Реферати українською » Промышленность, производство » Вилуговування цинкового недогарка


Реферат Вилуговування цинкового недогарка

Страница 1 из 2 | Следующая страница

Міністерство освіти і науки Республіки Казахстан

>Восточно-Казахстанский Державний Технічний Університет

їм. Д.Серикбаева

>КУРСОВАЯ РОБОТА

з дисципліни «Металургія свинцю і цинку»

Тема: «>Вищелачивание цинкового недогарка»

>Виполнил студент Групи 240740

Термін навчання3г 10 місШифр:

>Усть-Каменогорск, 2008 р.


Зміст

Запровадження. 3

1. Розрахунок технологічного процесу.. 6

2. Розрахунок теплового балансу вилуговування.. 11

3. Розрахунок необхідного устаткування.. 15

Список літератури.. 17


Запровадження

>Цинковая промисловість щоб одержати металевого цинку користується двома шляхами:пирометаллургическим ігидрометаллургическим. Припирометаллургическом (>дистилляционном) способі цинкові концентрати попередньо ліплять, та був нагрівають його з вугіллям у спеціальнихретортних печах. Під впливом вугілля за високої температури цинк зникає як парів. Пари уловлюються і розладнуються у судинах, званих конденсаторами, перетворюючись на рідкий цинк. Одержуваний у такий спосіб цинк має низьку якість, оскільки забруднене різними домішками. Недоліками методу також є високі Витрати паливо, ремонт устаткування, складна підготовка матеріалу, умови праці.

Гідрометалургійний спосіб отримання цинку з'явився значно пізнішепирометаллургического, проте швидко він набув широкого поширення, особливо у регіонах, де є дешева електроенергія.Цинковая промисловість СНД застосовує переважно гідрометалургійний спосіб як найбільш прогресивний.

Сутність гідрометалургійного способу виробництва цинку залежить від попередньому випалюванні цинкових концентратів із наступною обробкою одержуваного недогарка слабким розчином сірчаної кислоти з переведенням на цинку в розчин яксернокислой солі іелектролитическом виділенні металевого цинку з очищенихсульфатних розчинів. Отриманий катодний цинк переплавлюється в електропечах і розливається визложници. У порівняні здистилляционним методом, гідрометалургійний спосіб має багато переваг. Основні їх: високе вилучення та висока чистота металу, комплексне вилучення металів, механізація трудомістких процесів, поліпшення умов праці.

Виробничий процес одержання цинкугидрометаллургическим методом складається з таких стадій:

підготовка матеріалу до випалу;

випал концентратів;

класифікація продуктів випалу;

вилуговування продуктів випалу;

очищення розчинів від домішки;

електролізсульфатних розчинів;

переплавлення катодного цинку

Підготовка матеріалу до випалу вимагає дотримання певних умов його транспортування і збереження. Для отримання розрахункового співвідношення частин у шихті необхідно роздільне зберігання різних сортів складі.

Мета випалу сульфідних цинкових концентратів – переклад сірчистих сполук цинку в окислені, видалення сірки й одержання продукту, придатного для вилуговування.

Отриманий огарок іде на вилуговування, мета якого – можливо повне вилучення в розчин цинку та інших цінних компонентів недогарка за мінімальної забруднення розчину шкідливими домішками.Растворителем служить слабкий розчин сірчаної кислоти. При перемішуванні недогарка з кислотою відбувається розчинення окису цинку і лише частково окислів інших металів. У розчин переходить цинк, кадмій, залізо, мідь, миш'як, сурма, індій та інші.Нерастворимие сполуки (окис заліза, сульфат свинцю, та інші) залишаються у твердому залишку – цинковійкеке. Цинкову розчин відокремлюють відстоюванням чи фільтрацією і подають на очищення від домішок, акек промивають і скеровують подальшу переробку.

Як апаратів для вилуговування застосовують чани з пневматичним чи механічним перемішуванням. Кожна операція вилуговування складається з: завантаження кислоти, оборотних розчинів і недогарка, перемішування, вивантаження пульпи. На сучасних заводах використовується двостадійна схема вилуговування. У першій стадії відбувається нейтральне вилуговування, другого – кисле.Двухстадийное вилуговування дозволяє провести є повнішим переклад домішок вкек.

Чистота розчинів має важливого значення для гідрометалургійного переділу.

Присутні в розчині домішки можна розділити сталася на кілька груп:

залізо, мідь, миш'як, сурма, кремнезем, олово, талій – видаляються з розчинугидролизом,соосаждением,адсорбцией ікоагуляцией;

мідь, кадмій, кобальт, талій – видаляються методом цементації;

кобальт, хлор, фтор – видаляються методом хімічної очищення із заснуванням нерозчинних сполук;

калій, натрій, магній, марганець накопичуються в розчинах. Позбутися на них можна лише шляхом виведення частини розчину з циклу.

>Электролиз – завершальна стадія гідрометалургійного виробництва цинку

Метою електролізу є отримання катодного цинку з розчину. Показники електролізу залежить від якості виконання попередніх операцій. Очищений нейтральний розчин сульфату цинку із вмістом цинку 100-150 г/л безупинно подається велектролизние ванни.Аноди ванни виконані з свинцю, катоди – з алюмінію. У результаті електролізу розчин збіднюється цинком і збагачується сірчаної кислотою. Відпрацьований електроліт надходить на вилуговування.

Отримані під час електролізі листи катодного цинку відповідають вимогам за хімічним складом всіх споживачів. Передбачається випуск цинку в чушках.Чушковий метал отримують методом переплавлення катодного цинку. Для переплавлення застосовують електричні індукційні низькочастотні печі.


1. Розрахунок технологічного процесу

Виробити металургійний розрахунок процесу, скласти матеріальний баланс, здійснити конструктивний розрахунок і вибір основного устаткування процесу вилуговування недогарків.

Склад недогарка,%:ZnO 64,0;ZnSO4 11,4;ZnS 1,5;PbO 2,0;PbSO4 1,6;CuO 2,2;CdO 0,4; Fe3O4 0,8;Fe2O3 8,6;CaSO4 0,6; SiO2 5,9; інші – 1,6.

Продуктивність 400 т на добу.

1 Розрахунок матеріального балансу

Підрахуємо вихід і склад цинковихкеков – твердих залишків від вилуговування. Приймаємо, що звищелачивании:

цинк якZnО іZnSО4 розчиняється повністю,

цинк якZnS залишається вкеке,

мідь наполовину розчиняється і наполовину залишається вкеках,

кадмій повністю розчиняється,

>PbOсульфатезируется повністю,

Fe3O4 іFe2O3 залишаються укеке.

Результати підрахунку хімічного і раціонального складу цинковихкеков зведемо в таблицю 6.

Таблиця 6 – Раціональний і хімічний склад цинковихкеков, кг

з'єднання всього До того ж
>Zn Fe >Pb SS >SSO4 >Cu SiO2 >CaO О2 інші

>ZnS

>PbSO4

>CuO

SiO2

>CaSO4

>Fe2O3

Fe3O4

Інші

1,5

4,32

1,1

5,9

0,6

8,6

0,8

1,6

1,0

6,0

0,58

2,95 0,5

0,46

0,14

0,88 5,9 0,25

0,91

0,22

0,21

2,6

0,22

1,6
Разом 24,42 1,0 6,58 2,95 0,5 0,6 0,88 5,9 0,25 4,16 1,6

Приймемо, що у цинковихкеках міститься 35% вологи, чи:

24,42 * 35 / 65 = 13,15 кгН2О

Кількість вологихкеков:

24,42 + 13,15 = 37,57 кг

Загалом уогарке цинку

51,42 кг якZnО

4,62 кг якZnSО4

1,0 кг якZnS

Разом 57,04 кг

Не розчиниться привищелачивании 1,0 кг цинку (1,8%). Кількість розчиненої цинку становитиме:

100 – 1,8 = 98,2%

Приймемо, що цинк, який перейшов додросси при переплавлянню катодних опадів повертається у процес вилуговування, і тоді частку безповоротних втрат можна взяти 1,5%. Вилучення цинку вчушковий метал:

98,2 – 1,5 = 96,7%

Приймемо, що з катодного цинку 4% піде надросс і 4% буде витрачено для цинкової пилу.

>Рассчитаем кількість катодного цинку утворюється на на добу:

400 * 0,967 * 0,5704 = 220 т

Вихід катодного цинку:

220 * 100 / 92 = 239 т

Доба кількість цинковихкеков визначимо із наступного співвідношення:

З 100 кг недогарка виходить 24,42 кгкеков

З 400000 кг недогарка виходить x кгкеков

Х = 97680 кг чи 97,68 т

>Влаги вкеках міститься 35% чи:

97,68 * 35 / 65 = 52,6 т

Доба отримання вологихкеков:

97,68 + 52,6 = 150,28 т

Для підрахунку нейтрального розчину, що надходить на електроліз, необхідно задатися кількістю цинку,осаждаемого з катодного літра розчину. Вважаємо, що у нейтральному розчині міститься 150 г/лZn, а відпрацьованомуелектролите 45 г/лZn і 158 г/лH2SО4. І тут з кожного літра розчину буде осідати на катоді:

150 – 45 = 105 рZn

Тому щодоби знадобиться пропускати черезелектролитние ванни:

239*103 / 105 = 2276,19 м3 нейтрального розчину

Т. до. щільність розчину при200С дорівнює 1380кг/м3, це становитиме:

2276,19 * 1380 = 3141142 кг нейтрального розчину

Для компенсації втрат сірчаної кислоти у процесах вилуговування і електролізу в обпаленому концентраті залишають певна кількістьсульфатной сірки. Кількістьсульфатной сірки вогарке:

11,4 * 32 / 161,38 = 2,26 кг якZnSО4

Витратасульфатной сірки, кг

Насульфатизацию вкеке:

>PbO якPbSO4:

2,0 * 32 / 223,2 = 0,29

На розчинення 0,74 кгCu:

0,88 * 32 / 63,55 = 0,44

На розчинення 0,4 кгCdО:

0,4 * 32 / 128,4 = 0,1

З 1,5%теряемого цинку якZnSО4:

57,04 * 0,015 * 32 / 65,38 = 0,42

Разом 1,25 кг

Т. до. у процес вводиться 2,26 кгSSO4, то, при витратах 1,25 кг додавати сірчану кислоту у процес непотрібен.

>Рассчитаем кількість і складмедно-кадмиевихкеков. Протягом діб в розчин перейде

400 * 0,0088 = 3,52 тCu

400 * 0,0035 = 1,4 тCd.

Очищення розчинів здійснюється за реакцій:

>CuSO4 +Zn =ZnSO4 +Cu

>CdSO4 +Zn =ZnSO4 +Cd

Теоретичний витрата цинкової пилу становитиме:

Для осадження міді 3,52 * 65,4 / 63,6 = 3,62 кг

Для осадження кадмію 1,4 * 65,4 / 112,4 = 0,81 кг

Разом 4,43 т

Практично було винесено, що 4% від України всього катодного цинку витрачатиметься цієї мети, чи:

239 * 0,04 = 9,56 т

Т. е. витрата цинкової пилу приблизно ще більше теоретично необхідної кількості.

Надлишкова пилюку у кількості:

9,56 – 4,43 = 5,13 т

Перейде вмедно-кадмиевиекеки. Укеках сумаCu +Cd +Zn становитиме 60%. Загалом умедно-кадмиевиекеки перейде:

>Zn 5,13

>Cu 3,52

>Cd 1,4

Разом 10,05 т

Усьогомедно-кадмиевихкеков щодоби утворюється:

10,05 * 100 / 60 = 16,75 т

Приймемо, що умедно-кадмиевихкеках міститься 30% вологи, чи:

16,75 * 30 / 70 = 7,18 т

Приймемо, що випаровування води становить дві% кількості нейтрального розчину, чи:

3141,14 * 0,02 = 62,82 т

Усього буде витрачено води, т:

З цинковимикеками 52,6

Змедно-кадмиевимикеками 7,18

На випаровування 62,82

Разом 122,6

Підрахуємо кількість відпрацьованого електроліту.

З кожного літра осаджується 105 кг цинку. З іншого боку виділяється кисень у анода:

>Н2О +ZnSО4 =Zn +H2SО4 + 0,5 О2

У кількості що можна підрахувати з співвідношення:

На 65,38 кгZn виділяється 16 кг О2

На 239000 кгZn виділяється x кг О2

Х = 239000 * 16 / 65,4 = 58489 кг чи 58,49 т

Доба кількість відпрацьованого електроліту одно:

3141,14 – (58,49 + 239) = 2843,65 т

Результати всіх розрахунків зводимо у загальну таблицю 2.

Таблиця 2 – Матеріальний баланс вилуговування

Прихід т % Витрата т %

>Обоженний цинковий концентрат

Відпрацьований електроліт

>Цинковая пил

Вода для промиваннякеков

>Небаланс

400

2843,65

9,56

122,6

2,36

11,84

84,18

0,28

3,63

0,07

Нейтральний розчин

Вологі цинковікеки

Вологімедно-кадмиевиекеки

Випаровування води

3141,14

150,28

23,93

62,82

92,98

4,45

0,71

1,86

Разом 3378,17 100 Разом 3378,17 100

2. Розрахунок теплового балансу вилуговування

Прихід тепла

1) Фізичне тепло недогарка при600С

Склад недогарка,%Теплоемкость,кДж/кгК

>ZnO 640,534

>ZnSO411,40,629

>ZnS1,50,497

>PbO 2,00,210

>PbSO41,60,922

>CuO2, 20,572

>CdO0,40,337

>Fe3O40,80,672

>Fe2O38,60,690

>CaSO40,60,758

>SiО25,90,803

Інші 1,60,500 [2]

>Теплоемкость недогарка:

З = (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

З = 0,578кДж/кгК

>Q1 = 400 * 103 * 0,578 * 60 = 13872000кДж

2) Фізичне тепло цинкової пилу при 25 градусів:

>Q2 = 9,56 * 103 * 0,389 * 25 = 92971кДж

3) Фізичне тепло води для промиваннякеков

>Q3 = 122,6 * 103 * 4,187 * 25 = 12833155кДж

4) Фізичне тепло відпрацьованого електроліту при 40 градусів:

Склад відпрацьованого електролітуТеплоемкостькДж/кгК

111 р/дм3ZnSO40,603

158ш/дм3H2SO41,404

1000 р/дм3Н2О4,187 [2]

Разом 1269 р/дм3

З = (0,603 * 0,111 + 1,404* 0,158 + 4,187 * 1,0) / 1,269 = 3,527кДж/кгК

>Q4 = 28,43,65 * 103 * 3,527 * 40 = 401182142кДж

5) Тепло екзотермічних реакцій

>ZnO +H2SO4 =ZnSO4 +Н2О + 103,75кДж

400000 * 0,64 * 103 * 103,75 / 81,38 = 326370116кДж

>CuO +H2SO4 =CuSO4 +Н2О + 80,34кДж

400000 * 0,011 * 103 * 80,34 / 79,55 = 4443696кДж

>CdO +H2SO4 =CdSO4 +Н2О + 144,34кДж

400000 * 0,004 * 103 * 144,34 / 128,4 = 1798629кДж

>PbO +H2SO4 =PbSO4 +Н2О + 136,54кДж

400000 * 0,02 * 103 * 136,54 / 223,2 = 4893907кДж

>CuSO4 +Zn =ZnSO4 +Cu + 207,1кДж

3,52 * 106 * 207,1 / 63,55 = 11471157кДж

>CdSO4 +Zn =ZnSO4 +Cd + 52,3кДж

1,4 * 106 * 52,3 / 112,4 = 651423кДж

>Q5 = 349628928кДж

Разом прихід тепла:

>QПРИХ =Q1 +Q2 +Q3 +Q4 +Q5 = 777609196кДж

Витрата тепла

1) Тепло,уносимое нейтральним розчином при600С:

Склад розчинуТеплоемкостькДж/кгК

370 р/дм3ZnSO40,603

10ш/дм3H2SO41,404

1000 р/дм3Н2О4,187 [2]

Разом 1380 р/дм3

З = (0,603 * 0,370 + 1,404* 0,01 + 4,187 * 1,0) / 1,380 = 3, 206кДж/кгК

>Q1 = 3141,14 * 103 * 3, 206 * 60 = 604229690кДж

2) Тепло,уносимое цинковимикеками при600С

Складкека,%Теплоемкость,кДж/кгК

>ZnS6,140,488

>PbSO417,690,346

>CuO4,50,572

>Fe3O43,280,672

>Fe2O335,220,690

>SiО224,160,803

Інші 6,550,500 [2]

З = (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 = 0,627кДж/кгК

>Q2 = 97,68 * 103 * 0,627 * 60 = 3674722кДж

3) Тепло,уносимое мідно –кадмиевимикеками при600С

Складкека,%Теплоемкость,кДж/кгК

>Zn30,630,405

>Cd8,360,234

>Cu21,010,378

Інші 40,00,500 [2]

З = (0,405*30,63 + 0,378*21,01 + 0,234*8,36 + 0,5*40) / 100 = 0,423кДж/кгК

>Q3 = 16,75 * 103 * 0,423 * 60 = 425115кДж

4) Тепло,уносимое водоюмедно-кадмиевих і цинковихкеков:

>Q4 = (52,6 + 7,18) * 103 * 4,187 * 60 = 15017932кДж

5) Тепло на випаровування води

>Q5 = 2260 * 62,82 * 103 = 141973200кДж

6)Теплопотери через стінку реактора

>Рассчитаем загальну поверхню реактора

F =Dh +Rl = 3,14 * 6,25 * 3 + 3,14 * 3,51 * 3,125 = 94 м2

Де D – діаметр реактора, м

h – висота циліндра реактора, м

R – радіус реактора, м

l – утворює конуса, м

кожух реактора виконаний із листової сталі завтовшкиS2 = 12 мм.Футеровка реактора виконана зкислотоупорного цегли завтовшкиS1 = 115 мм. Коефіцієнт теплопровідності стали становить2 = 268кДж/м2чК,кислотоупорного цегли1 = 4,187кДж/м2чК

Середня температура вмісту реактораtСР = 60 градусів. Середня температура повітря на відділенніtВОЗД = 20 градусів.

Коефіцієнт тепловіддачі від вмісту реактора до цегельною стінці приймаємо за даними практики1 = 2094кДж/м2чК

Коефіцієнт тепловіддачі від кожуха реактора в навколишній повітря приймаємо2 = 63кДж/м2чК

З вищенаведених даних визначимо коефіцієнт теплопередачі через стінку реактора:

 >кДж/м2чК

>Q6 =k * F *t * = 22,8 * 94 * 40 * 24 = 2057472кДж

Разом витрата

Страница 1 из 2 | Следующая страница

Схожі реферати:

Навігація