа. Впечах для обжига в кипящем слое создаются эти условия, однако снизить заметностепень ферритообразования при этом практически не удается.
Кремнезем является вредной примесью в цинковых концентратах исодержания его в них стремятся снизить до минимума. В процессе обжига кремнеземобразует с окислами тяжелых цветных металлов (цинка, свинца) легкоплавкиесоединения-силикаты, вызывающие оплавление материала в печи. [5, c.31,32]
При значительном содержании в огарке растворимыхсиликатов приходиться иногда прибегать к методу «обратного» выщелачиванияобожженного продукта при очень низкой кислотности, чтобы предотвратитьотрицательное действие кремнезема на гидрометаллургические операции.
Наибольшее количество растворимого кремнезема образуется за счетортосиликата цинка. Снижение температуры обжига до некоторого переделапозволяет уменьшить образование ортосиликата цинка и улучшить физическиесвойства пульпы при последующем выщелачивании огарка.[5, c.34]
2.2 Оборудование для обжига Zn-ых  концентратов
Печь для обжига цинковых концентратов в кипящемслое (рис. 1) представляет собой цилиндрическую вертикальную шахту иногдапеременного сечения, диаметром 6-8 м и высотой 9-11 м, поставленную на бетонныйфундамент. Шахта, сваренная из стальных листов толщиной 10-12мм, футерованавнутри шамотным кирпичом. Толщина футеровки равна 500 мм. Наиболееответственной частью печи является воздухораспределительная подина с воздушнойкоробкой. Подина должна быть беспровальной, жаростойкой, простой в изготовлениии обеспечивать равномерное распределение поступающего воздуха по всему сечениюпечи.
В отечественной практике принята конструкцияподины, представляющая собой стальной лист, в который на расстоянии 250-300мммежду центрами вставлены чугунные сопла; пространство между соплами залитожаропрочным бетоном слоем 200 мм. Сопла имеют различную конфигурацию. Наиболеечасто используют сопла грибкового типа, имеющие от 4 до 8 отверстий диаметром4-5 мм. На каждой печи устанавливают 1500-2000 таких сопел. Находят такжеприменение сопла щелевой конструкции.
Равномерность подачи воздуха, обеспечивающей стабильностькипящего слоя, эффективность использования сжатого воздуха и степень выносапыли с обжиговыми газами обусловливает конструкция воздухораспределительныхсопел. Каждое сопло имеет от 4 до 28 отверстий диаметром от 3 до 10 мм, черезкоторые сжатый воздух выходит либо вертикально, либо горизонтально, либонаклонно. Применяют и комбинированные сопла.
Число сопел в печи устанавливают с такимрасчетом, чтобы общая площадь живого сечения отверстий всех сопел составляла0,7-1,0% от площади подины. Обычно устанавливают 50 сопел на 1м2подины.
Форкамеры, подина печи и сливной порог образуютзону кипящего слоя, в которой начинается и протекает большинство реакций обжигасульфидных компонентов концентрата, находящегося в псевдоожиженном состоянии.Форкамеры и сливной порог для увеличения продолжительности пребывания материалав этой зоне расположены на противоположных сторонах печи. Площадь форкамерысоставляет обычно 1,5-2м2.
Сливной порог служит для выгрузки огарка из печии ограничения высоты кипящего слоя. Высота кипящего слоя оказывает существенноевлияние на происходящие в нем процессы. При недостаточной высоте слояувеличивается пылевынос из печи, возможны продувы воздуха в отдельных местах собразованием воронок, что приводит к уменьшению вертикальной скорости воздуха вдругой части слоя и может вызвать залегание материала на подине печи.
Вместе с тем работа печи К.С. на высоком слоеувеличивает продолжительность пребывания материала в зоне кипящего слоя,уменьшает вынос тонких частиц из печи, создает более благоприятные условия длясульфатообразования. Поэтому за рубежомпри строительстве мощныхобжиговых печей современной конструкции проявляется тенденция к увеличениювысоты слоя до 1,8-2 м вместо обычно принятой в практике высоты 1,0-1,2 м.Однако чрезмерно в этом случае для «кипения» слоя под подину приходитсяподавать воздух под большим давлением, а, следовательно, расходовать большееколичество электроэнергии.
На отечественных предприятиях многолетнейпрактикой установлена оптимальная высота кипящего слоя 1,2-1,5 м. Такая высотаобеспечивает достаточную продолжительность контакта сульфидных зерен скислородом воздуха и необходимый массообмен для получения заданной степенидесульфуризации.1[5, c.46-49]

3.Пути совершенствования процесса обжига в КС
Наиболееперспективными направлениями совершенствования процесса обжига в КС можносчитать:
1. Оптимизацияаэродинамики псевдоожижения за счет увеличения высоты кипящего слоя. Повышениеуровня кипящего слоя (принятый в цинковой промышленности уровень равен 1-2м) до1,5-2 м способствует улучшению качества огарка вследствие лучшего массообмена вплотном, равномерно псевдоожиженном слое и увеличению времени контакта твердыхчастиц со свежими порциями кислорода, подаваемого через распределительнуюрешетку. Как показывают эксперименты, в печах КС  с невысоким слоем времятакого контакта твердых частиц не превышало 1,5-2 ч. При увеличении толщиныслоя и размеров печи время пребывания материала в слое достигает 5ч. Поэтому несмотря на сравнительно низкую скорость диффузионных процессов подачи кислородавнутрь частицы концентрата и обратного движения газообразных продуктовокисления, огарки в таких печах редко содержат более 0,2-0,3% сульфидной серы.Следует также отметить возможность создания устройств по изменению высотыкипящего слоя. Регулируя высоту в зависимости от физико-химических  свойствперерабатываемого сырья, можно подобрать такие условия, при которых огарокбудет иметь заданное качество. Также изменяя высоту кипящего слоя и,следовательно, его объем можно нивелировать изменяющуюся порозность слоя, т.е.предотвращать  перераспределение воздуха по площади пода, образование поршневыхпроскоков и связанных с этим явлениями повышенного пылевыноса и залеганияматериала на подине печи;
2. Снижениепылевыноса созданием наиболее рациональной формы аппарата При анализеконструктивных особенностей печей КС рост отношения надслоевого объема (V) к площади пода (S) значительно влияет на пылевынос икачество огарка. Так увеличение этого отношения  на печах одного из отечественныхцинковых заводах с 2,57 до 8,6 позволило снизить содержание сульфидной серы впыли и повысить растворимость цинка в них с 76 до 89,4%. При реконструкциипечей цинко-электролитного завода в г. Кырджали увеличение высоты печей с 7,74до 11,8м позволило увеличить отношение V/S с 7,8 до 13,54м,вследствие чего пылевынос снизился с 50,1 до 31,6 %. В последнее время пристроительстве новых печей наблюдается тенденция к увеличению отношения до 22-25за счет как высоты печи, так и строительства печей с расширяющейся кверхуреакционной камерой;
3. Интенсификацияпроцессов применением кислородно-воздушного дутья и повышенных температур.Большой интерес представляет увеличение температуры в кипящем слое.  Такисследования по обжигу цинковых концентратов (49-50%Zn; 30-32%S2; 4-6 %Fe; 3-4%SiO2) при1090-1120 0C иудельной производительности 9,5-12т/м2сут показали, что пылевыносуменьшается до 25%, содержание кислорастворимого цинка в огарке повышается до95-96%. Сравнительные опыты, проведенные при тех же режимах, но при температуреобжига 950 0C,дали следующие результаты: удельная производительность 5,37 т/м2сут;пылеунос 42,4%; содержание в огарке цинка в кислорастворимой форме 91,7%.
Такжеизменения конструкции печей направлены на увеличение единичной мощности печей(до 500-800 т/сут) за счет увеличения площади пода (до 72-123 кв. м). Повышениеединичной мощности оборудования снижает эксплуатационные расходы, повышаетпроизводительность труда. В ряде случаев предприятия не имеют запасных печей КСили даже работают на единственной крупнотоннажной печи. Поэтому на периодремонта печи или сернокислотной установки, потребляющей обжиговый газ,предусмотрено хранение запаса огарка в специальных хранилищах, из которых онпоставляется на выщелачивание.
Интенсификацияобжига за рубежом достигается увеличением высоты печных камер (до 12-17 м) ирасширением верхней части печи (в 1,3-1,5 раза), т.е. за счет увеличенияотношения надслоевого объема печи к площади пода, которое достигает 20-25. Этопозволяет повысить скорость дутья в КС при малой скорости газа в надслоевомпространстве и умеренных избытков воздуха.3[1, c.149]
3.1 Обжиг на дутье, обогащенном кислородом.
Внедрение обжига на дутье, обогащенномкислородом, заводах подняло технический уровень гидрометаллургии цинка нановую, более высокую ступень. Это мероприятие позволило значительно повыситьпроизводительность печей КС, улучшить качество продуктов обжига, увеличитьсодержание сернистого ангидрида в отходящих газах, полнее использовать мощностисернокислотного производства.
На первый взгляд представляется, что применениекислорода, на производство которого затрачивается значительное количествоэлектроэнергии, должно неизбежно привести к удорожанию себестоимости продукцииза счет разницы в цене сжатого воздуха и кислорода. Это может иметь местотолько в том случае, если сопоставлять обжиг на воздушном дутье и дутье,обогащенном кислородом, в отрыве от затрат на сооружение пылеулавливающих,газоочистных сооружений и сернокислотных цехов, в отрыве от конкретных условийсвинцово-цинковых предприятий, а также без учета возможности использованияпопутных компонентов воздуха (аргона и других газов).
Главное экономическое преимущество использованиякислорода заключается в его интенсифицирующем воздействии на работу существующихустановок, в возможности значительно повысить мощность при небольших затратахна их реконструкцию. Поэтому те цинковые заводы, которые перевели обжигконцентратов на дутье, обогащенное кислородом, получили значительныйтехнико-экономический эффект с относительно небольшими капитальными вложениями.Применение кислорода внесло также качественно новые моменты в технику итехнологию обжига сульфидных материалов в кипящем слое.
На скорость основной реакции обжига сульфидовоказывают влияние концентрация кислорода в газовой фазе и температура.
При температуре 900°С и различном содержаниикислорода в дутье время для достижения одной и той же степени десульфуризациизначительно сокращается по мере обогащения дутья кислородом. Так,десульфуризация на 90% достигается на воздушном дутье за 10мин, при содержаниикислорода в дутье 28,7%-за 6,5 мин, 33% — за 5,5 мин, 40%- за 4 мин. и 58% — за3 мин., т. о. скорость реакций окисления сульфидов возрастает в 2-3 раза.
При промышленных испытаниях обжига на дутье,обогащенном кислородом, было установлено, что удельная производительность печиКС при содержании кислорода в дутье 27% возрастает при общем количестве дутьяна печь 16 тыс. м3/ч с 5,92 до 8,45т/(м2*сут),или на -12%. Выявлена также закономерность роста производительности печи КС на23% при обогащении дутья кислородом до 24% и на 37%- при обогащении до 26%.
Высокая скорость окисления сульфида цинкавоздухом, обогащенным кислородом, объясняется тем, что при одной и той жескорости диффузии воздуха к ядру сульфида (имеется в виду, что плотность зернасульфида одна и та же) количество вступающего в контакт с сульфидом кислородазначительно больше, что ускоряет процесс десульфуризации. Поскольку реакцияокисления сульфида является экзотермической, увеличение скорости ее протеканиявызывает повышенное выделение тепла в единицу времени, что при постояннойвеличине теплопотерь приводит к резкому возрастанию температуры в зоне кипящегослоя. Более высокая температура слоя в свою очередь способствует ускорениюобжига цинкового концентрата.[5, c.46,49]
3.2Обжиг с рассредоточенной подачей кислорода
Дляувеличения производительности печей до 320-420 т/сут концентрата на ЧЦЭЗ вовремя реконструкции печей были установлены элементы испарительного охлаждениягазов на вертикальном стояке, циклонах и своде с подачей шихты на обжиговыепечи с помощью ленточных транспортеров.
Основные параметры процесса обжига.Производительность обжиговых печей по сухому концентрату, т/сут  240-420
Температура обжига, oC 920-980
Расход воздуха, м3/ч 10000-22000 Давление под подиной, Па
(1,3-3,5).104 Давление под сводом, Па -30 +30
Температура под сводом, oC 850-1050
Температура перед циклонами, oC: без испарительного охлаждения с испарительным охлаждением   
Повышениестепени использования технического кислорода на ЧЦЭЗ на 1т Zn в очищенномрастворе с 371 до 324,7 нм3 O2 (удельный расходтехнического кислорода на 1т переработанной шихты снизился с 195,3 до 170,8 нм3/т)было достигнуто за счет следующего технического решения:
Воздушная коробка под подиной печи разделяетсяпосредством стальной перегородки на 2 сектора площадью 14 и 18 м2.подвод воздушного дутья по секторам становится отдельным, при этом появляетсявозможность раздельной регулировки как расход воздуха, так и степени обогащенияего техническим кислородом. На форкамеру и сектор подины, прилегающий к ней,подается дутье, обогащенное кислородом, а на другой сектор подины — обычноевоздушное дутье. Такое техническое решение позволило повысить концентрациюкислорода в дутье на форкамере и на подине (18 м2), где проходитосновной поток шихтовых материалов. [8,c.20,21]

3.3 Системы загрузки шихты, пылеулавливания, газоочистки иотвода тепла.
Шихтазагружается в печь скоростным ленточным забрасывателем, который представляетсобой передвижную машину, состоящего из забрасывающего устройства и кожуха.Забрасыватель распределяет выброшенную шихту по поверхности «кипящего слоя» надлину 2,2-2,5м и ширину 0,5-1м при скорости движения ленты 7м/с. С увеличениемскорости движения ленты  с 7 до 20 м/с длина забрасывания шихты увеличилась с2,5м до 6,5м.
Поотношению с выгрузкой огарка подаваемого шнеком, огарок при выходе из печиполучается более дисперсный. При остановке печи на подине не наблюдаетсянакопления крупных кусков огарка.
ПечиКС снабжены системой пылеулавливания состоящей из котла-утилизатора (если онвключен в систему пылегазового тракта), одной или двух ступеней циклонов длягрубого пылеулавливания и электрофильтров  для тонкого пылеулавливания. Длягрубой очистки отходящих газов от пыли почти на всех заводах применяют циклоны,которые в одну ступень позволяют снизить запыленность отходящих газов с 140-160до 3-8 г/м3. [1, c.149]
Пыльиз циклонов выгружают при помощи герметизирующих устройств. Примером такогоустройства может служить широко распространенный в промышленности короткий шнек(4-6 витков) с затвором из выгружаемой пыли. После циклонов дымососами разныхтипов отходящие газы через коллектор грязного газа отправляют на тонкую очисткуот пыли. Тонкую очистку газов от пыли осуществляют в сухих электрофильтрах.Запыленность газов после электрофильтров обычно не превышает 0,1-0,2г/м3.Очищенный газ используют для производства серной кислоты. [2, c.91] В современных условиях развитияпроизводства огромное внимание должно уделяться экологическим проблемам.
Санитарно- защитная зона вокруг заводов, расположенных в черте города не превышает 1 км,поэтому на ЧЦЭЗ, расположенном в центре многомиллионного города, постоянноведется работа по внедрению экологических технологий, изменению вопросов ватмосферу, сбросов в водоемы и утилизации в производственном цикле образующихсятвердых отводов.
Всеобжиговые газы печей КС на утилизацию в сернокислотный цех. При этом их очищаютот пыли, селена, ртути и других примесей. После извлечения из очищенных газов всернокислотном цехе сернистого ангидрида их выбрасывают в атмосферу.
Утилизациягазов цинкового производства обеспечивает экономический эффект и решает вопросыэкологии.
Внедрениекомплекса мероприятий, главное из которых система двойного контактирования,позволило обеспечить допустимые ПДВ, причем содержание сернистого ангидрида непревышает 0,05%.
Схема контактного узла постоянносовершенствовалась для обеспечения автотермичности его работы. С этой цельюбыли введены дополнительные теплообменные поверхности как на первой, так и навторой стадиях контактирования; для очистки газов, отходящих от первой стадииабсорбции был установлен патронный фильтр оригинальной конструкции, в которомгазы очищались от брызг и тумана серной кислоты, проходя через слой фториновогополотна; на двух системах были установлены контактные аппараты конструкцииСумского филиала института «Гипрохим», работающие по схеме 3+1 (3 слоякатализатора на первой стадии, 1 слой — на второй). Внедрение двойного контактированияпозволило снизить выбросы сернистого ангидрида до предельно допустимых норм.[9,c.52,54]
Вначале 90-х годов был реализован масштабный проект тотальной замены фильтрующихсооружений новыми, современными JET-фильтрами, разработанными исконструированными инженерами КЦМ.
JET-фильтрыобеспечивали низкое содержание пыли в технологических и вентиляционных газах(6-9 мг/нм3) с достижением европейских стандартов.
Длядостижения полной утилизации сернистых газов был ускоренно внедренразработанный КЦМ совместно с Болгарской АН метод нестационарного окисления SO2и производство Н2SO4 из бедных газов. Этот методпозволяет при производстве Н2SO4 использовать газы с содержанием от 0,8 до 1,8% (объемн.) SO2. Все объекты этого технологического и экологическогопроекта будут закончены к концу 2003г.[7, c.12]
НаУсть-Каменогорском свинцово-цинковом заводе внедрены в производствотермосифоны, работающие на принципе испарительного охлаждения. Их устанавливаютпод сводом печи. Это позволяет более полно утилизировать тепло отходящих газов,снижает капитальные затраты на футеровку верхней части печи. За счет установкитермосифонов снижает выход пыли до 25%, производительность печи увеличивается в1,5-2,0 раза, снижается температура и объем отходящих газов, увеличиваетсяконцентрация SO2 в технологических газах. На предприятиях в связи сэтим получают горячую воду и пар для технологических целей, что снижаетсебестоимость цинкового передела.
Приобжиге выделяется огромное количество тепла, которое необходимо отводить отпроцесса. При обжиге основное количество тепла выделяется от горения сульфидацинка, которого в концентрате более 70% (по массе), т.е. все реакции окислениясульфидов металлов экзотермичные и процесс обжига относят к автогенным режимам,т.е. без затрат топлива, то для соблюдения теплового баланса, а также дляпредотвращения разрушений в печи КС устанавливают водо-охлаждаемые кессоны. Присгорании 1 кг сульфида цинка выделяется 9055кДж, что эквивалентно 0,3 кгусловного топлива. Для отвода избыточного тепла существует традиционнаясистема, включающая в себя: котел-утилизатор, который устанавливают позадипечи, циклон и электрофильтр. Котлы-утилизаторы имеют ряд недостатков, такихкак сложность конструкции, ненадежность и др. [1, c.152]

4.Теоретические основы процесса обжига
Приобжиге, главным образом, происходит процесс окислениясульфидов.Механизм окисления включает следующие стадии:
1.адсорбциямолекулярного кислорода на поверхности сульфидов и диссоциации его на атомарныйкислород;
2.диффузия кислорода внутрь решетки сульфида и встречной диффузии серы наповерхность раздела фаз;
3.образование первичных соединений сульфида с атомарным кислородом;
4.химическое взаимодействие образовавшегося промежуточного продукта с оставшимсяв центре зерна сульфидом и сжигании сульфидов материала выделением оксида идиоксида серы;
5.химические взаимодействия оксидов поверхностей пленки с сернистыми газами иобразование вторичного сульфата.2
Обжигведется в одну стадию. Концентрат непрерывно загружают в рабочую зону печи КС,а продукт самотеком удаляется из печи. Кипящий слой характеризуетсяпостоянством температуры во всех его точках (940-980С) и интенсивнымтеплообменом.1 Основное тепло (около 70%) выделяется от сгораниясульфидных материалов. Это тепло отводят с помощью специальных аппаратов. [4, c.106,122]
Материалв КС текуч, интенсивно перемешивается, что обеспечивает однородность слоя посоставу и температуре.3 [1, c.145]
4.1Химизм процесса обжига цинковых концентратов
Подхимизмом процессов подразумевается совокупность химических превращенийпроисходящих в определенной последовательности взаимодействия исходных веществ.Химизм процесса характеризуется первичными, промежуточными и конечнымипродуктами превращений. Соответственно последовательные реакции делят напервичные, вторичные, а их продукты называют первичными, вторичными.Закономерность изменчивости химизма окисления при повышении температурывызывает смену первичного продукта окисления MeS, происходит в такой последовательности:при низких температурах MeSO4, при более высоких MeO, а далее -Meo.
Рассмотримхимизм процессов в более широком диапазоне условий, чтобы представитьпоследствия отклонения от принятых в практике режимов. Сульфид цинкавстречается в концентратах в двух модификациях: распространяется — сфалеритб-ZnS и более редка- вюрцит в-ZnS. При нагреве переход б↔в происходит при1020С, при более низких температурах в-ZnS существует какметастабильный. Химизм окисления этих модификаций одинаков.
Оттемпературы начала заметного окисления сфалерита и до 900С первичнымтвердым продуктом является ZnS.Следовательно, при температуре
ZnS+1.5O2=ZnO+SO2                (2.1)
Причем,чем интенсивней окисление ZnS засчет повышения t и Pо2,тем больше дебаланс между убылью количества ZnS и прибылью количества ZnO в обжигаемых образцах. Обусловлено протеканиемреакции:
ZnSтв+O2=Znпар+SO2                   (2.2)
Далеепары цинка окисляются.
Изоморфноежелезо при окислении сразу образует ZnFe2О4,полностью связывается с цинком в феррит. Феррит, полученный при t1000С становится ферромагнитным с той жерастворимостью Связывание Fe2+ в силикаты, уменьшает фирритизацию Zn в огарке.
В окалинахна зернах сфалерита сульфатная сера обнаруживается во внешней части, этосвидетельствует об образовании сульфата цинка. При этом образуются или ZnSO4 (на воздухе в изотермических условиях устойчив до 670C) или ZnO*2ZnSO4 (760С).При наличии в газовой фазе SO3 эти сульфаты не диссоциируют и приболее высоких температурах. Т.о., вторичные сульфаты в зависимости от t и Рso3 образуются по реакциям:
ZnO+SO3 = ZnSO4,ZnFe2O4+SO3 = ZnSO4+Fe2O3   (2.3)или 3ZnO+2SO3=ZnO*2ZnSO4                                             (2.4)
3ZnFe2O4+2SO3=ZnO*ZnSO4+Fe2O3                                     (2.5)
Приповышении температуры степень сульфатиризации ZnO и ZnFe2O4 изменяется, проходя через максимум. Температурамаксимума сульфатиризации зависит от концентрации SO3 в газовой форме, а значит от концентрации SO2 и O2, при чем с повышением кислорода вдутье до 28%, такие показатели работы печи, как производительность-увеличиваются, содержание SO2 в отходящих газах — увеличивается,содержание цинка в огарке — увеличивается, с дальнейшим же ростом кислорода вдутье происходит обратное.1 [2, c.92]
Длягидрометаллургической обработки имеет значение влияние условий обжига нарастворимость феррита цинка. Чем мельче, пористей феррит, тем легче онрастворяется. Укрупнению феррита способствует обжиг с t>1000С, быстрое охлаждение огарка дает обратныйэффект, но более слабый.
ZnSiO4 — кислорастворимое силикатноеобразование технологически опасно. В условиях КС — образование результатсростков ZnS с породообразующими минералами,спекание соударяющихся зерен. Усилению образования способствует обжиг t>1000С, когда частичнаяотгонка цинка в результате реакции (2.1)с последующей конденсации окислившегосяцинка на силикатных фазах. Аналогичным образом усиливается и ферритизацияцинка.

4.2Термодинамика процессов
Реакции2.1; 2.2 с повышением температуры сильно экзотермичны (Н>0), они вызывают значительнуюубыль энергии Гиббса (G1).Последнее свидетельствует о необратимом протекании этих реакций вправо во всеминтервале температур.
Вторичныереакции окисления SO2 и сульфатизации оксидов металловимеют умеренные значения Кр, поэтому эти реакции обратимы и протекают не доконца, а в ограниченной степени определяемой условиями обжига (Т, Ро2).Однако реакции окисления низших оксидов до высших имеют большие Кр и протекаютдо конца.
Такойанализ целесообразно применять для определения последовательности образованияпервичных и вторичных продуктов окисления сульфидов в зависимости оттемпературы и состава газовой фазы. В условиях обжига единственным продуктомокисления ZnS при 600-1000С является ZnO, хотя вероятность образованияпервичного сульфата возрастает с понижением температуры, а первичного цинка- сповышением температуры. Но для образования первичного ZnSO4необходимы очень высокие Po2, а для образования первичного цинка-чрезвычайно низкие Po2 и Po3, которые могут реализоваться при более высоких температурахоколо поверхности сульфида.
Приобжиге цинковых концентратов технологическое значение имеет сульфаризацияцинка, которая приводит к образованию ZnSO4или  ZnO*2ZnSO4. Термодинамическая стойкость этих сульфатовхарактеризуется Кр реакции разложения сульфата МеSO4=МеO+SO3, для которой Кр=Рso3.
4.3Кинетика процессов обжига
Особенностиисследования кинетики реакций, в том числе реакций взаимодействияконденсированных фаз сульфидов с газообразным кислородом, заключаются внеобходимости расчленения процесса на отдельные стадии, кинетика которых иопределяет суммарную скорость реакции. Одним из направлений интенсификациипроцесса является работа на воздухе, обогащенном кислородом, что возможновследствие зависимости кинетики окисления сульфидов от его концентрации вгазовом потоке. Аналогично на скорость окисления влияет повышение концентрациикислорода в газовой среде. В ряде случаев при описании кинетики конкретныхсульфидных систем необходимо учитывать структуру оболочек твердых продуктовреакции. В целом соотношение скоростей химической реакции диффузионныхпроцессов являются определяющими при рассмотрении кинетики реальных процессов.
Как гетерогенный,этот процесс имеет две непременные последовательные стадии: диффузия О2к поверхности сульфида и реакцию окисления на поверхности сульфида. Еслидиффузия значительно медленней реакции, то процесс протекает в диффузионнойобласти, а в противном случае — в кинетической. При соизмеримых скоростях этихстадий процесс протекает в переходной области. Выявление лимитирующей, имеетбольшое практическое значение, т.к. раскрывает пути интенсификации процесса.
Кинетическаяобласть характеризуется малыми скоростями окисления сульфидов (тление), адиффузионная область — большими скоростями (горения). Переход из одной областив другую при подъеме температуры сопровождается воспламенением (переходнаяобласть). Характеристикой граничного условия перехода из кинетической области вдиффузионную служит температура воспламенения сульфидов.
Посколькуокисление сульфидов протекает в далеких от равновесия условиях и поэтомунеобратимо, то скорость процесса равна скорости прямой реакции в кинетическойобласти или скорости диффузии О2 в диффузионной области.
Вкинетическом уравнении закона действующих масс скорось процесса должна бытьпредставлена произведением функции от каждого из влияющих факторов вотдельности:
/>,                                                (2.6)
где т — масса сульфида; г — время; k- температурный; А-геометрический и f(cO2 ) — концентрационныйфакторы.
В кинетической области уравнение (2.6) примет вид
/>.                                                                 (2.7)
В уравнении (2.7) k = К0е-E/RT, где k — константа скоростигетерогенной реакции; Е — энергия активации; k0и Е — практическипостоянные; А = S — межфазная поверхность взаимодействующих веществ; f(сO2 ) = cnO2. Указанное выражениеконцентрационного фактора обусловлено тем, что cO2 влияет только на скоростьобратной реакции, которая пренебрежимо мала. Кинетический порядок по кислородуравен 1≤ n≤ 2.
В диффузионной области правая часть уравнения(2.6) тождественна уравнению первого закона Фика:
/>,                                                             (2.8)
где D — коэффициент диффузии O2; />и/>-концентрации О2 соответственно у поверхности сульфида и в газовойсреде; S- толщина слоя, в котором диффузия самая медленная. Поскольку скорость процессалимитируется подводом O2 к сульфиду, то />≈0.С учетом этого уравнения (2.8) принимает вид
/>.                                                                     (2.9)
Еслисамой медленной стадией является диффузии О2 в слое газовой среды,прилегающей к внешней поверхности сульфидного зерна, то процесс протекает вовнешнедиффузионной области. Самой медленной стадией может быть диффузии О2через слой окалины на зерне, тогда процесс протекает во внутридиффузионнойобласти.
Степеньвторичного образования в процессе обжига имеет максимум при изменениитемпературы. Чем выше термическая стойкость сульфатов и выше концентрацияоксидов серы в газовой фазе, тем больше температура максимума сульфатизации приобжиге и выше степень сульфатизации. Кинетически термическую стойкостьсульфатов можно характеризовать температурой начального заметного разложения,которая зависит от ряда условий.
Взависимости от условий обжига цинковых концентратов и содержания в газовой фазеSO2 и О2 температура, соответствующаямаксимуму сульфатизации цинка, лежит в пределах 750-850 0С.[1, c.136-143]

5.Выбор и обоснование технологии
Технико-экономическиепоказатели обжига зависят от сырья, устройства печи и режима ее работы.
Передобжигом, как правило, проводится подготовка шихты. На цинковых заводах обычноперерабатывают смесь концентратов, отличающихся по составу. При шихтовкиконцентраты смешивают в пропорциях, определенному составу шихты по цинку,сопутсвующим полезными и вредными компонентам.
Составшихты должен удовлетворять условиям, обеспечивающим достижение целей обжига.
Шихтуподают в печь КС в сухом  виде  или в виде пульпы. Шихта в виде пульпыпредпочтительна когда цинковый завод находится рядом с обогатительной фабрикой, снабжающей завод концентратом, или когда в шихту идут сильно различающиесяконцентраты  (в состоянии пульпы шихта лучше и быстрее перемешивается ).Однакозагрузка пульпы в КС увлажняет отходящие газы, и это усложняет их переработку,усиливает коррозию оборудования и газоотводящих систем. Пульпу сложнейравномерно распределить по кипящемуслою.                                         
 Длябыстрого распределения шихты по кипящему слою, для более неувлажненныхотходящих газов, для облегчения их переработки, примем шихту с влажностью 8%…Перед обжигом для более полного обжига и высокой степенью десульфуризации,проведем усреднение материала.
Шихтубудем загружать через два загрузочных окна в стенках печи по всей поверхностикипящего слоя, чтобы достигнуть быстрого и равномерного распределения материалапо кипящему слою. Загрузка будет проводиться непрерывно. С помощью скоростноголенточного забрасывателя. Забрасыватель устанавливаем выше уровня «кипящегослоя» на 2,0-2,5 м. При этом забрасыватель имеет производительность — 12,5-13,0т/ч.
Обжигпорошкообразного сульфидного цинкового концентрата будем производить прискорости движения газовой фазы, несколько большей, чем критическая (10-12 м/с).Значительное увеличение скорости сверх критической величины обуславливаетбурление слоя и выбросы пыли.
Всвязи с содержанием  большого количества Fe в соединенииFe2O3 который взаимодействует с ZnO, образует метаферрит  цинка. Притемпературе 6500С реакция протекает весьма интенсивно, и поэтомупроведение обжига при температуре 700-750 0С. Исключаетферитообразование.Он не растворяется в слабой серной кислоте и остается востатке от выщелачивания обожженного концентрата, что приводит к прямым потерямцинка.
Ферритыцинка сравнительно легко разрушаются сернистым и серным ангидридами.Поэтому вусловиях сульфатизирующего обжига условия борьбы  с их образованием наиболееэффективны.
Привысокой температуре >10000С железо переокисляется  доFe3O4 (Магнетит) который не участвует в ферритообразованиях. Малое содержание легкоплавких соединений (меди и свинца ) позволяют вести обжигпри температуре >10000С 
Ферритыцинка можно разрушить при по последующем восстановительном обжиге концентрата .
Впроцессе обжига  цинковых концентратов  могут образовываться следующие силикаты:
а)ортосиликат цинка, образование которого резко стимулируется соединениями свинца;
б)простые силикаты свинца ;
в)двойной силикат цинка и свинца;
г)сложные силикаты цинка с компонентами нерудных минералов ;
д)сложные силикаты свинца с теми же компонентами.Степень образования силикатоврезко увеличивается с повышением температуры  и уменьшением крупностиреагирующих  веществ и в меньшей степени -с увеличением  продолжительности взаимодействия компонентов.
Вприсутсвии  соединений  свинца  превалирующая роль принадлежит ортосиликатуцинка, растворение которого дает основную массу коллоидного кремнезема привыщелачивании огарков.
Такимобразом, кремнезем, как и железо — крайне вредная примесь в цинковыхконцентратах , следовательно в ее присутствии следует при возможно низкойтемпературе. Так как содержание SiO2не высокое то процесс ведем при температуре 11000С.
Концентрацияферритов и силикатов  цинка должна быть минимальна, ZnOFe2O3является не растворимым в разбавленных растворах, что приводит к прямой потерицинка, аZnOSiO2 при взаимодействии с H2SO4  образует  H2SiO3 вреднейший продукт который нарушаетпроцесс  отстаивания, сгущения и может привести к полной остановки  процесса .
ПримемСо2 в дутье равным 30%, так как при рассмотрении эта концентрацияобеспечивает самые высокие показатели удельной производительности 9т/м2суткискорости, содержания цинка в огарке и меньшего пылевыноса, в следствииуменьшения объема дутья, что уменьшает вследствие затраты на проведениеоперации обжига, уменьшает затраты на энергию,.Увеличение концентрациикислорода более 30 % экономически не целесообразно. 
Температурабудет поддерживаться в пределе 10500С. Так уменьшится вероятностьспекания огарка, процесс окисления будет проходить более полно, не будетпроходить оплавления частиц. Это также повысит степень использования сырья,уменьшит расходы, а, следовательно, повысит рентабельность производства.
Таккак принята достаточно высокая температура и скорость дутья, обеспечивающиевысокие показатели процесса обжига, то возможен повышенный пылевынос, которыйуносит и ценный компонент. Для избежания этого воспользуемся печью «КС»;высотой 16 метров. Это обеспечит долгое витание частиц в рабочей зоне, болееполное окисление сульфидов, более качественное по содержанию SO2 пыли, а также снижение пылевыноса до 30%.
Примемизбыток дутья равным 20%, чтобы ликвидировать зоны с пониженным содержаниемкислорода, которое вызывает повышение степени силикатообразования.
Повышениесодержания дутья кислородом до 30%, указанное выше, позволяет снизить пылевыносдо 25%, и повысить удельную производительность до 9т/м2суткиУвеличение высоты печи до 16 метров из-за установки на печи термосифонов иустройства для утилизации тепла, также позволит снизить пылевынос. Примем пылевыносравным 30%, удельную производительность равной 9т/м2сутки .
ПримемCS
Дляутилизации отходящего тепла будем применять термосифоны, так как имеют большую производительность, сухие электрофильтры для очистки газов от пыли работающихпри температуре 400-4500С.
 Непосредственнооколо печи установим два циклона для улавливания грубой пыли и обратноговозврата ее в печь для окисления сульфидов.                

6. Расчет процессаобжига цинкового концентрата в печи кипящего слоя.
При обжиге протекаютследующие реакции окисления сульфидов:
ZnS+1.5O2=ZnO+SO2                                                                                  (4.1)
ZnS+2O2=ZnSO4                                                                                                                                     (4.2)
PbS+1.5O2=PbO+SO2                                                                                                          (4.3)
2CuFeS2+6O2=Cu2O+Fe2O3+4SO2                                                                                         (4.4)
2CuS+2.5O2=Cu2O+2SO2                                                                                                 (4.5)
2FeS2+5.5O2=Fe2O3+4SO2                                                                                               (4.6)
2FeS+3.5O2=Fe2O3+2SO2                                                                                                 (4.7)
CdS+1.5O2=CdO+SO2                                                                                                                       (4.8)
Продуктамиокислительного обжига являются отходящие газы, огарок и пыль. Пыль и огарокпредставлены оксидными соединениями металлов и их перерабатывают по единойтехнологии. Отходящие газы содержат сернистый и серный ангидрид, азот,кислород. После очистки их отправляют на производство серной кислоты. Процессобжига сульфидного концентрата протекает в автогенном режиме при температуре 960-980С.Автогенность процесса поддерживают регулированием расходов концентрата ивоздушного дутья. Оптимальное соотношение концентрат воздух устанавливают врезультате расчета теплового баланса процесса. Тепловой баланс позволяет такжеопределить расход охлаждающей воды в теплообменниках кипящего слоя дляподдержания заданной температуры.
Тепловойбаланс предопределяет равенство прихода и расхода тепла в агрегат «КС». Приходтепла в обжиговую печь  складывается из следующих составляющих: физическоетепло воздуха и концентрата, тепло экзотермических реакций окисления сульфидовметаллов. Статьями расхода тепла являются тепло отходящих газов, пыли и огарка,тепло на нагрев и испарение охлаждающей воды.
Длярасчета процесса потребуется рассчитать рациональный состав цинковогоконцентрата, расход воздуха для окисления сульфидов, количество и составпродуктов обжига, тепловой баланс процесса.
Исходные данные:
1. Химический составцинкового концентрата, %: 52 ZnS;1.4 Pb; 6.4 Fe; 1.0 Cu;0.4 Cd; 1.3 SiO2; 1.1 CaO;0.7 Al2O3; S-по расчету,прочие — по разности до 100%.
2. Минералогическийсостав: цинк -в сфалерите ZnS;свинец- в галените PbS; медь- вхалькопирите CuFeS2 и ковеллине CuS в соотношение 1:1; остальное железо- в пиритеFeS2 и троилите FeS в соотношение 3:1; кадмий- в сильфиде;пустая порода представлена кремнеземом, известняком, глиноземом.
3. Исходный цинковыйконцентрат поступает на обжиг с влажностью 6%
4. В агрегат подаютвоздух, обогащенный кислородом до 30%. Избыток воздуха составляет 10%(коэффициент избытка=1,1)
5. Сульфид цинка вколичестве 2,7% от его общего содержания окисляется по (4,2)
6. Пылевынос приобжиге составляет 30%. По своему составу пыль мало отличается от огарка. В пылии огарке цинк находится в соединениях: 95% в ZnO; 3% в ZnO*Fe2O3; 1.7%ZnSO4; 0.3% в ZnS.
Расчет ведем на 100 кг.концентрата.
Таблица 4.1-Рациональныйсостав цинкового концентратаСоединения. Содержание компонентов, кг. Zn Pb Cu Fe Cd S CaO
SiO2
Al2O3 Проче Всего
ZnS PbS CuFeS2 CuS FeS2 FeS CdS CaO SiO2 Al2O3 Прочие 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 Итого 52 1,4 1,0 6,4 0,4 32,21 1,1 1,3 0,7 3,49 100
Определим количествосфалерита в концентрате, кг:
65,4-97,4
52-х
х=52*97,4/65,34=77,44
серы в сфалерите
52*32/65,4=25,44
Определим количествогаленита в концентрате, кг:
207,2 свинца содержится в239,2 галенита
1,4-х
х=1,4*239,2/207,2=1,62
серы в галените
х=1,4*32/207,2=0,22
Определим количествохалькопирита в концентрате, кг:
количество меди 1,0/2=0,5
63,54-183,4
0,5-х
х=0,5*183,4/63,6=1,44
железа в халькопирите
55,8*1,44/183,4=0,44
серы в халькопирите
64*1,44/183,4=0,5
Определим количествоковелина в концентрате, кг:
количество меди1,0-0,5=0,5
0,5*95,54/63,6=0,75
серы в ковелине
0,5*32/63,6=0,25
Количество железа впирите и троилите ставит, кг:
6,4-0,44=5,96
количество железа впирите
5,96*2/3=3,97
Определим количествопирита в концентрате, кг:
55,8-119,8
3,98-х
х=3,97*119,8/55,8=8,52
серы в пирите
8,54-3,97=4,55
железа в троилите
5,96-3,97=1,99
Количество троилита вконцентрате, кг:
1,99*87,8/55,8=3,13
серы в троилите
3,13-1,99=1,14
Количество кадмия вконцентрате, кг:
112,4-144,4
0,4-х
0,4*144,4/112,4=0,51
серы в сульфиде кадмия
0,4*32/112,4=0,11

Расчет количества отходящих газов и воздуха для обжига
 
Таблица 4.2-Количество исостав обжиговых газовКомпоненты Количество кг.
нм3 % объемный
SO2 O2 N2 H2 63,06 4,85 124,18 6,0 22,1 3,4 99,3 67,2 11,51 1,77 51,72 35,0 Итого 198,1 192,0 100
При образовании сульфатацинка окислится сульфида цинка, кг.[10,c.53]
77,44*0,027=2,09
при этом потребуетсякислорода, кг.
2,09*64/97,4=1,37
и будет получено сульфатацинка, кг.
2,09*161,4/97,4=3,46
Окислится сфалерита вколичестве, кг.
77,44-2,09=75,35
для этого потребуется кислорода,кг.
75,35*48/97,4=37,13
при этом получитсядиоксида серы, кг.
75,35*64/97,4=49,51
Для окисления галенитапотребуется кислорода, кг.
1,62*48/239,2=0,33
получится диоксида серы,кг.
1,62*64/239,2=0,43
Для окисленияхалькопирита потребуется кислорода, кг.
1,44*192/366,4=0,75
получится диоксида серы,кг.
1,44*256/366,4=1,01
Для окисления ковелинапотребуется кислорода, кг.
0,75*80/190,8=0,31
получится диоксида серы,кг.
0,75*129/190,8=0,51
Для окисления пиритапотребуется кислорода, кг.
8,52*176/239,6=6,26
получится диоксида серы,кг.
8,52*256/239,6=9,1
Для окисления троилита потребуется кислорода, кг.
3,13*112/175,6=2,0
получится диоксида серы,кг.
3,13*128/175,6=2,28
Для окисления оксидакадмия  потребуется кислорода, кг.
0,51*48/144,4=0,2
получится диоксида серы,кг.
0,51*64/144,4=0,22
Всего потребуется кислорода дляокисления сульфидов концентрата, кг.
1,37+37,13+0,33+0,75+0,31+6,28+2,0+0,2=48,37
В печь для обжигаподается дутье, обогащенное кислородом до 30%, тогда масса обогащенного воздухасоставит, кг
48,37*100/30=161,23
Избыток воздухасоставляет 10%, тогда практическое количество воздуха составит, кг.
161,23*1,1=177,4
В этом количестве воздухасодержится, кг.
кислорода 177,4*0,3=53,22
азота 177,5*0,7=124,18
Получится при обжигедиоксида серы, кг.
49,51+0,43+1,01+0,51+9,1+2,28+0,22=63,06
Цинковый концентратпоступает на обжиг с влажностью 6%
в газовую фазу перейдет:
азота 124,18
кислорода53,22-48,37=4,85
сернистого ангидрида63,06
воды 6,0
Расчет количества пыли и огарка
 
Пылевыноспри обжиге составит 30%. Все компоненты огарка переходят в пыль на 30%.
Содержание компонентов впыли составит, кг.
Цинк                  52*0,3=15,6
Свинец               1,4*0,3=0,42
Медь                  1,0*0,3=0,3
Железо              6,4*0,3=1,92
Кадмий              0,4*0,3=0,12
оксида кальция 1,1*0.3=0,33
кремнезема        1,3*0,3=0,39
глинозема 0,7*0,3=0,21
прочих              3,49*0,3=1,05
Примем для расчетасодержание цинка в пыли в следующих формах[10,c.61]
90% ZnO; 7% ZnO*Fe2O3; 2.7%ZnSO4; 0.3%ZnS
Определяем количествоцинка в оксиде цинка     15,6*0,9=14,04
количество оксида цинка составит               14,04*81,4/65,34=17,48
кислорода с оксиде цинка                             14,04*16/65,34=3,44
Количество цинка,связанного в ферритную форму     15,6*0,07=1,1
количество феррита цинкасоставит             1,1*241/65,34=4,06
кислорода в феррите цинка                          4,06*64/241=1,08
железа в феррите цинка                                4,06*111,6/241=1,88
Определяем количествоцинка в сульфате цинка 15,6*0,027=0,42
количествосульфата                                       0,42*161,4/65,34=1,04
кислорода всульфате                                       0,42*64/65,34=0,41
серы сульфатной всульфате цинка               0,42*32/65,34=0,21
Цинка содержится в пыли всульфиде цинка   15,6*0,003=0,04
сульфида цинка впыли                                               0,04*97,4/65,34=0,06
серы связанно в сульфидецинка                             0,06*32/97,4=0,02
Свинец в пыли содержитсяв виде оксида свинца.
определим количествооксида свинца                     0,42*223,2/207,2=0,45
кислорода в оксидесвинца                                            0,42*16/207,2=0,03
Медь в пыли содержится ввиде оксиде меди (1)
количество оксидамеди                                                  0,3*143/127=0,33
содержаниекислорода                                                   0,3*16/143=0,03
Количество железа воксиде железа (3) в пыли содержится    1,92-1,88=0,04
сод-е в оксиде железа (3)в пыли                             0,04*159,6/111,6=0,06
кислорода в оксиде железа(3)                                           0,06-0,04=0,02
Оксида кадмия в пыли присутствует                      0,12*128,4/112,4=0,14
кислородасодержится                                              0,14*16/128,4=0,02
Таблица 4,3-Количество исостав пылиСоединения Zn Pb Cu Fe Cd
Sso4 Ss
O2
SiO2 CaO
Al2O3 проч. Итого
ZnO ZnO .Fe2O3 ZnSO4 ZnS PbO Fe2O3 Cu2O CdO SiO2 Al2O3 CaО Прочие 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 Итого 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
В огарок перешло 70%компонентов концентрата
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
прочих              3,49*0,7=2,4
Примем, что цинк в огаркенаходится в следующих соединениях[10,c.64]
90% ZnO;7%ZnO*Fe2O3; 0.3ZnS; 2.7%ZnSO4.
Цинк в оксиде цинкасодержится, кг:                             36,4*0,9=32,8
оксида цинка вогарке                                                  32,8*81,4/65,34=40,8
кислорода в оксидецинка                                                 40,8*16/81,4=8
Цинк содержится в ферритецинкового огарка, кг:    36,4*0,07=2,55
феррита цинка в огарке                                             2,55*241/65,34=9,4
в феррите цинкажелеза                                           9,4*111,6/241=4,35
кислорода в ферритецинка                                              9,4*64/241=2,5
Цинка в сульфате цинковогоогарка содержится, кг:  36,4*0,027=0,98
сульфатацинка                                                           0,98*161,4/65,34=2,42
кислорода в сульфатецинка                                          2,42*64/161,4=0,96
серы в сульфате цинка                                                   2,42*32/161,4=0,48
Цинк содержится всульфиде огарка, кг:                        36,4*0,003=0,11
сульфида цинка вогарке                                            0,11*97,4/65,34=0,16
серы в сульфиде цинка                                                       0,16*0,11=0,05
Свинца содержится воксиде свинца огарка 0,98кг,
оксидасвинца                                                             0,98*223,2/207,2=1,06
кислорода в оксиде свинца                                         1,06*16/223,2=0,08
Оксида меди находится вогарке                               0,7*143/127=0,79
кислорода в оксидемеди                                             0,79-0,7=0,09
Железа находится в оксидежелеза (3) огарка           4,48-4,35=0,13
оксида железа (3) вогарке                                     0,13*159,6/111,6=0,19
кислорода в оксидежелеза                                        0,19-0,13=0,06
Оксида кадмия вогарке                                          0,28*128,4/112,4=0,32
кислорода в оксидекадмия                                       0,32-0,28=0,04

Таблица 4,4-Количество исостав огаркаСоединения Zn Pb Cu Fe Cd Sso4 Ss
O2
SiO2 CaO
Al2O3 прочие итого
ZnO ZnO .Fe2O3 ZnSO4 ZnS PbO Fe2O3 Cu2O CdO SiO2 CaO Ai2O3 Прочие 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 Итого 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
Таблица 4,5-Полныйматериальный баланс процесса обжига цинкового концентратаМатериалы содержание компонентов, кг. Всего, кг. Zn Pb Cu Fe Cd
O2
N2 S Прочие Поступило, кг.: Zn концентрат Влага к-та Воздух Итого:  Получено, кг.: Огарок Пыль Газ Итого:  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
Примечание: неувязкабаланса +0,0кг., или 0,00%
Расчет теплового баланса процессаобжига цинкового концентрата
Расчет ведется на 106 кг.влажного концентрата

Расчет прихода тепла.
1. Определяемфизическое тепло концентрата
Q1=c1* m1* t1
где   c1 -теплоемкость концентрата=0,75 кДж/кг.град.2
m1 -масса концентрата=106 кг.
t1 -температура концентрата=15С
Q1=0,75*106*15=1192,5 кДж.
2. Определяемфизическое тепло воздуха
Q2=c2*v2*t2
где   c2 -теплоемкость воздуха=1,3 кДж/нм.град.2
v2 -объем воздуха =135,03 нм3
t2 -температура воздуха=25С
Q2 =1,3*135,03*25=4388,5  кДж
3. Рассчитываемтепло экзотермических реакций
ZnS+1.5O2=ZnO+SO2+442589,7 кДж
75,34*442589,7/97,4=342348,1кДж
ZnS+2O2=ZnSO4+775150 кДж
2,1*775150/97,4=16712,7 кДж
PbS+1.5O2=PbO+SO2+421053,1кДж
1,62*421053,1/239,2=2851,6 кДж
2CuFeS2+6O2=Cu2O+Fe2O3+4SO2+2015809кДж
1,44*2015809/366,4=7922,4кДж
2FeS2+5.5O2=Fe2O3+4SO2+1656308кДж
8,52*1656308/239,6=58897,1кДж
2FeS+3.5O2=Fe2O3+2SO2+725370кДж
2,0*725370/175,6=8261,6 кДж
2CuS+2.5O2=Cu2O+2SO2+384642кДж
0,75*384642/191,2=1508,8кДж
CdS+1.5O2=CdO+SO2+413972кДж
0,51*413972/144,4=1462,1кДж
Приход тепла отэкзотермических реакций составит, кДж:
Q3=342348,1+16712,7+2851,6+7922,4+58897,1+8261,6+1508,8+1462,1=439964,4 кДж
Расчет расхода тепла
1. Определяем тепло,уносимое огарком и пылью:
Q1=c1*(m1*t1+m2*t2)
где   c1 -теплоемкость огарка и пыли=0,9799 кДж/кг. град 2
m1,2 -масса огарка и пыли, кг.
t1,2 -температура огарка и пыли, С.
Q1=0,9799*(59,7*970+25,6*940)=57691,2 кДж
2. Тепло, уносимоегазом (без паров воды)
Q2=(Cso2*Vso2+Co2*Vo2+CN2*VN2)*tгаз
где   Cso2=2,23 кДж/нм град.
Vso2=22,1 нм
Co2=1,47 кДж/нм град.
Vo2=3,4 нм
CN2=1,39 кДж/нм град.
VN2=99,3 нм
tгаз=940С
Q2=940*(2,23*22,1+1,47*3,4+1,39*99,3)=180755,7 кДж
3. Тепло на нагревводы с 15 до 100C
Q3=св*тв*(t1-t2)
Q3=4,19*6*(100-15)=2137 кДж
4. Тепло,необходимое на испарение воды:
Q4=*mв
-скрытая теплотапарообразования=2258,4 кДж
Q4=2258,4*6=13550,4 кДж
5. Теплота, нанагрев пара до температуры газа:
Q5=Cn*Vn*(t2-100)
Cn=1,72 кДж/нм*гр.
Q5=1,72*67,2*(940-100)=97090,6 кДж

Таблица 4,6 -тепловойбаланс обжига цинкового концентрата Количество кДж % Приход тепла: физическое тепло кислорода физическое тепло воздуха Тепло экзотермических реакций  Итого:  Расход тепла: Тепло, уносимое огарком и пылью Тепло, уносимое газом Тепло, на нагрев воды Тепло, на испарение воды Тепло, на нагрев пара Тепло, необходимо отводить от процесса  Итого:  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
Расчет материальных потоков на заданную производительность
220 тыс. тонн/ 350 раб. дней = 630 т/сут.
Годовая произв.                 Суточная произв.
Таблица 4,7 -материальныепотокиСуточные Годовые Материалы Потоки, тонн материалы Потоки, тонн Zn концентрат 630 Zn концентрат 220000 Влага к-та 1,89 Влага к-та 13200 Воздух 1117,62 Воздух 390280 Итого 1785,42 Итого 623480 Огарок 376,11 Огарок 131340 Пыль 161,28 Пыль 56320 Газ 1248,03 Газ 435820 Итого 1785,42 Итого 623480

7.Выбор и расчет количества оборудования
Перед обжигом материалбудет усредняться.
Приобжиге цинковый концентрат из бункера (1) поступает на ленточный питатель (2),который осуществляет непрерывную, дозированную подачу концентрата в печькипящего слоя (3). Подача  концентрата будет осуществляться через загрузочныеокна в стенках печи и по всей поверхности кипящего слоя, непрерывно.
Выходящийиз печи огарок охлаждается и транспортируется конвейером (13) на классификациюи выщелачивание.
Вместоиспользования котла-утилизатора в схеме будем использовать термосифон.
Запыленныегазы будут охлаждаться в термосифоне (4) и очищаться от пыли в двухпоследовательно соединенных циклонах (5) и электрофильтре (7). Для организациидвижения газов перед электрофильтром установим эксгаустер (6). После очисткигазы направляются в сернокислотный цех.
Пыль,осевшая в термосифоне, винтовым конвейером (11) транспортируется на конвейер(13), где смешивается с огарком. Пыль из циклонов направляется в промежуточныйбункер (12) с помощью винтового (9) и скребкового (10) конвейеров, а из бункерана выщелачивание. Пыль из электрофильтра поступает на винтовой конвейер (8) идалее — на выщелачивание.
Производительностьотделения обжига 220000 тонн огарка в год. Удельная производительность печи 9тонн в сутки с м2.
Найдемсуточную производительность отделения обжига:
Псут.=220000/365=602,74т/сут.
Найдемсуммарную площадь печей:
S=Псут/Пуд=602,74/9=66,97м2
Принимаемплощадь печи равной Sпечь=30 м2, тогда потребуетсяпечей:
N= S/Sпечь+ (0,5-1 шт.)=66,97/30+(0,5-1 шт.)=2,2+0,7=3 шт.
Итогодля отделения обжига с производительностью 220000 тонн огарка в год потребуетсятри печи, три термосифона, три циклона первой ступени, три циклона второйступени, три электрофильтра и др.

5.  Список литературы.
 
1. В.Я.Зайцев,Е.В.Маргулис «Металлургия свинца и цинка». Учебное пособие для вузов-М.:Металлургия, 1986, 263с.
2. Ю.Н.Матвеев,В.С.Стрижко «Технология металлургического производства». Учебник для вузов.-М.: Металлургия, 1986, 368с.
3. Н.Н.Севрюков,Б.А.Кузьмин, Е.В.Челищев «Общая металлургия» -М.: Металлургия, 1976, 568с.
4. С.С.Набойченко,А.П.Агеев, А.П.Дорошкевич и др. «Процессы и аппараты цветной металлургии».Учебник для вузов.- Екатеринбург: УГТУ, 1997, 648с.
5. А.П.Снурников«Гидрометаллургия Zn-ка» 1982г.,190с.
6. Н.П.Диев, И.П.Гофман«Металлургия свинца и цинка». Учебник для вузов.- Металлургия, 1961г., 390с.
7. Н. ДобревКомбинат цветных металлов: этапы развития «Цветные металлы». 2001г. № 12.
8. В.В. Гейхман,П.А.Козлов, О.И.Решетов и др. Обжиг цинковых концентратов с рассредоточеннойподачей кислорода. «Цветные металлы». 2000г. № 5.
9. В.В.Гейхман,П.А.Козлов, В.А.Лукьянчиков Совершенствование очистки газов от обжига цинковыхконцентратов. «Цветные металлы». 2000г. № 5.
10.А.А.Колмаков, Л.Г.Садилова,О.В.Спектор «Расчеты технологических процессов в металлургии свинца и цинка»:учебное пособие/ КГАЦМиЗ.- Красноярск 1998, 120с.
11.В.С.Кокорин«Аппаратурно-технологические схемы при проектировании переделов производстватяжелых цветных металлов»: методические указания к курсовому и дипломномупроектированию/ КГАЦМиЗ.- Красноярск 1983, 47с.