范文一：冶金工程专业设计 年产5万吨锌冶炼沸腾焙烧炉设计

沸腾炉焙烧设计

题目：年产5万吨锌冶炼沸腾焙烧炉设计 学生：胡振华

班级：冶金093班 学号： 31号

指导老师：万林生

目录

第一章 沸腾焙烧设计概述 .................................................... 1 1.1 原始资料 ............................................................ 1 1.2 1.3

设计原则和指导思想 .................................................. 1 课程设计说明书内容 .................................................. 1

1.4 绘制图纸 ............................................................ 1

第二章 沸腾焙烧 ............................................................ 2 2.1 2.2 2.3

沸腾焙烧工艺 ........................................................ 2 沸腾焙烧设备 ........................................................ 2 沸腾焙烧特点 ........................................................ 3

第三章 沸腾焙烧冶金计算 .................................................... 4

3.1 沸腾焙烧冶金计算内容 ................................................ 4 3.2 锌精矿物相组成计算 .................................................. 4 3.3 烟尘产出率及其化学和物相组成计算 .................................... 5 3.4 焙砂产出率及其化学与物相组成计算 .................................... 7 3.5 焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算 ............................ 8 3.6 3.7

焙烧炉排出烟量和组成 ................................................ 9 热平衡计算 ......................................................... 11

3.7.1 热收入 ............................................................. 11 3.7.2 热支出 ............................................................. 13 第四章 沸腾焙烧主要设备选择计算 ........................................... 15 4.1 4.2 4.3 4.4 4.5 4.6 4.7

床面积 ............................................................. 15 前室面积 ........................................................... 15 流态化床断面尺寸 ................................................... 15 沸腾层高度 ......................................................... 16 炉膛面积和直径 ..................................................... 16 炉膛高度 ........................................................... 16 炉膛空间体积V 的确定 ............................................... 17

4.8 气体分布板及风帽 ................................................... 17 4.8.1 气体分布板孔眼率 ................................................... 17 4.8.2 确定炉底上风帽孔眼的总数目： ....................................... 17 4.9 风帽 ............................................................... 17 4.10 4.11 4.12 4.13 4.14

沸腾冷却层面积 ..................................................... 17 水套中循环水的消耗量 ............................................... 17 风箱容积 ........................................................... 18 加料管面积 ......................................................... 18 排烟口面积 ......................................................... 18

第五章 沸腾炉经济技术指标 ................................................. 19 参考资料 ................................................................... 20

第一章 沸腾焙烧设计概述

1.1原始资料

1.2设计原则和指导思想

对设计的总要求是技术先进; 工艺上可行; 经济上合理，所以, 设计应遵循的原则和指导思

想为：

1、遵守国家法律、法规，执行行业设计有关标准、规范和规定，严格把关，精心设计； 2、设计中对主要工艺流程进行多方案比较，以确定最佳方案；

3、设计中应充分采用各项国内外成熟技术，因某种原因暂时不上的新技术要预留充分的可能性。所采用的新工艺、新设备、新材料必须遵循经过工业性试验或通过技术鉴定的原则；

4、要按照国家有关劳动安全工业卫生及消防的标准及行业设计规定进行设计；

5、在学习、总结国内外有关厂家的生产经验的基础上，移动试用可行的先进技术； 6、设计中应充分考虑节约能源、节约用地，实行自愿的综合利用，改善劳动条件以及保护生态环境。

1.3课程设计说明书内容

a) b) c) d) e)

沸腾焙烧炉专题概述； 沸腾焙烧；

沸腾焙烧热平衡计算；

主要设备（沸腾炉和鼓风炉）设计计算； 沸腾炉主要经济技术指标；

1.4绘制图纸

1) 沸腾焙烧结构总图（要求纵剖面和至少一个横剖面）； 2) 气体分布板部分图

第二章 沸腾焙烧

2.1沸腾焙烧工艺

金属锌的生产，无论是用火法还是湿法，90%以上都是以硫化锌精矿为原料。硫化锌不能被廉价的、最容易获得的碳质还原剂还原，也不容易被廉价的，并且在浸出—电积湿法炼锌生产流程中可以再生的硫酸稀溶液（废电解液）所浸出，因此对硫化锌精矿氧化焙烧使之转变成氧化锌是很有必要的。焙烧就是通常采用的完成化合物形态转变的化学过程，是冶炼前对矿石或精矿进行预处理的一种高温作业。

硫化物的焙烧过程是一个发生气固反应的过程，将大量的空气（或富氧空气）通入硫化矿物料层，在高温下发生反应，氧与硫化物中的硫化合产生气体SO 2，有价金属则变成为氧化物或硫酸盐。同时去掉砷、锑等杂质，硫生成二氧化硫进入烟气，作为制硫酸的原料。焙烧过程得到的固体产物就被称为焙砂或焙烧矿。

焙烧过程是复杂的，生成的产物不尽一致，可能有多种化合物并存。一般来说，硫化物的氧化反应主要有：

1）硫化物氧化生成硫酸盐 MeS + 2 O2 = MeSO4 2）硫化物氧化生成氧化物

MeS + 1.5 O2 = MeO + SO2 3）金属硫化物直接氧化生成金属 MeS + 2 O2 = MeO + SO2 4）硫酸盐离解

MeSO 4 = MeO + SO3

SO3 = SO2 + 0.5 O2

此外，在硫化锌精矿中，通常还有多种化合价的金属硫化物，其高价硫化物的离解压一般都比较高，故极不稳定，焙烧时高价态硫化物离解成低价态的硫化物，然后再继续进行其焙烧氧化反应过程。

在焙烧过程中，精矿中某种金属硫化物和它的硫酸盐在焙烧条件下都是不稳定的化合物时，也可能相互反应，如：

FeS + 3FeSO4 = 4FeO + 4SO2 由上述各种反应可知，锌精矿中各种金属硫化物焙烧的主要产物是MeO 、MeSO 4以及SO 2 、SO 3 和O 2。此外还可能有MeO·Fe2O 3，MeO·SiO2等。

2.2沸腾焙烧设备

沸腾焙烧炉炉体（下图）为钢壳内衬保温砖再衬耐火砖构成。为防止冷凝酸腐蚀，钢壳外面有保温层。炉子的最下部是风室，设有空气进口管，其上是空气分布板。空气分布板上是耐火混凝土炉床，埋设有许多侧面开小孔的风帽。炉膛中部为向上扩大的圆锥体，上部焙烧空间的截面积比沸腾层的截面积大，以减少固体粒子吹出。沸腾层中装有的冷却管，炉体还设有加料口、矿渣溢流口、炉气出口、二次空气进口、点火口等接管。炉顶有防爆孔。

操作指标和条件主要有焙烧强度、沸腾层高度、沸腾层温度、炉气成分等。

① 焙烧强度 习惯上以单位沸腾层截面积一日处理含硫35％矿石的吨数计算。焙烧强

度与沸腾层操作气速成正比。气速是沸腾层中固体粒子大小的函数，一般在 1～3m/s范围内。一般浮选矿的焙烧强度为15～20t/(m ?d ) ；对于通过3×3mm的筛孔的破碎块矿，焙烧强度为30t/(m ?d ) 。

② 沸腾层高度 即炉内排渣溢流堰离风帽的高度，一般为0.9～1.5m 。

③ 沸腾层温度 随硫化矿物、焙烧方法等不同而异。例如:锌精矿氧化焙烧为1070～

1100℃,而硫酸化焙烧为900～930℃；硫铁矿的氧化焙烧温度为850～950℃。

④ 炉气成分 硫铁矿氧化焙烧时，炉气中二氧化硫13％～13.5％，三氧化硫≤0.1％。硫酸化焙烧, 空

气过剩系数大，故炉气中二氧化硫浓度低而三氧化硫含量增加。

2.3沸腾焙烧特点

①焙烧强度高；

②矿渣残硫低；

③可以焙烧低品位矿；

④炉气中二氧化硫浓度高、三氧化硫含量少；

⑤可以较多地回收热能产生中压蒸汽，焙烧过程产生的蒸汽通常有35％～45％是通过沸腾层中的冷却管获得；

⑥炉床温度均匀；

⑦结构简单，无转动部件，且投资省，维修费用少； ⑧操作人员少，自动化程度高，操作费用低；

⑨开车迅速而方便，停车引起的空气污染少。但沸腾炉炉气带矿尘较多，空气鼓风机动力消耗较大。

第三章 沸腾焙烧冶金计算

3.1 沸腾焙烧冶金计算内容

锌精矿沸腾焙烧，烟尘和焙沙产出率计算、焙烧需要空气量和烟气量计算、物料平衡和热平衡计算；

3.2 锌精矿物相组成计算

原始数据：

分别呈ZnS 、CdS 、PbS 、CuFeS 2、形态存在。

以100kg 锌精矿（干量）进行计算。 1.ZnS 量 ：2.CdS 量：3.PbS 量：

44. 57?97. 4

65. 4

=66. 38kg

Fe 7S 8

FeS 2；脉石中的Ca 、Mg 、Si 分别呈

CaCO

3

、

MgCO

3

、SiO 2

其中Zn ：44.57kg S：21.81kg

0. 19?144. 4112. 4

1. 8?239. 2207. 2

=0. 24kg

其中 Cd：0.19kg S：0.05kg

=2. 08kg

其中：Pb ：1.8kg S：0.28kg

其中：Cu ：0.32kg Fe：0.28kg S：0.32kg

4. CuFeS 2量：

0. 32?183. 35

63. 5

=0. 92kg

5. FeS 2和Fe 7S 8量：除去CuFeS 2中Fe 的含量，余下的Fe 为10.92-0.28=10.64kg ，除去ZnS 、CdS 、PbS 、CuFeS 2中S 的含量，余下的S 量为32. 00-(21. 81+0. 05+0. 28+0. 32) =9. 54Kg 。此S 量全部分布在FeS 2和Fe 7S 8中，设FeS 2中Fe 为x kg ，S 量为y kg ，则

y ?x

=??55. 8532?2

解得：x =5.24kg ，y =6kg ?

10. 64-x 9. 54-y

Fe 7S 8?=

?32?8?55. 85?7

FeS

2

即FeS 2中：Fe=5.24kg 、S=6kg 、FeS 2=11.24kg 。

Fe 7S 8中：Fe ：10.64-5.24=5.4kg

S：9.54-6=3.54kg Fe 7S 8：8.94kg 其中CaO ：1.84kg CO 2：1.45kg 其中MgO ：0.12kg CO 2：0.13kg

6. CaCO 3量：7. MgCO 3量：

1. 84?100. 1

56. 10. 12?84. 3

40. 3

=3. 29kg =0. 25kg

表3-1 混合精矿物相组成，kg

3.3 烟尘产出率及其化学和物相组成计算

焙烧矿产出率一般为锌精矿的88%，烟尘产出率取50%，则烟尘量为：44公斤。镉60%进入烟尘，锌48%进入烟尘，其它组分在烟尘中的分配率假定为50%，空气过剩系数 1.25。 烟尘产出率及烟尘物相组成计算： Zn 44. 57?0. 48=21. 39kg Cd 0. 19?0. 60=0. 114kg Pb 1. 8?0. 50=0. 9kg Cu 0. 32?0. 50=0. 16kg Fe 10. 92?0. 50=5. 46kg CaO 1. 84?0. 50=0. 92kg MgO 0.. 12?0. 50=0. 06kg

SiO 2 4. 96?0. 50=2. 48kg

其他 1. 7?0. 50=0. 85kg

按生产实践，烟尘中残硫以硫酸盐形态Sso 4为2.14%，以硫化物形态Ss 为1.73%。PbO 与SiO 2结合成PbO* SiO2, 余下SiO 2为游离形态，其他金属为氧化物形态存在。 各组分化合物进入烟尘的数量为：

Ss 量 100*0.44*0.0173=0.761 Sso 4 量 100*0.44*0.0214=0.942 1.ZnS 量：

0. 761?97. 432

0. 942?161. 4

32

=2. 316kg

其中：Zn 1.555kg S 0.761kg

其中：Zn 1.925kg S 0.942kg O 1.884kg

5. 46?159. 7111. 7

=7. 806kg

2. ZnSO 4量：

=4. 751kg

3．ZnO ?Fe 2O 3量：烟尘中Fe 先生成Fe 2O 3，其量为：ZnO 结合成ZnO ?Fe 2O 3，其量为：7. 806?

ZnO ?Fe 2O 3量为

2. 602?241. 1

159. 7

=3. 928kg

13

=2. 602kg

，Fe 2O 3有与

。

其中：Zn 1.07kg Fe 1.82kg O 1.04kg

余下的Fe 2O 3的量：7.806-2.602=5.204kg 其中：Fe 3.64kg O 1.56kg 4.ZnO 量：Zn=21.3936-（1.555+1.925+0.82）=16.844kg ZnO 5.CdO 量：6.CuO 量：

16. 8436?81. 4

65. 4

=20. 964kg

O 20.964-16.844=4.121kg

0.. 114?128. 4

112. 40. 16?79. 5

63. 5

=0.. 130kg

其中：Cd 0.114kg O 0.130-0.114=0.0162kg

=0. 200kg

其中：Cu 0.16kg O 0.040kg

=0. 969kg

7. PbO ?SiO 2量：PbO ，

0. 90?223. 2

207. 2

223. 2

其中：Pb 0.969kg O 0.069kg

与PbO 结合的SiO 2量：

0. 969?60

=0. 261kg

剩余的SiO 2量：2.48-0.261=2.219kg

表3-2烟尘产出率及其化学和物相组成，kg

3.4 焙砂产出率及其化学与物相组成计算

沸腾焙烧时，锌精矿中各组分转入焙砂的量为：

焙砂中S SO4取1.10%，S S 取0.4%，S SO4和S S 全部与Zn 结合；PbO 与SiO 2结合成 PbO ˙SiO 2；其他金属以氧化物形态存在。预定焙砂重量为88*0.5=44kg；

各组分化合物进入焙砂中的数量为：S SO 量：0.484kg ；

4

S S

量：0.176kg ；

1. ZnSO 4量：

0. 484?161. 4

32

=2. 441kg

其中：Zn 0.989Kg O 0.968Kg 2.ZnS 量：

0. 176?97. 4

32

=0. 536kg

其中：Zn 0.36kg S 0.176kg

3. ZnO ?Fe 2O 3量：焙砂中Fe 先生成Fe 2O 3，其量为

5. 46?159. 7111. 7

=7. 806kg

，Fe 2O 3有40%与ZnO

结合成ZnO ?Fe 2O 3，其量为7. 806?0. 4=3. 123kg 。

ZnO ?Fe 2O 3量：

3. 123?241. 1

159. 7

=4. 714kg

其中：Zn 1.279kg Fe 2.184kg O 1.251kg 余下的Fe 2O 3量：7. 806-3. 123=4. 683kg 其中：Fe 3.275kg O 1.408kg

4.ZnO 量：Zn 23. 176-(0. 989+0. 36+1. 279) =20. 608kg ZnO

20. 608?81. 4

65. 4

=25. 650kg

O 5.042kg

5.CdO 量：

0. 076?128. 4

112. 4

=0. 0868kg

其中：Cd 0.076kg O 0.0108kg 以上计算结果列于下表

表3-3焙砂的物相组成，kg

3.5 焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算

焙烧矿脱硫率计算

精矿中S 量为32.00kg ，焙砂和烟尘中的S 量为0.176+0.761+0.484+0.942=2.363kg，焙烧脱硫量为：32-2.363=29.637kg,脱硫率为：29.637/32=92%。 出炉烟气计算

假定95%的S 生成SO 2，5%的S 生成SO 3，则： 生成SO 2需要的O 2量为：S +O 2=SO 2

29. 637?0. 95?

3232

=28. 155kg

32

生成SO 3需要的O 2量为：S +

29. 637?0. 05?

4832

O 2=SO 3

=2. 223kg

烟尘和焙砂中，氧化物和硫酸盐的含氧量为8.730+8.789=17.519kg ，则100kg 锌精矿（干量）焙烧需理论氧量为：

28. 155+2. 223+17. 519=47. 897kg

空气中氧的质量百分比为23%，则需理论空气量为：

47. 897?100

23

=208. 248kg

过剩空气系数可取1.25～1.30，本文取1.25，则实际需要空气量为：

208.248?1.25=260.310kg

空气中各组分的质量百分比为N 277%，O 223%，鼓入267.419kg 空气，其中：

N 2 260. 310?77%=200. 439kg O 2 260. 310?23%=59. 871kg

标准状况下，空气密度为1.293kg m 3，实际需要空气之体积为：

260. 311. 293

=201. 322kg

空气中，N 2和O 2的体积百分比为79%、21%,则： N 2 201. 322?79%=159. 045kg O 2 201. 322?21%=42. 278kg

3.6 焙烧炉排出烟量和组成

1. 焙烧过程中产出 SO 2 29. 637?95%?

64

32

80

=3. 705kg SO 3 29. 637?5%?32

=56. 310kg

2. 过剩的O 2量：59. 871-47. 897=11. 974kg 3. 鼓入空气带入的N 2量：200. 439kg

4. CaCO 3和MgCO 3分解产CO 2量：1.45+0.13=1.58kg 5. 锌精矿及空气带入水分产生的水蒸汽量：

进入焙烧矿的锌精矿含水取8%，100Kg 干精矿带入水分为空气带入水分量计算

假设该地区气象资料：大气压力754.8mmHg ，相对湿度77%，年平均气温17.5 C ，换算

8100-8

?100%=8. 696kg

。

成此条件下空气需要量为：

201. 322?

760754. 8

?

273. 15+17. 5

273. 15

=215. 703m

3

空气的饱和含水量为0.0162kg m 3，带入水分量为：

215. 703?0. 0162?0. 77=2. 691kg

11. 387?22. 4

18

=14. 170m

3

带入水分总量为：8. 696+2. 691=11. 387kg 或以上计算结果列于下表

9.639336 0.507197 0.393608 78.42891 4.099807 6.931144

SO 2

SO 3

56.31 3.705 1.58 200.439 11.974 11.387

19.70798 1.036983 0.804747 160.3508 8.382207 14.17098

CO 2 N 2 O 2 H 2O

共计 285.395 204.454 100

按以上计算结果编制的物料平衡表如下：（未计机械损失）

3.7 热平衡计算

3.7.1 热收入

进入流态化焙烧炉热量包括反应热及精矿、空气和水分带入热量等。 1. 硫化锌按下式反应氧化放出热量Q 1

ZnS+1

12

O 2=ZnO+SO2+105930千卡

97. 465. 4

=59. 275kg

生成ZnO 的ZnS 量：(16. 8436+1. 07+20. 602+1. 279) ?Q 1=

105930?59. 275

97. 4

=64466. 018千卡

2. 硫化锌按下式反应硫酸氧化放出热量O 2

ZnS+2O2=ZnSO4+185050千卡 生成ZnSO 4的ZnS 量:(1. 925+0. 989)?Q 2=185050?

4. 3497. 4

=8246千卡

97. 465. 4

=4. 34kg

3.ZnO 和Fe 2O 3按下式反应生成ZnO.Fe 2O 3放出的热量Q 3: ZnO+ Fe2O 3= ZnO.Fe2O 3+27300千卡 生成ZnO.Fe 2O 3的ZnO 量

(1. 07

Q 3=

+1. 279)?

81. 465. 4

=2. 924kg

27300?2. 924

81. 4

=980. 546千卡

4.FeS 2按下式反应氧化放出热量Q 4 4FeS2+11O2=2 Fe2O 3+8 SO2+790600千卡 Q4=

790600?11. 24

479. 4

=18536. 387千卡

5.FeS 按下式反应氧化放出热量Q 5 2FeS+3

12

O 2= Fe2O 3+2 SO2+293010千卡

78

=8. 498kg 12

=0. 44kg

Fe 7S 8分解得到FeS 量：5. 4+3. 54?

CuFeS2分解得到FeS 量:0. 28+0. 32?

得到FeS 总量为：8.498+0.44=8.938kg

Q5=

293010?8. 938

2?87. 85

=14904. 820千卡

6.CuFeS 2和Fe 7S 8分解得到硫燃烧放出热量Q 6 CuFeS2= Cu S2+FeS+ 分解出S 量： Fe7S 8=7FeS+

0. 92?32366. 82

12

S 2

=0. 08千卡

1

S 2

646. 95

=0. 442千卡

分解出S 量：

8. 94?32

1kg 硫燃烧放出的热量为2222千卡则： Q6=(0. 08+0. 442)?2222=1160. 906千卡 7.PbS 按下式反应放出热量Q 7 PbS+1

12

O 2=PbO+SO2+100690千卡

PbS+SiO2= PbO˙SiO 2+2030千卡 生成PbS 放出热量：

100690?2. 08

239. 2

=875. 565千卡

生成PbO ˙SiO 2量：1. 230+1. 230=2. 460kg 生成PbO ˙SiO 2放出热量：

2030?2. 460

283. 3

=17. 627千卡

Q7=875.565+17.627=893.192千卡 8.CdS 按下式反应放出热量Q 8 CdS+

12

O 2=CdO+SO2+98800千卡

144. 4112. 4

=0. 244kg

生成CdO 的CdS 量：0. 19? Q8 =

98800?0. 244

144. 4

=167. 011千卡

9.Cu 2S 按下式反应氧化放出热量Q 9 Cu2S+2 O2= 2CuO+ SO2+127470千卡 生成CuO 的Cu 2S 量：0. 32? Q9=

159. 1127. 1

=0. 401kg

127470?0. 401

159. 1

=320. 932千卡

10. 锌精矿带入热量Q 10

进入流态化焙烧炉的精矿温度为40 C , 精矿比热取0.2千卡 Q10=100?40?0. 2=800千卡 11. 空气带入热量为Q 11 空气比热取0.316千卡

kg ?C )

m

3

?C

)

, 空气温度为20 C ,

Q11=215. 703?20?0. 316=1363. 243千卡 12. 入炉精矿含水分8.696kg , 水分比热取1.0千卡 Q12=8. 696?40?1. 0=350千卡 热量总收入：

Q 总收入=Q1+O2+Q3+Q4+Q5+Q6+Q7+Q8+Q9+Q10+Q11+Q12+Q13

=64466.018+8246+980.546+18536.387+14904.82+1160.906+893.192+167.011+320.932+800+1363.243+350

=112189.055千卡； 3.7.2 热支出

1. 烟气带走量为Q 烟

炉顶烟气900C, 各比分比热为(千卡

kg ?C )，100kg 精矿中的水分带入热量Q

12

m

3

?C

)) ：

SO 2 SO3 C O2 N2 O2 H2O 0.529 0.55 0.521 0.333 0.350 0.403

Q 烟=(19. 70792?0. 529+1. 037?0. 55+0. 805?0. 521+160. 351?0. 333+8. 382?0. 350+14. 171?0. 403) ?900=66111. 095千卡

2. 烟尘带走的热量为Q 烟尘

由炉中出来的烟尘温度为900 C ，其比热为0.20千卡Q 烟尘=43.032×900×0.2=7745.760千卡 3. 焙砂带走的热量为Q 焙

由炉中出来的焙沙温度为850 C ，其比热为0.20千卡Q 焙=48.843×900×0.2=8303.310千卡 4. 锌精矿中水分蒸发带走热量为Q 蒸

kg ?C )

kg ?C )

Q 蒸=G水t 水C 水+G水V

Q 蒸=8. 696?40?1+8. 696?575=5350千卡

5. 精矿中碳酸盐分解吸收的热量为Q 分Ⅰ CaCO3分解吸热378千卡

, Mg CO3分解吸热314千卡

kg )kg )

Q分Ⅰ=378?3. 29+314?0. 25=1322. 120千卡 6.Cu FeS2和Fe 7S 8分解吸收的热量为Q 分Ⅱ

Q 分Ⅱ=(0. 28+5. 4)?222=1260. 960千卡 7. 通过炉顶和炉壁的散失热量为Q 散

为简化计算，按生产实践，散热损失均为热收入的2.3～5.5%，取5.0%

Q 散=Q总吸收?5.0%=112189.055?0.05=5609.453千卡 8.剩余热量为Q 剩

Q剩= Q总吸收-（Q 烟+Q烟尘+Q焙+ Q蒸+Q分Ⅰ+Q分Ⅱ+Q散）

=112189.055-(66111.095+7745.76+8303.31+5350+1322.12+1260.96+5609.453)

=16486.357 计算结果列于下表

第四章 沸腾焙烧主要设备选择计算

4.1床面积

床面积按每日需要焙烧的干精矿量依据同类工厂先进的床能率选取。计算式为：

空气的密度为：1.276kg/m3；

V=10*（253.5+2.620）/1.276=2007.21 m3/t；

F =

A a

其中：

A ：每日需要焙烧的干精矿量，t/d；

F:需要的床面积；

a-炉子床能率，锌精矿硫酸化焙烧5-6吨/日*平方米；

a=

86400W 操作

2

/米?日） W

V (1+βt 层）

86400?0. 51960. 56?（1+

900273

操作

=0.5米/秒

a=2

（吨/米?日）； =5.009 （吨/米2?日），则取为5.5

）

取锌回收率为94%，锌精矿含锌=44.57%

A=则 F =

50000

330*0. 94*0. 4457A a =3705. 5

=361. 648（吨/日），则取A 为370吨/日；

2

=67. 27m

4.2前室面积

一般为1.5～2m 2. 这里取1.5m 2.

4.3流态化床断面尺寸

D 床=1. 13

F 床-F 前室=1. 13

F 本床=1. 1367. 27-2=9. 13（米）

4.4沸腾层高度

据生产经验为H 层=1（米） 4.5炉膛面积和直径

V 烟 1 t 膛 F 床

86400W 膛

F 膛

W 膛=k*W带，（k 一般取0.3-0.55，这里取0.3； W带一般为1.35m/s；） 则W 腰=0.3*1.35=0.405

F 膛=

5. 5?2007. 21?(1+900273)?67. 27

86400?0. 405

=91. 1m

2

D 膛=1. 13?F 膛=10. 79m ，炉腹角ф取20 。

4.6炉膛高度

炉腹角ф取20

1. 未扩大直筒部分H 1，根据操作和安装方便而定，一般取1.46m 。 2. 炉腹角ф取20 ； 3. 扩大部分高度H 2；

H 2=

1

2

(D

膛

-D 床)?ctg 20

=2. 28m

4. 炉膛高度H 膛 H 3=

α?V 烟(1+βt 膛)?F 床?t

86400?F 膛

式中t —烟气在炉内必须停留的时间，秒，取20s .

H 3=

α?V 烟(1+βt 膛)?F 床?t

86400F 膛

=5.5*2007.21*（1+900/273）*67.27*20/86400/91.1=8.11m

H 膛=H 1+H 2+H 3=11. 85m

4.7炉膛空间体积V 的确定

对于锌的酸化焙烧，一般取V 炉膛=（10-12）F 本床； V 炉膛=11*67.27=739.97立方米； 4.8气体分布板及风帽

4.8.1 气体分布板孔眼率：根据经验本设计取1.2%； 4.8.2 确定炉底上风帽孔眼的总数目：

标准伞形风帽d8*6m（孔径*孔数），炉底上风帽的排列方式，对于圆形炉具有用同心圆排列法，通常同心圆之距离为170-180m/m，每一圆周上的中心距为150-200m/m，孔眼率为0.95-1.2% n=1.2

V W 孔眼f

=1.2?

2001. 322*10*370/(3600*24)

10?3. 14*0. 04*0. 04

=20588. 31

4.9 风帽

风帽数量一般可由下式计算：

N =

n m

=20588. 31/6=3431

个；

4.10 沸腾冷却层面积

冷却水的平均温度为40摄氏度

F 冷=

Q 剩K (t 层

16486. 354*370*102==16. 42（米） -t 水）24?180?(900-40)

4.11 水套中循环水的消耗量

水的比热为4.187*4.17千卡/kg*度； 排出水套的水温为：60摄氏度；

进入水套的水温：10摄氏度；

A 冷=

Q 剩C (t -t 0)

=

16486. 354*370*104. 187*(60-10)

=2911. 43(公斤/时)

4.12 风箱容积

V 风800

V 风箱=（

）

1. 34

=(6. 29*3600/800) 1.34=88.21立方米

4.13 加料管面积

W 料一般取200-300吨/平方米*时；

F 管=

G 料W 料

=370/210/24=0. 074（米）

2

4.14 排烟口面积

aV 烟（1+βt 烟）F 床

86400W 烟

F 烟=

=3. 69（米）

2

第五章 沸腾炉经济技术指标

冶金经济技术指标

序号 项目 1 炉子处理量 2 烧成率 3 床能力 4 烟尘率 5 脱硫率 6 本床面积 7 前室面积 8 流态化床断面尺寸 9 沸腾层高度 10 炉腹角 11 炉膛扩大部分高度 12 炉膛直径 13 炉膛面积 14 炉膛未扩大部分高度 15 沸腾层高度 16 炉膛高度 17 气体分布孔眼率 18 孔眼速度 19 风帽个数 20 沸腾层冷却层面积 21 水套循环水消耗 22 水套综合传热系数 23 沸腾层温度 24 空气系数 25 风箱容积 26 加料管面积 27 排烟口面积

单位 吨/日 % 吨/米2*日 % % 米 米 米 米 度 米 米 米 米 米 米 % 米/秒 个 平方米 公斤/时 千卡/平方米*时*摄氏度 摄氏度 立方米 平方米 平方米

19

数据 备注

370.00 80.00 5.50 48.90 92.00 67.27 1.50 9.13 1.00 20.00 2.28 10.79 91.10 1.46 1.00 11.85 1.20 10.00 3431.00 16.42 2911.43 180.00 900.00 1.25 88.21 0.07 3.69

参考资料

【1】有色冶金学

【2】铜铅锌冶炼设计参考资料（中册） 【3】重有色冶金炉设计参考资料 【4】冶金工厂设计基础

今天天气很好，在外面玩的开心吧，此刻我很想你，小H 。

20

2013/01/10

范文二：冶金工程专业设计_年产6万吨锌冶炼沸腾焙烧炉设计

江西理工大学

冶金与化学工程学院

江西理工大学：

冶金工程（有色金属方向）专业设计

志存高远

冶金10345班 国蔚为 2013/12/21

责任危险

江西理工大学

目 录

第一章 设计概述…………………………………………………………………1

1.1设计依据……………………………………………………………………1 1.2设计原则和指导思想………………………………………………………1 1.3 毕业设计任务 …………………………………………………………1 第二章 工艺流程的选择与论证…………………………………………………1

2.1原料组成及特点……………………………………………………………1 2.2沸腾焙烧工艺及主要设备的选择…………………………………………1 第三章 物料衡算及热平衡计算 …………………………………………………3

3.1锌精矿流态化焙烧物料平衡计算…………………………………………3 3.1.1锌精矿硫态化焙烧冶金计算…………………………………………3 3.1.2烟尘产出率及其化学和物相组成计算………………………………4 3.1.3焙砂产出率及其化学与物相组成计算………………………………6 3.1.4焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算……………………7 3.2热平衡计算…………………………………………………………………9 3.2.1热收入…………………………………………………………………9 3.2.2热支出…………………………………………………………………11 第四章 沸腾焙烧炉的选型计算 …………………………………………………13

4.1床面积………………………………………………………………………13 4.2前室面积……………………………………………………………………13 4.3炉膛面积和直径……………………………………………………………13 4.4炉膛高度……………………………………………………………………14 4.5气体分布板及风帽…………………………………………………………14 4.5.1气体分布板孔眼率……………………………………………………14 4.5.2风帽……………………………………………………………………14 4.6沸腾冷却层面积……………………………………………………………14 4.7水套中循环水的消耗量……………………………………………………14 4.8风箱容积……………………………………………………………………15 4.9加料管面积…………………………………………………………………15 4.10溢流排料口 ………………………………………………………………15 4.11排烟口面积 ………………………………………………………………15 参考文献……………………………………………………………………………15

- I -

第一章 设计概述

1.1设计依据

根据《冶金工程专业课程设计指导书》。

1.2设计原则和指导思想

对设计的总要求是技术先进; 工艺上可行; 经济上合理，所以, 设计应遵循的原则和指导思想为：

1、遵守国家法律、法规，执行行业设计有关标准、规范和规定，严格把关，精心设计； 2、设计中对主要工艺流程进行多方案比较，以确定最佳方案；

3、设计中应充分采用各项国内外成熟技术，因某种原因暂时不上的新技术要预留充分的可能性。所采用的新工艺、新设备、新材料必须遵循经过工业性试验或通过技术鉴定的原则；

4、要按照国家有关劳动安全工业卫生及消防的标准及行业设计规定进行设计； 5、在学习、总结国内外有关厂家的生产经验的基础上，移动试用可行的先进技术；

6、设计中应充分考虑节约能源、节约用地，实行自愿的综合利用，改善劳动条件以及保护生态环境。

1.3毕业设计任务

一、沸腾焙烧炉专题概述 二、沸腾焙烧

三、沸腾焙烧热平衡计算

四、主要设备（沸腾炉和鼓风炉）设计计算 五、沸腾炉主要经济技术指标

第二章 工艺流程的选择与论证

2.1原料组成及特点

本次设计处理的原料锌精矿成分如下表所示。

2.2沸腾焙烧工艺及主要设备的选择

金属锌的生产，无论是用火法还是湿法，90%以上都是以硫化锌精矿为原料。硫化锌不能被廉价的、最容易获得的碳质还原剂还原，也不容易被廉价的，并且在浸出—电积湿法炼锌生产流程中可以再生的硫酸稀溶液（废电解液）所浸出，因此对硫化锌精矿氧化焙烧使之转变成氧化锌是很有必要的。焙烧就是通常采用的完成化合物形态转变的化学过程，是冶炼前

对矿石或精矿进行预处理的一种高温作业。

硫化物的焙烧过程是一个发生气固反应的过程，将大量的空气（或富氧空气）通入硫化矿物料层，在高温下发生反应，氧与硫化物中的硫化合产生气体SO 2，有价金属则变成为氧化物或硫酸盐。同时去掉砷、锑等杂质，硫生成二氧化硫进入烟气，作为制硫酸的原料。焙烧过程得到的固体产物就被称为焙砂或焙烧矿。

焙烧过程是复杂的，生成的产物不尽一致，可能有多种化合物并存。一般来说，硫化物的氧化反应主要有：

1）硫化物氧化生成硫酸盐 MeS + 2 O2 = MeSO4 2）硫化物氧化生成氧化物

MeS + 1.5 O2 = MeO + SO2 3）金属硫化物直接氧化生成金属 MeS + 2 O2 = MeO + SO2 4）硫酸盐离解

MeSO 4 = MeO + SO3

SO3 = SO2 + 0.5 O2

此外，在硫化锌精矿中，通常还有多种化合价的金属硫化物，其高价硫化物的离解压一般都比较高，故极不稳定，焙烧时高价态硫化物离解成低价态的硫化物，然后再继续进行其焙烧氧化反应过程。

在焙烧过程中，精矿中某种金属硫化物和它的硫酸盐在焙烧条件下都是不稳定的化合物时，也可能相互反应，如：

FeS + 3FeSO4 = 4FeO + 4SO2 由上述各种反应可知，锌精矿中各种金属硫化物焙烧的主要产物是MeO 、MeSO 4以及SO 2 、SO 3 和O 2。此外还可能有MeO·Fe2O 3，MeO·SiO2等。

沸腾焙烧炉炉体（下图）为钢壳内衬保温砖再衬耐火砖构成。为防止冷凝酸腐蚀，钢壳外面有保温层。炉子的最下部是风室，设有空气进口管，其上是空气分布板。空气分布板上是耐火混凝土炉床，埋设有许多侧面开小孔的风帽。炉膛中部为向上扩大的圆锥体，上部焙烧空间的截面积比沸腾层的截面积大，以减少固体粒子吹出。沸腾层中装有的冷却管，炉体还设有加料口、矿渣溢流口、炉气出口、二次空气进口、点火口等接管。炉顶有防爆孔。

操作指标和条件主要有焙烧强度、沸腾层高度、沸腾层温度、炉气成分等。

① 焙烧强度 习惯上以单位沸腾层截面积一日处理含硫35％矿石的吨数计算。焙烧强

度与沸腾层操作气速成正比。气速是沸腾层中固体粒子大小的函数，一般在 1～3m/s范围内。一般浮选矿的焙烧强度为15～20t/(m ?d ) ；对于通过3×3mm的筛孔的破碎块矿，焙烧强度为30t/(m ?d ) 。

② 沸腾层高度 即炉内排渣溢流堰离风帽的高度，一般为0.9～1.5m 。

③ 沸腾层温度 随硫化矿物、焙烧方法等不同而异。例如:锌精矿氧化焙烧为1070～

1100℃,而硫酸化焙烧为900～930℃；硫铁矿的氧化焙烧温度为850～950℃。

④ 炉气成分 硫铁矿氧化焙烧时，炉气中二氧化硫13％～13.5％，三氧化硫≤0.1％。

硫酸化焙烧, 空气过剩系数大，故炉气中二氧化硫浓度低而三氧化硫含量增加。

特点:①焙烧强度高；②矿渣残硫低；③可以焙烧低品位矿；④炉气中二氧化硫浓度高、三氧化硫含量少；⑤可以较多地回收热能产生中压蒸汽，焙烧过程产生的蒸汽通常有35％～45％是通过沸腾层中的冷却管获得；⑥炉床温度均匀；⑦结构简单，无转动部件，且投资省，维修费用少；⑧操作人员少，自动化程度高，操作费用低；⑨开车迅速而方便，停车引起的空气污染少。但沸腾炉炉气带矿尘较多，空气鼓风机动力消耗较大。

第三章 物料衡算及热平衡计算

3.1锌精矿流态化焙烧物料平衡计算

3.1.1锌精矿硫态化焙烧冶金计算

根据精矿的物相组成分析，精矿中各元素呈下列化合物形态Zn 、Cd 、Pb 、Cu 、Fe 分别呈ZnS 、CdS 、PbS 、CuFeS 2、Fe 7S 8 FeS 2；脉石中的Ca 、Mg 、Si 分别呈CaCO 3、MgCO 3、SiO 2形态存在。

以100kg 锌精矿（干量）进行计算。

49. 7?97. 4

=74. 02kg 其中Zn ：49.7kg S：24.32kg

65. 40. 22?144. 4

=0. 28kg 其中 Cd：0.22kg S：0.06kg 2.CdS 量：

112. 41. 39?239. 2

=1. 60kg 其中：Pb ：1.39kg S：0.21kg 3.PbS 量：

207. 2

0. 28?183. 35

=0. 81kg 其中：Cu ：0.28kg Fe：0.25kg S：0.28kg 4. CuFeS 2量：

63. 5

1.ZnS 量 ：

5. FeS 2和Fe 7S 8量：除去CuFeS 2中Fe 的含量，余下的Fe 为8.47-0.25=8.22kg ，除去ZnS 、CdS 、PbS 、CuFeS 2中S 的含量，余下的S 量为30. 61-(24. 32+0. 06+0. 21+0. 28) =5. 74Kg 。此S 量全部分布在FeS 2和Fe 7S 8中，设FeS 2中Fe 为x kg ，S 量为y kg ，则

y ?x

FeS 2?=

?55. 8532?2

解得：x =0.72kg ，y =0.83kg ?

8. 22-x 5. 74-y

Fe 7S 8?=

?32?8?55. 85?7

即FeS 2中：Fe=0.72kg 、S=0.83kg 、FeS 2=1.55kg 。

Fe 7S 8中：Fe ：8.22-0.72=7.5kg S：5.74-0.83=4.91kg Fe 7S 8：12.41kg

1. 05?100. 1

=1. 87kg 其中CaO ：1.05kg CO 2：0.82kg

56. 10. 36?84. 3

=0. 75kg 其中MgO ：0.36kg CO 2：0.39kg 7. MgCO 3量：

40. 3

6. CaCO 3量：

表3-1 混合精矿物相组成，kg

3.1.2烟尘产出率及其化学和物相组成计算

焙烧矿产出率一般为锌精矿的88%，烟尘产出率取50%，则烟尘量为：44公斤。镉60%进入烟尘，锌48%进入烟尘，其它组分在烟尘中的分配率假定为50%，空气过剩系数 1.25。 烟尘产出率及烟尘物相组成计算： Zn 49. 07?0. 48=23. 856kg Cd 0. 22?0. 60=0. 132kg Pb 1. 39?0. 50=0. 695kg Cu 0. 28?0. 50=0. 14kg Fe 8. 47?0. 50=4. 235kg CaO 1. 05?0. 50=0. 0. 525kg MgO 0. 36?0. 50=0. 18kg

SiO 2 5. 21?0. 50=2. 605kg

S s 0.761x kg

S SO 4 0.942x kg

其他 2. 71?0. 50=1. 355kg

各组分化合物进入烟尘的数量为：

0. 761?97. 4

=2. 316xkg 其中：Zn 1.555kg S 0.761kg 1.ZnS 量：

32

0. 942?161. 4

=4. 751kg 其中：Zn 1.925kg S 0.942kg O 1.884kg 2. ZnSO 4量：

32

4. 235?159. 7

=6. 055kg ，Fe 2O 3有3．ZnO ?Fe 2O 3量：烟尘中Fe 先生成Fe 2O 3，其量为：

111. 7

1

与ZnO 结合成ZnO ?Fe 2O 3，其量为：6. 055?=2. 018kg 。

3

2. 018?241. 1

=3. 046kg 其中：Zn 0.82kg Fe 1.411kg O 0.815kg ZnO ?Fe 2O 3量为

159. 7余下的Fe 2O 3的量：6.055-2.018=4.037kg 其中：Fe 2.824 kg O 1.213kg 4.ZnO 量：Zn 23.856-（1.555+1.925+0.82）=19.556kg ZnO 5.CdO 量：6.CuO 量：

19. 556?81. 4

=24. 34kg O 24.34-19.556=4.784kg

65. 4

0. 132?128. 4

=0. 151kg 其中：Cd 0.132kg O 0.019kg

112. 4

0. 14?79. 5

=0. 0. 175kg 其中：Cu 0.14kg O 0.035kg

63. 5

0. 695?223. 2

=0. 749kg 其中：Pb 0.695kg O 0.054kg 7. PbO ?SiO 2量：PbO ，

207. 20. 749?60

=0. 0. 201kg 与PbO 结合的SiO 2量：

223. 2

剩余的SiO 2量：2.605-0.201=2.404kg

表3-2烟尘产出率及其化学和物相组成，kg

3.1.3焙砂产出率及其化学与物相组成计算

焙砂中S SO4取1.10%，S S 取0.4%，S SO4和S S 全部与Zn 结合；PbO 与SiO 2结合成 PbO ˙SiO 2；其他金属以氧化物形态存在。

各组分化合物进入焙砂中的数量为：S SO 4量：0.484kg , S S 量：0.176kg

0. 484?161. 4

=2. 441kg

32

其中：Zn 0.989Kg O 0.968Kg

0. 176?97. 4

=0. 536kg 2.ZnS 量：

32

1. ZnSO 4量：

其中：Zn 0.36kg S 0.176kg

3. ZnO ?Fe 2O 3量：焙砂中Fe 先生成Fe 2O 3，其量为

4. 235?159. 7

=6. 055kg ，Fe 2O 3有40%与

111. 7

ZnO 结合成ZnO ?Fe 2O 3，其量为6. 055?0. 4=2. 422kg 。

ZnO ?Fe 2O 3量：

2. 422?241. 1

=3. 66kg

159. 7

其中：Zn 0.99kg Fe 1.7kg O 0.97kg 余下的Fe 2O 3量：6. 055-2. 422=3. 633kg 其中：Fe 2.535kg O1.098kg

4.ZnO 量：Zn 25. 844-(0. 989+0. 36+0. 99) =23. 505kg

23. 505?81. 4

=29. 26kg

65. 4

0. 088?128. 4

=0. 1kg 5.CdO 量：

112. 4

ZnO

其中：Cd 0.088kg O 0.012kg 以上计算结果列于下表

表3-3焙砂的物相组成，kg

3.1.4焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算

3.1.4.1焙烧矿脱硫率计算

精矿中S 量为32.00kg ，焙砂和烟尘中的S 量为0.176+0.761+0.484+0.942=2.363kg，焙烧脱硫量为：30.61-2.363=28.247kg 出炉烟气计算

假定95%的S 生成SO 2，5%的S 生成SO 3，则： 生成SO 2需要的O 2量为：S +O 2=SO 2

32

=26. 834kg 32

3

生成SO 3需要的O 2量为：S +O 2=SO 3

2

48

28. 247?0. 05?=2. 119kg

32

28. 247?0. 95?

烟尘和焙砂中，氧化物和硫酸盐的含氧量为17.691kg ，则100kg 锌精矿（干量）焙烧需理论氧量为：

26. 834+2. 119+17. 691=46. 644kg

空气中氧的质量百分比为23%，则需理论空气量为：

46. 644?100

=202. 8kg

23

过剩空气系数可取1.25～1.30，本文取1.25，则实际需要空气量为：

202.8?1.25=253.5kg

空气中各组分的质量百分比为N 277%，O 223%，鼓入267.419kg 空气，其中：

N 2 253. 5?77%=195. 195kg

O 2 253. 5?23%=58. 305kg

标准状况下，空气密度为1.293kg m 3，实际需要空气之体积为：

253. 5

=196. 056kg 1. 293

空气中，N 2和O 2的体积百分比为79%、21%,则： N 2 196. 056?79%=154. 844kg O 2 196. 056?21%=41. 172kg 3.1.4.2焙烧炉排出烟量和组成 1. 焙烧过程中产出

64

=53. 669kg SO 2 28. 247?95%?3280

=3. 531kg SO 3 28. 247?5%?32

kg 2. 过剩的O 2量：58. 305-46. 600=11. 641

3. 鼓入空气带入的N 2量：196. 803kg

4. CaCO 3和MgCO 3分解产CO 2量：0.82+0.39=1.21kg 5. 锌精矿及空气带入水分产生的水蒸汽量：

进入焙烧矿的锌精矿含水取8%，100Kg 干精矿带入水分为空气带入水分量计算

赤峰地区气象资料：大气压力88650Pa ，相对湿度34%，年平均气温5 C ，换算成此条件下空气需要量为：

101325273. 15+5

196. 056??=210. 06m 3

88650273. 15空气的饱和含水量为0.0162kg m 3，带入水分量为：

210. 06?0. 0162?0. 77=2. 620kg

8

?100%=8. 696kg 。

100-8

带入水分总量为：8. 696+2. 620=11. 316kg 或以上计算结果列于下表

11. 316?22. 4

=14. 082m 3

18

按以上计算结果编制的物料平衡表如下：（未计机械损失）

3.2热平衡计算

3.2.1热收入

进入流态化焙烧炉热量包括反应热及精矿、空气和水分带入热量等。 1. 硫化锌按下式反应氧化放出热量Q 1

1

ZnS+1O 2=ZnO+SO2+105930千卡

2

生成ZnO 的ZnS 量：(19. 556+0. 82+23. 505+0. 99) ?Q 1=

105930?66. 826

=72678. 67千卡

97. 4

97. 4

=66. 826kg 65. 4

2. 硫化锌按下式反应硫酸氧化放出热量O 2 ZnS+2O2=ZnSO4+185050千卡 生成ZnSO 4的ZnS 量:(1. 925+0. 989)?Q 2=185050?

4. 34

=8246千卡 97. 4

97. 4

=4. 34kg 65. 4

3.ZnO 和Fe 2O 3按下式反应生成ZnO.Fe 2O 3放出的热量Q 3: ZnO+ Fe2O 3= ZnO.Fe2O 3+27300千卡 生成ZnO.Fe 2O 3的ZnO 量

(0. 82+0. 99)?81. 465. 4

=2. 253kg

Q 27300?2. 253

3=

81. 4

=755. 55千卡 4.FeS 2按下式反应氧化放出热量Q 4 4FeS2+11O2=2 Fe2O 3+8 SO2+790600千卡 Q790600?1. 55

4=

479. 4

=2556. 2千卡

5.FeS 按下式反应氧化放出热量Q 5

2FeS+31

2

O 2= Fe2O 3+2 SO2+293010千卡

Fe 分解得到FeS 量：7. 5+4. 91?7

7S 88=1180千卡

CuFeS25+0. 28?1

2分解得到FeS 量:0. 2

=0. 39千卡

Q293010?12. 19

5=

2?87. 85

=2. 328. 9千卡 6.CuFeS 2和Fe 7S 8分解得到硫燃烧放出热量Q 6 CuFeS1

2= Cu S2+FeS+2

S 2 分解出S 量：

0. 81?32

366. 8=0. 071千卡

Fe1

7S 8=7FeS+2

S 2

分解出S 量：

12. 41?32

646. 95

=0. 614千卡 1kg 硫燃烧放出的热量为2222千卡则： Q6=(0. 071+0. 614)?2222=1522. 07千卡 7.PbS 按下式反应放出热量Q 7

PbS+11

2

O 2=PbO+SO2+100690千卡

PbS+SiO2= PbO˙SiO 2+2030千卡 生成PbS 放出热量：

100690?1. 60

239. 2

=673. 512千卡

生成PbO ˙SiO 2量：0. 95+0. 95=1. 9kg 生成PbO ?1. 9

˙SiO 2放出热量：

2030283. 3

=13. 61千卡

Q7=673.512+13.61=689.412千卡 8.CdS 按下式反应放出热量Q 8

1

CdS+O 2=CdO+SO2+98800千卡

2

144. 4

=0. 28kg 生成CdO 的CdS 量：0. 22?

112. 4

98800?0. 28

=193. 38千卡 Q8 =

144. 4

9.Cu 2S 按下式反应氧化放出热量Q 9 Cu2S+2 O2= 2CuO+ SO2+127470千卡 生成CuO 的Cu 2S 量：0. 28? Q9=

159. 1

=0. 35kg 127. 1

127470?0. 35

=280. 815千卡

159. 1

10. 锌精矿带入热量Q 10

进入流态化焙烧炉的精矿温度为40 C , 精矿比热取0.2 Q10=100?40?0. 2=800千卡 11. 空气带入热量为Q 11 空气比热取0.316kg ?C )

m ?C )

3

, 空气温度为20 C ,

. 6千卡 Q11=210. 06?20?0. 316=1327

12. 入炉精矿含水分8.696kg , 水分比热取1.0 Q12=8. 696?40?1. 0=350千卡 热量总收入：

kg ?C )，100kg 精矿中的水分带入热量Q

12

Q 总收入=Q1+O2+Q3+Q4+Q5+Q6+Q7+Q8+Q9+Q10+Q11+Q12+Q13 =72679+8246+756+2556+20329+1522+689+193+280+800+1328+350

=109724千卡

3.2.2热支出 1. 烟气带走量为Q 烟

炉顶烟气900C, 各比分比热为(0

m ?C )) ：

3

SO 2 SO3 C O2 N2 O2 H2O 0.529 0.55 0.521 0.333 0.350 0.403

Q 烟=(18. 784?0. 529+0. 99?0. 55+0. 616?0. 521+156. 845?0. 333+8. 149?0. 350+14. 082?0. 403) ?900=64403千卡2. 烟尘带走的热量为Q 烟尘

由炉中出来的烟尘温度为900 C ，其比热为0.20Q 烟尘=44.23×900×0.2=7961.4千卡 3. 焙沙带走的热量为Q 焙

由炉中出来的焙沙温度为850 C ，其比热为0.20Q 焙=45.214×900×0.2=7961.4千卡 4. 锌精矿中水分蒸发带走热量为Q 蒸 Q 蒸=G水t 水C 水+G水V

千卡 Q 蒸=8. 696?40?1+8. 696?575=5350

kg ?C )

kg ?C )

5. 精矿中碳酸盐分解吸收的热量为Q 分Ⅰ CaCO3分解吸热378, Mg CO3分解吸热314kg )kg ) Q分Ⅰ=378?4. 57+314?0. 75=942. 36千卡 6.Cu FeS2和Fe 7S 8分解吸收的热量为Q 分Ⅱ

Q 分Ⅱ=(0. 25+7. 5)?222=1720. 5千卡 7. 通过炉顶和炉壁的散失热量为Q 散

为简化计算，按生产实践，散热损失均为热收入的2.3～5.5%，取5.0% Q 散=Q总吸收?5.0%=109714?0.05=5486.2千卡 8.剩余热量为Q 剩

Q剩= Q总吸收-（Q 烟+Q烟尘+Q焙+ Q蒸+Q分Ⅰ+Q分Ⅱ+Q散） =109724-（64403+7961+7686+5350+942+1720+5486）

=16073千卡 计算结果列于下表

第四章 沸腾焙烧炉的选型计算

4.1床面积

床面积按每日需要焙烧的干精矿量依据同类工厂先进的床能率选取。计算式为：

A

F =

a

86400W 操作a= W操作=0.5米/秒 /米2?日）V (1+βt 层）a=

86400?0. 5

=5.1 （吨/米2?日） 900

1960. 56?（1+）

273

60000

=389.18（吨/日）

330*0. 94*0. 497A 389. 18==76. 3m 2 则 F =a 5. 1

A=

4.2前室面积

一般为1.5～2m 2. 这里取2m 2.

D 床=1. 13F 床-F 前室=1. 13F 本床=1. 1374. 3=9. 74（米）

沸腾层高度据生产经验为H 层=1（米）

4.3炉膛面积和直径

F α?V 烟(1+βt 膛)?F 床

膛=

86400W

膛

F 5. 1?1994. 7?(1+900273)?76. 3

膛=

86400?0. 32

=119. 88m 2

D 膛=1. 13?F 膛=11. 639m

炉腹角ф取20

。

4.4炉膛高度

1. 未扩大直筒部分H 1，根据操作和安装方便而定，一般取1.46m 。2. 扩大部分高度H 2

H 2=2(D 膛-D 床)?ctg 20

=4. 019

m 3. 炉膛高度H 膛 H ?V 烟(1+βt 膛)?F 床?t

3=

α86400?F

膛

式中t —烟气在炉内必须停留的时间，秒，取20s .

H α?V 烟(1+βt 膛)?F 床?t

3=

86400F =6.16m

膛

H 膛=H 1+H 2+H 3=11. 639m

4.5气体分布板及风帽

4.5.1气体分布板孔眼率

1. 确定炉底上风帽孔眼的总数目：

n=1.2

V W =1.2?

8. 83

孔眼f

10?0. 00005

=21000

b 孔=78. 5?2

孔?n F %=1. 38%

本床+F 前室

4.5.2风帽

风帽数量一般可由下式计算：

N =n

m

=3500

4.6沸腾冷却层面积

F Q 剩

16073?389. 18

冷=

K (t ==17. 13（米2）

层-t 水）24?180?860

Q 4.7水套中循环水的消耗量A 剩冷=C (t -t 4328. 3(公斤/时)

0)

=4.8风箱容积

V V 风风箱=（

800

）1. 34

=139（米3） 4.9加料管面积

F G 料管=

W =0. 081（米2）

料

4.10溢流排料口

高度主要视操作需要而定，一般为600毫米。宽度要与排料量相适用：B 排料溢=500（

G ）0. 23

r =578（毫米）

料

4.11排烟口面积

F 烟=

aV 烟（1+βt 烟）F 床

86400W =3. 86（米2）

烟

参考资料

【1】有色冶金学

【2】铜铅锌冶炼设计参考资料（中册） 【3】重有色冶金炉设计参考资料 【4】冶金工厂设计基础

范文三：锌冶炼焙烧工艺

锌精矿焙烧工艺介绍

一、 原料工序

锌精矿来源较广，成分复杂不均，目前进入我分厂原料的精矿有新疆、河北、东矿、万城、天津（澳大利亚、秘鲁），除此之外平均每天约有（）吨锌浮渣进入7#仓。为了使焙烧能有一个相对稳定的工艺条件，必须对精矿进行合理配料使精矿成分稳定在焙烧操作允许范围之内，并且不发生大的波动，因为这个是关系到整个焙烧制酸系统稳定的先决条件。除了对精矿进行合理配料之外，还需对精矿进行预处理，控制精矿的粒度及水分，配料采用仓室配料，根据成分进行配料计算，确定配料比例。

配料设备采用配料圆盘和电子皮带秤（已经取消），控制混合精矿的流量大小，精矿含水量目前分厂要求控制在9%-10%。 二、 焙烧工序

我分厂焙烧工段焙烧炉炉床面积109平米，该炉为鲁奇式，有一锥型扩大段，采用无前室加料系统，设有物料排出口及直通式风帽，炉子抛料口设有紧急闸门，如发生路况异常，关闭闸门，保护抛料机 原料送来的精矿先进入炉前仓，由仓下调速胶带给料机，定量给料机，通过留管进入抛料机送入焙烧炉内，产出的配砂经过2台流态化冷却器和高效圆筒冷却-焙砂至150度左右，通过刮板机送入球磨机磨细，然后与烟尘一并送入俩台汽化平喷射泵送至浸出车间。沸腾炉产出的烟气经余热锅炉回收烟气余热后，经俩段漩涡收尘器、电收尘收尘后由高温风机送制酸系统。

1.焙烧的目的

将精矿中的ZnS尽量氧化成ZnO，同时让铅、镉、砷等杂质氧化变成易挥发的氧化物从精矿分离。使精矿中的S氧化成SO2，产出足够浓度的SO2烟气送制酸。 2.精矿焙烧要求

尽可能的完全氧化金属硫化物，使精矿中的杂质氧化后变为挥发物挥发出去。同时尽可能的少得到铁酸锌，由于该物质不溶于稀硫酸，不利于浸出工艺进行。 3.焙烧原理

该流态化焙烧为固体流态化焙烧，气体通过料层速度不同，按焙烧强度可分为、固定料层、膨胀料层、流态化料层。流态化焙烧利用气体自下而上以一定速度通过料层，使固体颗粒被吹动，颗粒相互分离呈悬浮态，这样可使精矿颗粒与空气充分接触，有利于化学反应。主要化学反应为：

2ZnS+3O2=2ZnO+2SO2 （1） ZnS+2O2-ZnSO4 （2） ZnO+SO2+O-ZnSO4 （3） 3ZnSO4+ZnS=4nO+4SO2 （4）

硫化物的反应过程是从表面，反应前期产生于表面的氧化层必然会对后续的反应起阻碍作用，影响反应速度，精矿粒度越大，空气中的氧分子与矿的反应速度减慢，焙烧时间越长，如果焙烧炉不能满足该条件，必然焙砂残硫上升，使反应不够彻底，如焙烧炉温度低，鼓风量

少（即空气过剩系数小）氧分子浓度就小，与炉内焙烧时间增加，若投料量增加幅度过大，鼓风量不变，必然导致反应不够彻底，溢流口排料量增加，产出焙砂残硫增高，如继续该操作，会使炉内成恶性焙烧循环，长时间标温过低。同时当处于低温焙烧时，促进了（3）反应的进行，使硫酸盐增加，包括铁酸锌（不溶于稀硫酸，造成浸出生产困难）。 传热原理

由于焙烧过程是气固反应，气体迅速搅拌反应床层，因此流态化焙烧各部分的温度几乎一致，如变动则控制在10K左右。如温度差超过10K则考虑炉内出现局部不沸腾故障，沸腾层温度理论控制在850——950之间，目前控制范围920—950，温度不宜过高，过高会出现烧结现象，不利焙烧。 工艺流程

工艺参数控制流程

上述主要工艺技术条件控制

因此可以看出，如原料配料稳定情况下，决定整个系统的工艺的波动取决于可优化参数风料比，因此控制好风料比是整个系统的关键。同时主控人员的反应速度及操作速度也影响着整个系统，反应速度及操

作速度越快，工艺波动越小。 风料比控制

抛料机目前存在问题改进

抛料机存在着运行周期短，故障率高，维修时间长，皮带损耗大等情 ①滚筒轴与轴承配合间隙过大，轴承转套，而滚筒轴与轴支座配合间

隙又过紧，滚筒拆卸困难; ②滚筒不平衡，振动大;

③调节螺栓强度不够，易变形损坏; ④轴承加油不足，润滑不良; ⑤环形带质量较差。 改进抛料机

①对 4 台抛料机前后滚筒重新做动平衡，并将 滚筒挡沿由斜挡沿改成直挡沿;

②滚筒轴重新加工制作，并将滚筒轴与轴承的 配合由间隙配合改为过渡配合。 ④更换调节螺栓为梯形螺纹高强螺栓 ⑤所有轴承清洗加油，螺栓紧固; ⑥更换环形带。

注：目前抛料机漏料严重，进入抛料机皮带的精矿属侧面下料，不向皮带中间下料，导致皮带磨损严重，越来越系，漏料情况严重。

范文四：锌精矿焙烧

设计任务书

电锌厂焙烧车间工艺设计及计算

一． 原始数据

二． 技术条件选择 1. 沸腾层高度 2. 空气过剩系数 3. 沸腾层温度 4. 炉顶温度 5. 炉顶负压 6. 直线速度 7. 出炉烟气量

三． 技术经济指标

1. 焙烧矿产出率（包括烟尘和焙砂） 2. 烟尘含锌量 3. 焙砂含锌量 4. 焙烧料含锌量 5. 脱硫率

6. 焙烧锌直收率 7. 出炉烟气含尘量 8. 出炉烟气SO 2量 9. 烟尘含S S 量 10. 焙砂含S S 量 11. 烟尘含S so 4量 12. 焙砂含S so 4量

2-2-

四． 冶金计算

（1） 选取计算的有关主要指标（各种成分进入烟气的比例） （2） 锌精矿的物相组成计算

（3） 烟气产出率及其化学成分和五项组成计算

（4） 焙砂产出率及其化学成分和五项组成计算 （5） 焙烧需要的空气量及产出烟尘量与组成计算 （6） 沸腾炉焙烧物料平衡计算 （7） 热平衡计算

五． 参考书目

1. 铜铅锌设计参考资料 铜铅锌冶炼设计参考资料编写组 1978 2. 有色冶金工厂设计基础 陈枫 1989

3. 重金属冶金学 赵天从编 1987 第二版 4. 锌冶金学 冶金工业出版社 5. 冶金原理 冶金工业出版社 6. 锌冶金 彭荣秋 中南大学出版社

7. 湿法炼锌学 梅光贵等 中南大学出版社

绪论

锌精矿来源较广，成分复杂，为了使焙烧有一个相对稳定的工艺条

件，必须对锌精矿进行配料以使精矿成分控制在焙烧操作允许的范围内，这关系到整个锌冶金过程中的稳定性。

本次设计的主要内容是锌精矿的沸腾焙烧，沸腾焙烧是现代焙烧昨业的新技术，也是强化焙烧的一种新方法。其实质是：使空气自下而上地吹过固体料层，吹风速度达到使固体粒子相互分离，并做不停地复杂运动，运动的粒子处于悬浮状态，其外状如同水的沸腾翻动不已。由于粒子可以较长时间处于悬浮状态，就构成了氧化各个矿粒最有利的条件，故使焙烧大大强化。

沸腾焙烧的基本原理是利用流态化技术，使参与反应或热、质传递的气体和固体充分接触，实现它们之间最快的传质，传热和动量传递速度，获得最大设备的生产能力。

在此次设计中，我们充分运用了现有的专业知识，加上自己大量查阅资料。让我们更深入的熟悉和了解锌沸腾焙烧的工艺流程，设备的计算方法，学会分析各类经济指标及各种技术参数，使我们在各方面的能力都有了提高。

此次设计包括锌沸腾焙烧工艺过程的论述，焙砂、烟尘、烟气成分，物料平衡与热平衡计算。在设计过程中我们在查阅大量资料的前提下，经过专业课老师的细心指导，对工艺过程进行了详细、科学、有针对性的计算，这在我们完成了学习任务的同时也对相关方面的知识有了更深入的认知。

2011年5月30日

一． 锌精矿焙烧工艺

1.1火法炼锌工艺流程图

（火法炼锌）

除了对成分进行控制外，还需对锌精矿进行预处理，以控制粒度和含水量。配料采用仓式配料，将来源不同或成分不同的精矿分仓堆放，根据成分进行配料计算，得到配料比例。

配料设备有配料圆盘和电子皮带称，控制各种精矿的流量比例，就能使配料精矿的成分保持相对稳定，由于精矿在运输、贮存过程中会因为干燥冰冻等因素结块，必须进行破碎，破碎设备有鼠笼破碎机。精矿采用自然干燥和配料调整的方法来保证含水量在8~10%。

1.2硫化锌焙烧工艺流程图

（送硫酸分厂） （送浸出工序）

二． 焙烧的目的和要求

2.1锌精矿焙烧的目的

锌的冶炼无论采用火法还是湿法流程，硫化锌精矿都要先进行焙烧。因此，硫化矿的焙烧是从锌精矿中提炼金属锌的第一个冶金过程。硫化锌精矿的焙烧过程是在高温下借助空气中的氧进行氧化脱硫的过程，以改变其成分以适应下一步冶金处理的要求。焙烧的目的与要求决定于下一步生产流程。

火法炼锌厂焙烧硫化锌精矿的目的是将其中所含的硫完全除去，得到主要由金属氧化物组成的焙烧矿，这样可使蒸馏得到的锌比较纯，也可以避免蒸馏过程中锌成为硫化锌而带来锌的损失。其实质是将精矿中的硫化锌尽量氧化成氧化锌，同时让铅、镉、砷等杂质氧化变成易挥发的化合物从精矿中分离。使精矿中硫氧化成二氧化硫，产出足够浓度的二氧化硫烟气供制酸。

2.2锌精矿焙烧的要求

⑴尽可能完全地氧化金属硫化物，并在焙烧矿中得到氧化物及少量硫酸盐； ⑵使砷和锑氧化，并以挥发物的状态从精矿中除去；

⑶在焙烧时，尽可能少地得到铁酸锌，因为铁酸锌不溶于稀硫酸溶液； ⑷得到细小粒子状地焙烧矿以利于后续操作浸出的进行。

三． 沸腾焙烧原理

3.1锌精矿焙烧反应一般规律

流态化焙烧的理论基础是固体流态化，当气体通过固体料层的速度不同时，可得料层变化分为三种状态：即固定床、膨胀床及流态化床。锌精矿沸腾焙烧就是利用具有一定气流速度的空气自上而下通过炉内矿层，使固体颗粒被吹动，相互分离而呈悬浮状态，达到固体颗粒与气体氧化剂的充分接触，以利于化学反应的进行。焙烧时硫化锌精矿发生的主要化学反应为： 2ZnS+3O2==2ZnO+2SO2………………………………………..(1) Zns+2O2==ZnSO4……………………………………………………(2) ZnO+SO2+1/2O2==ZnSO4……………………………………….(3) 3ZnSO 4+ZnS==4ZnO+4SO2…………………………………….(4) 硫化锌在焙烧过程中受热时不分解，仍保持紧密zhuangtai ，使气体透过困难。同时，焙烧所得氧化锌，其密度较硫化锌小，所占体积较大，完全地包裹硫化锌核心，使氧扩散到硫化锌表面也很困难。因此，硫化锌是较难焙烧的一种硫化物。最新的理论认为硫酸锌的生成实际上要经历一个生成碱式硫酸锌的过程： 3ZnS+11/2O2==ZnO·2ZnSO 4+SO2………………………(5) ZnO ·ZnSO 4+ZnS==4Zn0+4SO2…………………………...(6)

3.2传热原理

流态化床的热传递课分为三种形式，即固体与气体，流态化床内部各部分之间，流态化床与管壁之间的热传递，热传递方式主要是对流。由于流态化床内固体与气体之间接触多，有效传热面积大，故总的传热效率比固定床大。由于流态化床内固体颗粒快速循环以及气流使床层激烈搅动，因而流态化床内各部分的温度几乎一致，就是在大量放热反应的焙烧过程中，床层内部分温度仍能保持一致，这时焙烧过程是非常有利的条件。在生产实践可以控制床层内温度差在正负10K

波动。

四．锌精矿焙烧操作及影响因素

锌精矿的氧化过程是复杂的多相反应过程，与许多因素有关，为保证炉的正常操作，应加强对主要影响因素的控制。 4.1开炉

1. 开炉前的准备

（1）检查鼓风机、高温风机、上料系统、排料系统、烟气系统等运行正常。 （2）锅炉系统充分打压，确保各阀门、法兰不漏水，上水正常。 （3）检查升温油路、风系统正常完好。 2. 铺炉及冷却

（1）铺炉全部用优质干焙砂，用量50~60吨，如果有条件，可以用其他沸腾炉生产的热焙砂铺炉，可以缩短升温时间，节约升温用柴油。

（2）铺完炉后一定要进行冷却沸腾实验，先开启高温风机，再开启鼓风机，开鼓风28000~30000m3/h,时间为15分钟，高温风机转速根据炉内负压调整，保持炉内为微负压，冷却实验完后停鼓风机对炉床进行认真检查，确认床平坦后方可点火升温。 3. 点火升温

（1）点火升温前，先将油枪喷油嘴清理好，并检查油泵、油路和油压以及助燃风是否正常。

（2）点油枪时先开启高温风机，确保炉内为微负压。

（3）升温过程按三个阶段进行。第一阶段，不鼓风升温，主要是调节好油压和助燃风，确保柴油充分燃烧，关注料层温度的变化，当料层表面温度达到850O C 时可进行下一阶段操作。第二阶段，间歇性鼓风翻动底料升温，每4小时进行一次大鼓风，风量24000~26000m3/h,时间为3分钟，并要求随时检查油枪燃料情况，及时调整负压。第三阶段，连续鼓风省温，保持底料处于微沸腾状态，确保炉内底料均匀受热，温度持续上升，并且随温度上升逐渐增加鼓风量，使炉内温度和沸腾状况接近于正常生产状况。开始微沸腾时风量7000~9000 m 3/h,在底部温度达到700O C 使逐步增加鼓风量。当底部温度稳定在800~820O C ，鼓风量在13000~17000 m3/h,准备投料。

(4)准备投料前先通知硫酸厂做好接收烟气准备，得到确认后方可投料。

（5）在油枪升温过程中当遇到沸腾炉底部温度较难升至800~820o C 时，但又需要加快升温速度的情况下，可以在底部温度上升至700~750o C 时，加适量600~800公斤煤粉进行加速升温。

（6）在升温过程中，如果油枪熄灭，一定要等炉内的油烟抽完后方可重新点火。 4. 投料

（1）当底部温度稳定在800~820o C ，鼓风量在13000~17000 m3/h时，准备投料。 （2）投料时要求投料、通烟气与撤油枪同时进行，由一人统一指挥，安排好人员，同时操作，保证投料后生成二氧化硫烟气及时进入硫酸系统。 （3）开始投料时料量控制在8~10t/h

5. 根据炉床压力及炉床风量逐步增风增料至正常

（1）锌精矿刚加入时，炉温会有小幅度下降，约5~10分钟后会上升，随着温度的上升，逐步增加风量和料量到正常。

（2）关闭助燃风机和油泵，转入正常操作。

4.2正常操作条件控制与调整 1. 物料的物理化学性质

物料颗粒愈小，表面积愈大，就越有利于焙烧，但颗粒也不宜太细，如颗粒过细，在生产中会形成过多的烟尘量，影响焙烧的正常运行工况。 2. 沸腾层温度

硫化层的温度主要是通过调整加料量、鼓风量以及二者之间的比例来控制的。在正常操作下流态化层地温度都是比较稳定，有时由于精矿含硫品位、加料量和鼓风量的波动会使温度发生变化。随着温度的升高，氧化过程的总速度加快。但是温度太高，会发生烧结现象不利于焙烧。沸腾炉正常运行工况下，沸腾层温度控制在850~950 oC 。在正常操作中，沸腾层温度分布均匀，各点温差不超过10 oC ，而且温度变化趋势也很一致，当温度变化大或温度趋势发生背离时，应考虑到炉内出现局部不沸腾等故障。 3. 烟气温度

烟气温度只作为操作参考而不作为控制对象。烟气温度测点设于炉顶或烟气出口，一般情况下，烟气温度和沸腾层温度有一个相对固定的温差。当精矿含水少或粒度过细时，会进入上不空间燃烧，使烟气温度上升，此时，烟尘量增大，烟气系统的热负荷也上升，烟尘品质下降。 4. 鼓风量与过剩系数

一定的鼓风量既要维持焙烧炉的沸腾状态，又要为焙烧提供一定的过剩系数。鼓风量决定于加料量，应通过冶金计算来确定。实际鼓风量应高于理论鼓风量，两者之比称为空气系数。空气系数一般为1.05~1.20，空气系数太大会使烟气量增大使二氧化硫浓度降低，设备负荷增大。反之会使焙砂质量下降，甚至造成工艺事故，因此鼓风量的调整与加料量同步进行。根据经验计算1吨精矿鼓风需求量为1500~1800Nm3/t. 5. 风箱压力

风箱压力不作为控制对象，只是炉况的参考。它是沸腾层和炉床阻力的情况反映。在正常生产中，风箱压力会很缓慢上升，这是由于炉内会出现风帽堵塞，大颗粒沉积和烧结物的原因。在鼓风量变化后，风箱压力也会有微小变化，过一段时间后恢复到原来的值，这是因为沸腾层的密度变化需要一段时间才能稳定。当箱压力出现突然变化，则说明炉内发生了异常情况。

风箱压力还与沸腾层高度有关，在鼓风量一定的情况下，排料口高度越高，则风箱压力高。需要注意的是，调节排料口高度虽然能使风箱压力发生改变，但并不能改善炉况，因此不宜用这种方法，大颗粒焙砂的沉积是引起风箱压力上升的重要原因，可以采用定期排放沉积大颗粒来延缓风箱压力上升的程度。 6. 加料量

加料量是一个重要的控制参数，它决定了沸腾层温度和鼓风量，以及烟气温度，加料量的任何变化都会引起主要操作参数的控制指标的变化。对一定金属锌产量，加料量的大小决定于精矿中锌品位，锌品位低时，加料量相对较大，高时则较小，所对加料量的调整除根据炉况外，还应根据精矿中锌的品位进行。应将焙砂和烟尘残硫作为加料量调整的重要参考。在鼓风量与加料量匹配且温度正常时，如果残硫高于控制上限，则应考虑减少加料量以使精矿在炉内有足够的停留时间充分氧化。 7. 炉顶压力

炉顶压力测点位于烟道口，其控制范围在+30~-30Pa之间，对炉顶压力控制原

则是使烟气能顺利进入烟气系统，并尽量保持较高的二氧化硫浓度，烟道不产生烟气泄露。通过调节排烟机导叶开度来控制这个压力。

4.3沸腾炉生产故障及处理 1. 系统停电

应立即通知硫酸系统及相关单位，力争不死炉，不烧坏炉内埋管及锅炉。加料岗位应立即关闭抛料口处的闸板，锅炉司炉应确保汽保水位。来电后先确认锅炉水位正常后，按先启动排风机，后启动鼓风机的顺序启动两台风机，视炉内情况对炉内适量鼓风，视炉内情况及温度决定是否抛料。如炉内沸腾状况良好，其中部温度高于650 oC ，则应按操作规程同时点起三支油枪，按开炉升温顺序处理，如发现炉膛有烧结现象，应及时果断做以下处理：班长应快速组织力量，对抛料口处，排料口处地炉膛部分用钳子戳，压缩风吹，并适量调整风量，尽量努力抢救炉子。若实在无办法改善沸腾状态时，则做停炉处理。停电时，一定要及时向调度室及相关部门汇报，以便信息及时反馈与传递。 2. 鼓风机停电

应立即停止加料，通知硫酸系统停止接收烟气，调节好炉顶负压，关注炉 情况。及时向调度室联系，以便尽快恢复送电。 3. 排风机停电

应立即缩风至微沸腾状况，同时对加料系统进行同步控制。来电后先空负 启动排风机，然后待负荷运行。最后将鼓风量恢复正常。排风机停电时，可以考虑做停风保炉处理。排风机岗位则按有关设备维护规程进行操作，同时及时与相关岗位与部门联系。

五．沸腾焙烧炉及其附属设备

目前采用的沸腾焙烧炉有带前室的直型炉、道尔型湿法加料直型炉和鲁奇扩大型炉三种类型，多采用扩大型鲁奇炉。 5.1沸腾焙烧炉的结构

沸腾炉由炉床、炉身、进风箱构成。

炉床：在一块钢板上装有许多风帽，并在整个炉底上填灌250mm 厚的耐火混泥土，保证隔热，不致在高温下变形。风帽的作用是让空气均匀的进入沸腾层。对圆形炉，风帽的排列以同心圆排列合适，并运用伞形风帽。与菌形和锥形风帽相比，因其风眼在侧面，因此风眼不易堵塞，且顶盖较厚，不易烧穿。风帽一般用铸铁制造。

炉身：由钢板焊接而成，其高度由沸腾层高度，炉膛空间高度，拱顶高度组成。它必须保证细小炉料在炉膛上部有充分时间，使其完成物化反应，有利于提高焙烧矿质量及降低烟尘率。炉身沸腾层处设有加料口，溢流口，工作门及冷却水套。上部设有排烟口，维持炉顶压力为零压或微负压。

进风箱：使气流进入分布板前各处压力分布均匀，起到预先分配的作用。

5.2加料与排料系统 1. 加料系统

当沸腾炉内风量及温度一定时，主要是通过控制加料量来维持炉内温度稳定在一定范围内。

干法加料：锌精矿预先干燥、破碎、筛分，然后用圆盘加料加入炉内，是加

料常用方法。

湿法加料：将精矿混以25%的水，制成矿浆，经喷枪喷入炉内。其优点在于能利用矿浆的汽化热直接冷却沸腾层，控制温度较方便，但由于烟尘率相对增加，使收尘复杂化，且炉气中含有大量水蒸气，使制酸困难，因而不常用。

5.3排料系统 排料：焙砂经溢流口自动排出，无需任何机械装置。焙砂温度在900~1050 oC 。对火法而言，因不能直接输送及储存，必须进行冷却，采用沸腾冷却箱冷却。对湿法而言，可直接排入有ZnSO 4或废电解液的冲矿流槽内，然后用泵送入浸出槽。

5.4炉气及收尘系统

炉气排出时温度在830~1050 oC 。最理想的冷却方式是利用废热锅炉，它可以产生大量蒸汽，降低生产成本。

沸腾焙烧的烟尘率很大，酸化焙烧时为40~50%，氧化焙烧时为20~25%，一般采用旋风收尘再经电收尘，所得矿尘用螺旋运输机或刮板运输机输送，更好的可采用压风输送或真空输送。

六． 硫化锌精矿流态化焙烧的主要经济指标 6.1床能力

床能力指焙烧炉单位炉床面积每昼夜处理的干精矿量，一般为5~7t/m2*d。高温焙烧时为6.5~8.0 t/m2*d。

6.2脱硫率

精矿在焙烧过程中氧化脱硫进入烟气中的硫量与精矿中硫量的比例百分数。

一般为86~95%

6.3焙砂可溶锌率

焙烧矿中可溶于稀硫酸的锌量与总锌量的比值称为可溶锌率。一般为90~95%。

6.4锌的回收率

焙烧矿与烟尘中回收的锌量与总锌量的比值称为锌的回收率。一般大于99%。

6.5焙砂产出率及烟尘率

焙砂产出率及烟尘率分别为30~55%和40~60%。

锌精矿沸腾焙烧冶金计算

一． 锌精矿物相组成计算

Cu 、Fe ，呈硫化物：ZnS 、CdS 、PbS 、CuFeS 2、Fe 7S 8和FeS

2；脉石中的Ca 、Mg 、Si 分别呈CaCO 3、MgCO 3、SiO 2形态存在。

以100公斤锌精矿（干量）进行计算。

1. ZnS量：

=75.95公斤

其中： Zn 51公斤

S 24.95公斤 2.CdS 量：

其中：Cd 0.28公斤 S

0.08公斤 3.PbS 量： 其中：Pb 1.8公斤 S 0.28公斤 4. CuFeS2量：

其中：Cu: 0.3公斤 Fe: 0.27个公斤

=2.08公斤 =0.36公斤

=0.87公斤

S: 0.3公斤 5.FeS 2与Fe 7S 8量：

CuFeS 2中的Fe 为0.46公斤，余下铁量为：8.2-0.27=7.93公斤，除去ZnS ，CdS 、PbS 和CuFeS 含硫，余下S 量为：

31-（24.95+0.08+0.28+0.3）=5.39公斤 此S 分布于FeS 2与Fe 7S 8之间。

设FeS2中Fe 为x 公斤，S 为y 公斤，可列如下方程式： FeS 2： =

=

Fe 7S 8:

解方程式得： x=0.40公斤 Y=0.46公斤 即FeS 2中Fe 0.40公斤 S 0.46公斤 FeS 2 0.86公斤 Fe 7S 8中： Fe=7.93-0.4=7.53公斤 S=5.39-0.46=4.93公斤 Fe 7S 8=12.46公斤

6. CaCO3量：

其中：CaO ： 1.4公斤 CO 2： 1.1公斤 7. MgCO3量：

=1.05公斤 =2.50公斤

其中：MgO ： 0.65公斤 CO 2： 0.71公斤 计算结果列于表6-4-1

二． 烟尘产出率及其化学和物相组成计算

焙烧矿产出率一般为锌精矿的88%，而烟尘产出率占焙烧矿的45~50%， 50%，则烟尘量为：88*0.50=44公斤

根据生产实践，铬60%进入烟尘，锌48%进入烟尘。其他组分在烟尘中的分配率假定为50%。

各组分进入烟尘中的数量为：

Zn ： 51*0.48=24.48公斤 Cd: 0.28*0.60=0.168公斤 Pb: 1.8*0.50=0.9公斤 Cu: 0.3*0.30=0.15公斤 Fe: 8.2*0.50=4.1公斤 CaO: 1.4*0.5=0.7公斤 MgO: 0.5*0.50=0.25公斤 SiO 2： 3.6*0.50=1.8公斤 其他： 0.27*0.5=0.135公斤

按生产实践，烟尘中残硫以硫酸盐形态S so

4 为2.14%，以硫化物形态S S 为1.73%。PbO 与SiO 2结合成PbO SiO 2，余下的SiO 2为游离形态，其他金属为氧化物形态存在。

各组分化合物进入烟气的数量如下：

S S 量： 100*0.44*0.0173=0.761公斤

S so 4量： 100*0.44*0.0214=0.942公斤

1.ZnS 量：

其中：Zn 1.555公斤 S 0.761公斤 2. ZnSO4量：

其中：Zn 1.925公斤

S 0.942公斤 O 1.884公斤

3.ZnO ·Fe 2O 3量：烟尘中的Fe 先生成Fe 2O 3，其量为：

=5.862公

=2.316公斤

=4.751公斤

斤，Fe 2O 3有三分之一与ZnO 结合成ZnO ·Fe 2O 3，其量为5.862*=1.954

公斤。

ZnO ·Fe 2O 3量：

=2.94公斤

其中：Zn 0.79公斤 Fe 1.37公斤

O 0.78公斤

余下的Fe 2O 3量： 5.86-1.95=3.91公斤 其中：Fe 2.74公斤

O 1.17公斤

4.ZnO 量： Zn=24.48-(1.555+1.925+0.79)=20.21公斤 ZnO=

=25.15公斤

O=25.15-20.21=4.94公斤 5.CdO 量：

其中：Cd 0.168公斤

O 0.024公斤

6.CuO 量：

其中：Cu 0.3公斤

O 0.076公斤

8. PbO ·SiO 2量： PbO 量：

=0.97公斤 =0.376公斤

=0.192

其中：Pb 0.83公斤 O 0.07公斤 与PbO 结合的SiO 2量：

=0.26公斤

余留之SiO 2量： 1.8-0.026=1。54公斤 计算结果列于表6-4-2

三． 焙烧产出率及其化学与物相组成计算

沸腾焙烧时，锌精矿中各组分转入焙砂的量为： Zn 51-24.48=16.52公斤 Cd 0.28-0.168=0.112公斤 Cu 0.3-0.15=0.15公斤 Pb 1.8-0.9=0.9公斤 Fe 8.2-4.1=4.1公斤 CaO 1.4-0.7=0.7公斤 MgO 0.5-0.25=0.25公斤 SiO 2 3.6-1.8=1.8公斤

其他 1.83-0.915=0.915公斤

按生产实践，焙砂中Sso 4取0.4%，Ss 与Sso 4全部与Zn 结合：PbO 与SiO 2结合成PbO*SiO2, 其他金属为氧化物形态存在。预订=定焙砂重量为：88*0.50=44公斤。

各组分化合物进入焙砂的数量如下：

Sso 4量： 44*0.0111=0.484公斤 Ss 量： 44*0.004=0.176公斤

1.ZnSO 4量： 其中：Zn 0.989公斤

O 0.968公斤

2.ZnS 量： 其中：Zn 0.36公斤

3.ZnO*Fe2O 3量：焙砂中的Fe 生成Fe 2O 3，其量为：

=5.862公斤，

=0.536公斤 =2.441公斤

Fe 有40%与ZnO 结合生成ZnO*Fe2O 3，其量为：5.862*0.40=2.345公斤。 ZnO*Fe2O 3量：

=3.54公斤

其中：Zn 1.286公斤 Fe 2.196公斤

O 1.258公斤

余下的Fe 2O 3量： 5.862-2.345=3.517公斤 其中Fe 1.185公斤

O 2.352公斤

4. ZnO 量：Zn=23.816-（（2.352+0.36+0.959）=24.212公斤 ZnO=

=30.136公斤

O=30.136-24.212=5.924公斤 5.CdO 量：

=0.128公斤

其中：Cd 0.112公斤

O 0.016公斤

CuO 、PbO SiO2等的数量与烟尘相同。

四． 焙烧需要的空气量及产出烟气量与组成的计算

焙砂和烟尘中剩余的硫量为：0.176+0.176+0.484+0.942=2.363公斤 焙烧过程中脱硫量为：31-2.363=28.637公斤

假定95%的硫生成二氧化硫，5%的硫转化成三氧化硫，需要的氧气量为： 生成SO 2： 28.637*0.95*

=27.205公斤

生成SO 3： 28.637*0.05* =2.148公斤

表6-4-2和表6-4-3得知烟尘和焙砂中，氧化物和硫酸盐的含量为：

8.961=17.879公斤。因此，100公斤锌精矿（干量）焙烧需要的理论氧量为： 27.205+2.148+17.879=47.232公斤

空气中氧的重量百分比为23%，则需要理论空气量为：

=205.36公斤

为了加速反应进行，提高设备生产能力，实际鼓风量比理论空气量要大，对于湿法炼锌的沸腾焙烧，按工厂实践，过剩空气系数可取1.25. 故实际需要空气量为：

205.36*1.25=256.696公斤

空气中各组分的重量百分比为：N 277%，O 223%。鼓入256.696公斤空气，其中：

N 2 256.696*0.77=197.656公斤 O 2 256.696*0.23=59.040公斤

标准状况下，空气比重为1.293公斤/标米3，实际需要空气的体积为：

=198.527标米3

空气中各组分的体积百分比为：N 279%，O 221% 其中：N 2 198.527*0.79=156.837标米3

3

O 2 198.527*0.21=41.691标米沸腾炉排出烟气量和组成为： 1. 焙烧过程中产出： SO 2 28.637*0.95*

=54.410公斤

SO 3 28.637*0.05*=3.580公斤

2. 过剩的氧量： 59.040-47.232=11.808公斤 3. 鼓入空气中带进的氮量：197.656公斤 4. CaCO3和 MgCO 3分解产出CO 2量： 1.10+0.55=1.65公斤

5. 锌精矿及空气带入水分产生的水蒸气量：

进入沸腾焙烧炉的锌精矿含一定量水分，去8%，即100公斤干精矿带入水分

为：

*100=8.696公斤

空气带入水分量计算：

假设钙地区气象资料：大气压力754.8毫米汞柱，相对湿度77%，平均气温17.5o C 。换算为此条件下空气需要量为：

198.527*

=212.71米3

空气的饱和含水汽量为0.0162公斤/米3，带入水分量为： 212.71*0.0162*0.77=2.653公斤 带入水分总量为： 8.696+2.653=11.349公斤 或

=14.123标米3

计算结果列于表6-4-4

烟气量和组成 表6-4-4

五． 沸腾焙烧物料平衡

不包括不能回收的机械损失在内，按以上计算结果，编制物料平衡如表6-4-5

六． 热平衡计算 （一） 热收入

进入沸腾焙烧炉热量包括反应热及精矿、空气和水分带入热量等。 1. 硫化锌按以下反应氧化放出之热量为Q1 ZnS+1.5O2==ZnO+SO2+105930千卡 生产ZnO 之ZnS 量：（20.199+0.801+24.212+0.959）*

=68.795公斤

Q1=2.

=74819千卡

硫化锌按下式反应硫酸盐化放出之热量为Q2

ZnS+2O2==ZnSO4+185050千卡

生成ZnSO 4之ZnS 量：（1.925+0.989）*

=4.340公斤

Q2==8246千卡

3. ZnO 与Fe 2O 3按下式反应生成ZnO ·Fe 2O 3放出之热量为Q3 ZnO+ Fe2O 3== ZnO·Fe 2O 3+27300千卡 生成ZnO ·Fe 2O 3之ZnO 量：（0.801+0.959）*

=2.2公斤

Q3=4.

=737.84千卡

FeS 2按下式反应氧化放出热量为Q4

4 FeS2+11O2==2 Fe2O 3+8SO2+790600千卡 Q4=

=1418千卡

5.

FeS 按下列反应氧化放出热量为Q5

2FeS+3.5O2== Fe2O 3+2SO2+293010千卡 Fe 7S 8分解得到FeS 量：7.55+4.93*7/8=11.84公斤 CuFeS 2分解得到FeS 量：0.27+0.52*1/2=0.42公斤 得到FeS 总量为： 11.84+0.72=12.26公斤 Q5=6.

=20445千卡

CuFeS 2和Fe 7S 8分解得到硫燃烧放出的热量为Q6 2 CuFeS2=Cu2S+2FeS+1/2S2 分解出S 量：

=0.076公斤

Fe 7S 8=7FeS1/2 S2 分解出S 量：

=0.62公斤

1公斤硫燃烧放出热量为2222千卡

Q6=（0.076+0.62）*2222=1547千卡 7. PbS 按下式反应放出热量为Q7

PbS+1/2 O2==PbO+SO2+100690千卡 PbO+SiO2==PbO·SiO 2+2030千卡 生产PbO 放出热量：

=875.565千卡

生成PbO ·SiO 2量：1.229+1.229=2.458公斤 生成PbO ·SiO 2放出热量：

=17.613千卡

Q7=875.565+17.613=895.178千卡 8. CdS 按下式反应放出热量为Q8

CdS+O 2==CdO+SO2+98800千卡

生成CdO 之CdO 量： 0.28*=0.36公斤

Q8=9.

=246.316千卡

Cu 2S 按下式反应氧化放出热量为Q9

Cu 2S+2O2==2CuO+SO2+127470千卡 生成CuO 之Cu 2S 量： 0.3*

=0.38公斤

Q9==304.454千卡

10. 锌精矿带进热量为Q10

进入沸腾焙烧炉的锌精矿温度为40o C ，精矿的比热取0.20千卡/公斤·o C Q10=100*40*0.2=800千卡 11. 空气带进热量为Q11

空气比热取0.316千卡/米3·o C ，空气温度为20 oC Q11=211.79*20*0.316=1340千卡

12. 入炉精矿含水分8.696公斤，水分比热取1.0千卡/米3·o C ，100共斤精矿中的水分带入量为Q12

Q12=8.696*40*1.0=350千卡 热量总收入Q 总收为： Q 总收=Q1+Q2+·······+Q12

=74819+8246+7373+1418+20445+1547+893+246+520+800+1340+350 =111145千卡

（二） 热支出 1. 烟气带走热量为Q 烟

o3o

Q 烟=

（19.043*0.529+1.002*0.55+0.764*0.521+158.124*0.333+8.266*0.35+14.11*0.403）*900=64926千卡 2. 烟尘带走热量为Q 尘

由炉中出来烟尘温度为900 oC ，其比热为0.20千卡/米3·o C Q 尘=45.128*900*0.2=8123千卡 3. 焙砂带走热量为Q 焙

由炉中出来焙砂文的为850 oC ，其比热为0.20千卡/米3·o C Q 焙=44.474*850*0.2=7220千卡 4. 锌精矿中水分蒸发带走之热量为Q 蒸 Q 蒸=G水t 水C 水+G水ｒ

式中 G 水------------锌精矿中水分的重量（公斤）

o

t 水------------锌精矿中水分的温度（C ），40； C 水------------水的比热（千卡/米3·o C ），1

ｒ------------水的汽化热（千卡/公斤·o C ），40 oC ｒ为575 Q 蒸=8.696*40*1+8.696*575=5350千卡 5. 精矿中碳酸盐分解吸收之热量为Q 分I

1公斤CaCO 3分解吸热378千卡/公斤，1公斤MgCO 3分解吸热314千卡/公斤 Q 分I =378*1.79+314*0.4=1071千卡 6.CuFeS2和Fe7S8分解吸收之热量为Q 分II 按1公斤Fe 消耗热量为222千卡计算

Q 分I =（0.27+7.53）*222=1732千卡 7. 通过炉壁和炉顶的散失热量为Q 散

为简化计算，按生产实践，散热损失为热收入的2.5~5.5%，取5.0%。 Q 散=Q总收*0.05=111145*0.05=5557千卡 9. 剩余热量为Q 剩 为简化计算，按差数计算如下：

Q 剩= Q总收-（Q 烟+Q尘+Q焙+Q蒸+Q分I +Q分II + Q散）

=111145-（64926+8123+7220+5350+1071+1732+5557） =17166千卡 整理计算结果列于6-4-6

总结

课程设计是培养学生运用所学知识发现、提出、分析和解决

实际的运用问题，锻炼实践能力的重要环节，是对学生具体工作的具体训练和考察过程。随着世界的迅猛发展，冶金行业已经深入到人们生活的每一个领域。因此对一个21世纪冶金专业大学生来说掌握金属冶炼的专业知识是必不可少的。

回顾此次锌精矿焙烧的课程设计，我感触良多。的确，从开始到完成，从理论到实践，在短短两个星期的日子里，可以说得是苦多于甜，但是可以学到很多东西，同时不仅巩固了自己以前所学过的知识，而且学到了在书本上没有的知识。通过这次课程设计我懂得了理论和实际结合是很重要的，只有理论知识是永远不够的，只有把两者相结合，从理论中得出结论，才能真正的为社会做出贡献，从而提高自己的实际动手能力和独立思考能力。在设计中遇到的问题，可以说是困难重重，毕竟在这方面经验有所不足，对以前所学的知识理解不够清楚，掌握不够牢固，通过

这次设计之后，一定要把所学的知识重新温故一遍。

设计圆满完成了，从中遇到很多问题，最后在指导老师的帮助下很好的解决了。衷心感谢指导老师以及同学的帮助，在今后的学习中我一定会保持足够的热情，争取做到最好！

范文五：锌冶金

同步练习之《锌冶金》思考题

发表于:2009-9-27 13:09:26 [返回 ]

1、 分别写出火法炼锌和湿法炼锌的原则工艺流程图。

2、 说明硫化锌精矿焙烧的目的。

3、 在硫化锌精矿焙烧的过程中,硅酸盐和铁酸锌的生成对后续冶炼过程有什么危 害?如 何避免铁酸锌的生成?

4、 在湿法炼锌过程中,锌焙砂中性浸出的 pH 值为什么要控制在 5.2左右?

5、 写出锌焙砂常规浸出和热酸浸出的工艺流程。

6、 在湿法炼锌的热酸浸出过程中,从含铁高的浸出液中沉铁有哪些方法?请说明其原理及优 缺点。

7、 锌焙砂中性浸出液净化时,锌粉置换除铜镉的原理是什么?影响锌粉置换反应的因素有哪 些?

8、 根据 Zn-Cd 二元系沸点组成图,说明粗锌火法精馏精炼的基本原理和过程。

9、 在硫酸锌溶液中的杂质 Cu 、 Cd 、 Co 、 Ni 、 As 、 Sb 、 F 、 Cl 在电积过程中有什么危害?如 何将它们净化过程中将他们除去?

10、影响锌电积过程中的电流效率和电能消耗的因素有哪些?

11、根据 Zn-S-O 系状态图,说明 ZnS 难以直接氧化得到金属锌的原因。

12、为什么说硫化锌是较难焙烧的硫化物?

13、沸腾焙烧的强化措施有哪些?

14、在锌焙砂浸出过程中,铁酸锌是影响锌浸出率的主要因素,如何提高锌的直接浸出率? 15、说明硫化锌精矿氧压浸出的原理及其特点。

16、说明中和水解法除杂的原理。

17、试比较从硫酸锌溶液中沉钴的方法。

18、在锌电积过程中,槽电压 V 和电流效率 η均随电流密度 D 而变化,根据下表:

D (A/m2) E (V) η(%)

100 2.5 80

200 500 1000 2.7

3.0

3.5

90 94 96

① 根据表中的电流密度,分别计算锌电积的电能消耗。(已知锌的电化当量 q 为

1.2195g·A -1·h -1)(6分)

② 为了使锌电积的成本最低,应如何选择电积过程的电流密度?

19、密闭鼓风炉炼锌法从低锌蒸气中冷凝锌获得成功的主要措施有哪些?

20、密闭鼓风炉炼锌有哪些优缺点?

21、火法炼锌的基本原理。

22、铅雨冷凝器的特点。

23、密闭鼓风炉炼锌的炉渣特点。

24、粗锌真空蒸馏的原理及其优点。

25、写出硫酸锌溶液电解沉积锌的电极反应。

26、火法炼锌主要有哪些方法?

27、湿法炼锌有哪些新方法?请说出其中两种方法的基本原理。

28、写出锌电积过程槽电压的组成。

29、目前,世界上金属锌的最大用途是镀锌,其次是用于制造黄铜。

30、按原矿石中所含的矿物种类,锌的矿物可分为硫化矿和氧化矿两类。在硫化矿中锌主要以 闪锌矿(ZnS )及铁闪锌矿(nZnS·mFeS )形态存在。氧化矿中的锌主要以菱锌矿(ZnCO3) 和异极矿(Zn2SiO4·H2O )形态存在。自然界中锌矿石最多的是硫化锌矿,氧化锌矿一般是次 生的。

31、现代炼锌方法分为火法炼锌与湿法炼锌两大类,以湿法冶炼为主。火法炼锌包括平罐炼锌、 竖罐炼锌、密闭鼓风炉炼锌及电热法炼锌;湿法炼锌即为电解法。

32、葫芦岛锌厂是我国最大的竖罐炼锌企业,韶关冶炼厂是我国最大的密闭鼓风炉炼锌企业, 株州冶炼厂是我国最大的湿法炼锌企业。

33、焙烧是目前从锌精矿中提炼金属锌的第一个冶金过程。

34、硫化锌精矿的焙烧可采用反射炉、多膛炉、复式炉(多膛炉与反射炉的结合)、飘悬焙烧 炉和沸腾焙烧炉。

35、目前采用的沸腾焙烧设备可分为三种类型:带前室的直形炉、道尔型湿法加料直型炉、鲁 奇扩大型炉,其中 70年代以来用的最广的是鲁奇型炉。

36、低温硫酸化焙烧要求在焙烧矿中保留有 2~4%SSO4的可溶性硫。

37、强化硫化锌精矿沸腾焙烧的方法有:高温沸腾焙烧、富氧空气沸腾焙烧、制粒、利用二次 空气或贫 SO2烧结烟气焙烧、多层沸腾炉焙烧。

38、在锌电积过程中,工厂电流效率效率一般为 85~93%,槽电压一般为 3.1~3.6V,每生产 1吨锌的直流电耗一般为 3000~3300kWh。

39、在湿法炼锌过程中,锌焙砂中性浸出的 pH 值控制在 5.2左右。

40、锌焙烧矿经二次浸出后,渣中含锌仍较高,为了提高锌的回收率,需采用火法或湿法回收 其中的锌。火法可采用还原挥发法、硫酸化焙烧法、 电热蒸馏法及鼓风炉熔炼法,湿法主要采用 热酸浸出 -黄钾铁矾法。

41、根据沉淀铁的化合物形态不同,热酸浸出过程中采用的沉铁方法有黄钾铁矾法、转化法、 针铁矿法和赤铁矿法。目前,国内外普遍普遍采用黄钾铁矾法。

42、在锌电积过程中,阴极用纯铝板制成,阳极一般采用铅 -银合金。

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