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锌精矿沸腾焙烧设计.doc
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年产8万吨锌精矿硫酸化沸腾焙烧炉设计
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锌精矿焙烧设计任务书|锌​精​矿​焙​烧​工​艺
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锌精矿沸腾焙烧设计
江西理工大学应用科学学院毕业设计第一章 设计概述1.1 设计依据根据冶金工程专业《年处理 5.6 万吨锌精矿的沸腾焙烧车间设计》 （涂| 程设计指导书任务。 编）下达课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，实行资源的综合利用，改善劳动条件以 及保护生态环境1.3 设计任务一、锌冶炼沸腾焙烧炉设计。 二、锌精矿沸腾焙烧工艺流程设计。 三、沸腾焙烧炉物料平衡和热平衡初算。 四、设备的选型与计算。 五、环保与安全。1张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计第二章 沸腾焙烧专题概述2.1 沸腾焙烧炉的应用和发展沸腾焙烧炉是流态化技术的热工设备，具有气―固间热质交换速度快、沸腾层内温度 均匀、产品质量好；沸腾层与冷却器壁间的传热系数大、生产率高、操作简单、便于实现 生产连续化和自动化等一系列优点，而广泛应用于锌精矿的氧化焙烧。 锌精矿和铜金矿的氧化焙烧和硫酸化焙烧，含钴硫铁精矿的硫酸化焙烧，锡精矿的氧 化焙烧，高钛渣的氯化焙烧，汞矿石焙烧，以及氧化铜离析过程中的矿石加热等都已经使 用沸腾炉，此外铅精矿、铅锑精矿的氧化焙烧，含镍、钴红土矿的加热和还原过程也利用 沸腾炉成功的进行了工业性试验或小规模生产。 在国外，沸腾炉还用于辉钼矿、富镍冰铜的氧化焙烧。沸腾炉的缺点是烟尘率高、热 利用率低。目前，沸腾炉正向大型化、富氧鼓风、扩大炉膛空间、制粒焙烧、余热利用和 自控控制话方面发展。2.2 沸腾炉炉型概述1.床型：沸腾床有柱形床和锥形床两种。对于浮选精矿一般采用柱形床，对于宽筛分 物料，以及在反应过程中气体体积增大很多或颗粒逐渐变细的物料，可采用上大下小的锥 形床。沸腾床断面形状可分为圆形或矩形（或椭圆形） ，圆形断面的炉子，炉体结构强大 较大，材料较省，散热较小，空气分布较均匀，因此得到广泛采用。当炉床面积较小，而 又要求物料进出口有较大距离的时候，可采用矩形或椭圆形断面。 2.炉膛形状：炉膛形状有扩大型和直筒型两种。为提高操作气流速度、减少烟尘率和 延长烟尘在炉膛内停留时间以保证烟尘质量，目前多采用扩大型炉膛。 另外还有单层床和多层床之分，对吸热过程或需要较长反应时间的过程，为提高热和 流化介质中有用成分的利用率，宜采用多层沸腾炉。2.3 锌精矿硫化焙烧工艺及主要设备的选择2.3.1 锌精矿硫化沸腾焙烧原理 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全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，将大量的空气通入硫化矿物料层，在 高温下发生反应，氧与硫化物中的硫花和产生气体 SO2，有价金属则转变成为氧化物或硫 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成为焙砂或焙烧矿。 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 + 2O2 = MeSO4 2)硫化物氧化生成氧化物: MeS + 1.5O2 = MeO + SO2 3)金属硫化物直接氧化生成金属:2江西理工大学应用科学学院毕业设计MeS + O2 = Me + SO2 4)硫酸盐离解 MeSO4 = MeO + SO3 SO3 = SO2 + 0.5O2 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，也可能互相反应，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、 MeSO4 以及 SO2、SO3、O2。此外还可能有 MeO?Fe2O3，MeO?SiO2 等。 2.3.2 锌精矿硫酸化沸腾焙烧炉炉型选择 沸腾焙烧工艺流程要根据具体条件和要求而定，焙烧性质、原料、地理位置等因素不 同其选择的工艺流程也不尽相同。一般可分为炉料准备及加料系统、炉本体系统、烟气及 收尘系统和排料系统四个部分。 炉料准备及加料系统主要为沸腾焙烧炉提供合格的炉料，以保证焙烧炉的稳定性和连 续性。加料方式分为干式和湿式两种。由于湿式加料缺点较多，国内没有工厂采用。固本 设计采用干式加料。干式加料常采用圆筒干燥窑。圆筒干燥窑是一种最简单的机械干燥设 备，窑身由钢板做成，窑内为耐火砖。 焙烧炉是焙烧的主体设备，按床面积形状可分为圆形（或椭圆形）和矩形。矩形很少 采用，圆形断面的炉子，炉体结构强度较大，材料较省，散热较小，空气分布较均匀因此 得到广泛采用。工业生产常采用的锌精矿沸腾焙烧炉有道尔式和鲁奇式沸腾炉两类。 鲁奇式沸腾炉上部结构采用扩大段，造成烟气流速减慢和烟尘率降低，延长了烟气停 留时间，烟气中的烟尘得到充分的焙烧，从而使烟尘中的含硫量达到要求，烟尘质量得到 保证，焙砂质量较高、生产率高、热能回收好。低的烟尘率相应提高了焙砂部分的产出率， 减小了收尘系统的负担，本设计采用鲁奇式沸腾焙烧炉。其工艺流程如图 2―1 所示。 烟气从焙烧炉排出是，温度一般在 K 之间，须冷却到适当温度以便收尘。 常见的烟气冷却方式分直接冷却和间接冷却两种。直接冷却主要采用向烟气直接喷水冷 却，由于废热得不到有效利用，所以很少采用。间接冷却由表而冷却器、水套冷却器、汽 化冷却器和余热锅炉。目前，国内最常用的是余热锅炉。本设计采用余热锅炉。 焙烧炉生产的焙砂从流态化层溢流口自动排出，可采用湿法和干法两种运输方式。两 种方法各具特点，企业可根据具体情况，悬着适宜的排料方法。本设计采用干法输送。 沸腾焙烧炉炉体（图 2―2）为钢壳内衬保温砖再衬耐火砖构成。为防止冷凝酸腐蚀， 钢壳外表有保温层。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，埋设有许多侧面小孔风帽。炉膛中部分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。 沸腾焙烧炉非为直筒型炉和上部扩大型炉两种：①直筒型炉。多用于有色金属精矿的 焙烧，焙烧强度较低，炉膛上部不扩大或略微扩大，外观基本上呈圆筒型。②上部扩大型 炉。早期用于破碎矿块（作为硫酸生产原料开采的硫铁矿，多成块状，习惯称块矿）的焙 烧。后来发展到用于各种浮选矿（包括有色金属浮选精矿、选矿时副产的含硫铁矿的尾砂，3张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计图 2―1 鲁奇式沸腾炉焙烧炉工艺流程图图 2―2 沸腾焙烧炉以及为了提高硫铁矿品位而通过浮选得到的硫精矿，这些矿粒度都很小）的焙烧，焙 烧强度较高。 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。4江西理工大学应用科学学院毕业设计第三章 锌精矿焙烧工艺过程计算3.1 锌精矿的物相组成计算设锌精矿的物相组成如图所示。 锌精矿化学成分组分 含 量% Zn 50.41 Cd 0.28 Pb 1.24 Cu 0.44 Fe 9.11 S 31.16 CaO 1.03 MgO 0.05AL 2 O 3SiO2 3.02其他 3.120.14根据锌糖矿的物相分析，精矿中各元素呈下列化台物形态： ZnS、CdS、PbS、CuFeS2、Fe7S8、FeS2、CaCO3、MgCO3、SiO2 以 100kg 锌精矿干量进行计算： （1）ZnSZ n S 中的含硫量： 32 ? 50.41 65.4 Z n S 量： 50.41 ? 24.67 ? 75.08kg ? 24.67kg（2）CdSC d S 中的含 S 量： ? 32 0 . 28 112 . 4 C d S 量： . 28 ? 0 . 08 ? 0 . 36 kg 0 ? 0 . 08 kg（3）PbSPbS 中含硫量： 32 ? 1.24 207.2 PbS 量： 1.24 ? 0.19 ? 1.43kg ? 0.19kg（4）CuFeS2CuFeS CuFeS CuFeS2中含硫量： 32 ? 中含 Fe 量： 560.44 63.5? 2 ? 0.44kg ? 0.39kg0.44 63.522量： 0.44 ? 0.44 ? 0.39 ? 1.27kg（5）Fe7S8 和 FeS2 除去 CuFeS2 中的 Fe 量，余下的 Fe 量为：9.11－0.39=8.27kg。除去 ZnS、CdS、PbS、 CuFeS2 中的含 S 量，余下的 S 量为：31.16－v24.67＋0.08＋0.19＋0.44w=5.78kg。这些剩 余的 Fe 量和 S 量分布于 FeS2 和 Fe7S8 中。 设 FeS2 中的 Fe 为 x kg，S 为 y kg，则：FeS 2 和 F e 7 S 8 有 x 55 . 85 ? y 645张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计FeS 2 和 F e 7 S 8 有8.72 - x 55 . 87 ? 7?5.78 - y 32 ? 8解方程组得：x ? 0 . 14 kg y ? 0 . 16 kg 即 F e S 2中 F e ? 0 . 14 kg ， S ? 0 . 16 kg ， F e S 2 ? 0 . 30 kg F e 7 S 8中 F e ? 8.72 - 0.14 ? 8.58kg ， S ? 5.78 - 0.16 ? 5.62kg Fe 7 S 8 ? 14 . 20 kg（6）CaCO3CaCO 3中含 CO 2 量： ? 44 1.03 56.1 ? 0.81kgCaCO 3 量： 1.03 ? 0.81 ? 1.84kg（7）MgCO3MgCO 3中含 CO 2 量： ? 44 0.05 40.3 ? 0.05kgMgCO 3 量： 0.05 ? 0.05 ? 0.10kg（8）其他 3.12-0.81-0.05=2.26kg 以上结果列表于下：锌精矿物相组成表 组成Zn SZnCdPbCuFeS24.67C aOM gOCO 2SiO2AlO3其他共计50.4175.08 0.36 1.43 1.27 0.30 14.201.03 0.050.81 0.05C dSPbSC uF eS 20.28 1.240.44 0.39 0.14 8.580.08 0.19 0.44 0.16 5.62F eS 2Fe7S8C aCO 3M gCO 31.84 0.103.02S iO 2A l 2O3其他 共计50.413.02 0.14 2.26 0.14 2.26100.000.281.240.449.1131.16 61.030.050.863.020.142.26江西理工大学应用科学学院毕业设计3.2 烟尘产出率及物相组成计算焙烧有关指标 焙烧锌金属直接回收率 99.5% 脱铅率 50% 脱铬率 60% 空气过剩系数 1.25 烟尘产出率及烟尘物相组成计算 以 100kg 锌精矿计算。按工厂生产实践，同类型沸腾炉硫酸化焙烧锌精矿时，烟尘 中残硫以硫酸盐形态的盐为 2.14%，硫化形态的硫为 0.5%，镉 60%进入烟尘，砷和锑为 65%，铅为 50%，元素锌及其他元素为 45%，为方便起见，设设所有流化态的硫均与锌结 合，PbO,与 SIO2 结合成 PbO?SiO2，Fe2O3 有三分之一与 ZnO 结合生成 ZnO?Fe2O3， 其他金属为氧化物形态存在。 设烟尘产出量为 xkg 各组分进入烟尘的数量为： Zn 50.41 ? 0.45=22.68kg Cd 0.28 ? 0.60=0.168kg Pb 1.24 ? 0.5=0.62kg Cu 0.44 ? 0.45=0.198kg Fe 9.11 ? 0.45=4.10kg CaO 1.03 ? 0.45=0.464kg MgO 0.05 ? 0.45=0.023kg Al2O3 0.14 ? 0.45=0.063kg SiO2 3.02 ? 0.45=1.359kg Sso4 硫酸盐形态的硫 0.0214x kg Ss 硫化物形态的硫 0.005x 其他 2.26 ? 0.45=1.017 kg 各组分化合物进入烟尘的数量为 (1)ZnS 量0 . 005 x ? 97 . 4 32 ? 0 . 0152 x其中：Zn 0.0102x kg，S 0.005x kg (2)ZnSO4 量0 . 0214 x ? 161 . 4 32 ? 0 . 1079 x其中：Zn 0.0437x kg，S 0.0214kg，O 0.0428x kg (3)ZnO?Fe2O3 量 烟尘中的 Fe 先生成 Fe2O3，量为4 . 10 ? 159 . 7 111 . 7 ? 5 . 862Fe2O3 有 1/3 与 ZnO 结合生成 ZnO?Fe2O3 ZnO?Fe2O3 量75.862× 1/3=1.954kg张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计1 . 954 ? 241 . 1 159 . 7? 2 . 950其中：Zn 0.800kg，Fe 1.367kg，O 0.783kg 剩下的 Fe2O3： 5.862-1.954=3.908kg 其中 Fe 2.733kg，O 1.175kg （4）ZnO 量 Zn ZnO （5）CdO 量0 . 168 ? 128 . 4 112 . 4 ? 0 . 19222.68-（0.012x+0.）=（21.88-0.0539x）kg （21.88-0.539x）× 81.4/65.4=27.233-0.0671x kg其中：Cd 0.168，O 0.024kg （6）CuO 量0 . 198 ? 79 . 5 63 . 5 ? 0 . 248其中：Cu 0.198kg，O 0.050kg （7）PbO.SiO2 量 PbO0 . 65 ? 223 . 2 207 . 2 ? 0 . 668其中：Pb 0.620 kg，O 0.048kg 与 PbO 结合的 SiO2 量：0 . 668 ? 60 223 . 2 ? 0 . 180 kg剩余的 SiO2： （8）CaO 量：0.464kg （9）MgO 量：0.023kg （10）Al2O3 量：0.063kg （11）其他：1.017kg1.359-0.180=1.179kg综合以上各项得： x=0.152x+0.+3.908+ （27.233-0.0671x） +0.192+0.248+0.848+1.179+0.464+0.023 + 1.017+0.063 X=0.056x+38.125 0.944x=38.125 X=40.387 即烟尘产出率是焙烧干精矿的 40.387% ZnS 量为： 0.0152× 40.387=0.614kg 其中：Zn 0.412kg，S 0.202kg ZnSO4 量为： 0.1079× 40.387=4.358kg 其中：Zn 1.765kg，S 0.864kg，O 1.729kg ZnO 量为： 27.233-0.0671× 40.387=24.523kg 其中：Zn19.703kg，O=4.820kg8江西理工大学应用科学学院毕业设计组成 ZnSZnSO4Zn0.411.765CdCuPbFeSs0.202Sso4CaOMgOAl2O3SiO2O其他共计0.6140.8641.7294.8204.35824.523ZnO ZnO,F e2O 3 Fe2O3 CdO CuOPbO.SiO219.7 0.80 1.367 2.7330.1680.7832.951.1750.0243.908 0.192 0.248 0.848 0.4640.19 0.620.464 0.023 0.063 1.1790.0500.180.048CaO MgO Al2O3 SiO2 其他 共计22.680.023 0.0631.179 1.017 1.0170.1680.19 0.490.62 1.544.1010.150.20 0.500.862.140.461.150.020.060.060.161.353.378.6221.31.01740.38%56.160.422.52100.3.3 焙砂产出率及物相组成计算设每焙烧 100 kg 干精矿产出的焙砂为 y kg。 沸腾被烧时，锌精矿各组分转入焙砂的量为： Cd 0.28-0.168=0.112kg Cu 0.44-0.198=0.242kg Pb 1.24-0.620=0.620kg Fe 9.11-4.10=5.010kg CaO 1.03-0.464=0.566kg MgO 0.05-0.023=0.027kg Al2O3 0.14-0.063=0.077kg SiO2 3.02-1.359=1.661kg 其他 2.26-1.017=1.243kg 根据同类工厂生产统计数据，焙砂中 Sso4 取 1.10%，Ss 取 0.3%，设 Sso4 和 Ss 全部与 Zn 结合， PbO 与 SiO2 结合生成 PbO? 2;生产的 Fe2O3 有 40%与 ZnO 结合生产 ZnO? 2O3； SiO Fe 其他金属以氧化物形态存在 各组分化合物进入焙砂的数量为： Sso4=0.011y Ss=0.003y9张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计（1）ZnSO4 量： （0.011y× 161.4）/32=0.0555ykg 其中：Zn 0.0225y kg，S 0.011y kg （2）ZnS 量： （0.03y× 97.4）/32=0.0091y kg 其中：Zn0.0061y kg，S 0.003y kg （3）ZnO?Fe2O3 量： 焙砂中的 Fe 先生成 Fe2O3，其量为（5.01× 159.7）/111.7=7.163kg Fe2O3 中有 40%与 ZnO 结合成 ZnO.Fe2O3，其量为 7.163× 0.40=2.856kg ZnO.Fe2O3 量为： （2.865× 241.1）/159.7=4.325 kg 其中：Zn 1.173kg，Fe 2.004kg，O 1.148kg 余下的 Fe2O3 量： 7.163-2.865=4.298kg 其中：Fe 3.006kg，O 1.292kg （4）ZnO 量： Zn 27.73-（0.1y+1.173）=26.557-0.0286y kg ZnO （26.557-0.0286y）× 81.4/65.4=33.054-0.0356y kg （5）CdO 量： （0.112× 128.4）/112.4=0.128kg 其中：Cd 0.112kg O 0.016kg （6）CuO 量： （0.242× 79.5）/63.5=0.303kg 其中：Cu 0.242kg，O 0.061kg （7）PbO?SiO2 量： PbO （0.62× 223.2)/207.2=0.668kg 其中：Pb 0.620kg，O 0.048kg 与 PbO 结合的 SiO2 量： （0.668× 60）/223.2=0.180kg 剩下的 SiO2 量： 1.661-0.180=1.481kg （8）CaO 量：0.566kg （9）MgO 量：0.027kg （10）Al2O3 量：0.077kg （11）其他：1.243kg 综合以上各项得： Y=0.1y+4.325+33.045-0.+0.303+0.848+1.481+0.566+0.027+1.243 Y=47.734% 即焙砂产出率是焙烧干精矿的 47.734% ZnSO4 量为：0.=2.649 其中 Zn 1.074kg，S 0.525kg，O 1.050kg ZnS 量：0.0091× 47.734=0.434kg 其中 Zn 0.291kg，S 0.143kg ZnO 量：33.054-0.0356× 47.734=31.355kg 其中 Zn 25.192kg，O 6.163kg 将结果列于下表：10江西理工大学应用科学学院毕业设计焙砂的物相组成 组成 ZnSZnSO4Zn0.291 1.07425.194CdCuPbFeSs0.143Sso4CaOMgOAl2O 3SiO2O其他共计0.4340.5251.050 6.1632.64931.355ZnO ZnO ? Fe2OFe3O3 21.1732.004 3.006 0.112 0.242 0.620 0.566 0.227 0.077 1.481 0.1801.148 1.292 0.016 0.061 0.0484.325 4.298 0.128 0.303 0.848 0.566 0.027 0.077 1.481 1.243 1.24347.734CdO CuO PbO ? 2 SiO CaO Mg OAl2O3SiO2 其他 共计 %27.73 58.09 0.112 0.242 0.620 5.010 0.143 0.525 0.566 0.027 0.0771.6619.778 20.481.2430.230.511.310.50.301.101.190.060.163.482.6100在湿法炼锌过程中，熔化阴极锌时会得到少量浮渣，经球磨水洗后分离出水洗浮渣和 锌珠。锌珠或单独熔化铸锭，或与阴极锌一起熔化铸锭。水洗浮渣则返回加入沸腾焙烧炉 内，脱去其中的氟、氯等。 设投入 100kg 锌精矿， 产出水洗浮渣 0.903kg， 含锌 77.5％， 则水洗浮渣中锌量为 0.7kg， 设此锌量在水洗浮渣中全部以氧化锌形式存在，且在沸腾焙烧过程中这一部分氧化锌全部 进入烙砂中。 水洗浮渣各组分为： ZnO (0.903× 77.5%× 81.4)/65.4=0.871kg 其中：Zn 0.7kg，O 0.171kg 其他：0.903-0.871=0.032kg 所以进入焙烧炉的物料量为：精矿 100kg ，水浮渣 0.903kg，共计 100.903kg。 产出的烟尘量 40.387kg，焙砂量=47.734+0.903=48.558 kg，共计焙烧矿 88.878kg 烟尘产出率占焙烧矿的 45.37%，焙砂产出率占焙烧矿的 54.63%。11张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计焙烧矿物相组成见下表：焙烧矿物相组成 组成 Zn Cd Cu Pb Fe Ss Sso4 CaOMgO Al2O3SiO2O其他共计ZnSZnSO0.70 2.83 345.59 90.34 5 1.38 9 3.37 5.73 1 0.28 0 0.44 0 1.24 0 1.03 0 0.05 0 0.14 2.66 2.29 0.36 0 9 2.7711.15 91.04 7.00 856.74 7ZnO 4 ZnO .Fe2O Fe23 O1.97 5 31.93 4 2.46 1 0.04 7 0.11 0 0.09 1 67.27 9 8.20 5 0.32 6 0.55 0 1.69 1 1.03 6 0.05 0 0.14 0 2.66 2.2989.024 2CdO 3 CuO PbO .SiO2CaO MgAl2O OSiO2 3 其他 共计51.11 0.280 0.440 1.240 9.110 0.345 1.389 1.030 0.050 0.143.0218.5782.292 2%57.40.310.491.3910.20.391.561.160.060.163.3920.8 72.581003.4 焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算 1 33.4.1 焙烧矿脱硫率计算 精矿中的硫量为 31.16kg ，焙烧矿中的硫量为：0.345+1.389=1.734kg 进入烟气的硫量为： 31.160-1.734=29.426 kg 焙烧矿脱硫率为： 29.426÷ 31.16=94.44% 3.4.2 出炉烟气计算 假定脱掉的硫中 95%生成 SO2，5%生成 SO3，则： 生成 SO2 需要的氧气量为： 29.426× 0.95× 32=27.955kg 32÷ 生成 SO3 需要的氧气量为： 29.426× 0.05× 32=2.207kg 48÷焙烧矿中氧化物和硫酸盐生成所需要的氧量：18.578kg，则 100kg 锌精矿（干精矿）焙烧12江西理工大学应用科学学院毕业设计需要理论氧量为： 27.955+2.207+18.578-0.171=48.569kg 空气中氧的质量百分比为 23%，实际需要空气量：48.569 ? 0.23=211.7kg 过剩空气系数取 1.25，实际需要空气量为： 211.17 ? 1.25=263.96kg 空气中各组分的质量百分比为 N2 77%、O2 23%，鼓入 263.96kg 空气，其中 N2 263.96 ? 0.77=203.25kg O2 263.69 ? 0.23=60.71kg 标准状况下，空气密度为 1.293kg/每立方米，实际需要空气的体积为 263.96 ? 1.293=204.15m3 空气中 N2 和 O2 的体积百分比分别为 79%，21%，则 N2 204.15 ? 0.79=161.279m3 O2 204.15 ? 0.21=42.871m3 焙烧炉排出的烟气量和组成： （1）焙烧过程中产出： SO2 29.426 ? 0.95 ? 64 ? 32=55.910kg SO3 29.426 ? 0.05 ? 80 ? 32=3.678kg （2）过剩的氧气量： 60.71-48.569=12.141kg （3）鼓入空气代入的氮量：203.25kg。 （4）CaCO3 和 MgCO3 分解产生 CO2 量： 0.81+0.05=0.86kg （5）锌精矿及空气代入水分产生的水蒸汽量 进入焙烧炉的锌精矿湿度是 6%，100kg 干精矿代入的水分为100 1 ? 6% ? 6 % ? 6 . 4 kg空气代入的水分量计算： 假设该地区气象资料：大气压力 pa，相对湿度 77%，平均气温 17.5，换算 为此条件下的空气需要量：204 . 15 ? 631 ? 273 ? 17 . 5 273 ? 2 1 87 3 3 . m3空气中的饱和含水气量为 0.0162kg/m3，代入的水分量： 218.733 ? 0.0162 ? 0.77=2.728kg 代入水分总量为：6.4+2.728=9.128kg 或者 以上结果，列于表：烟气组成表 组成 SO2 SO3 CO2 N2 O2 H2O 共计 质量/kg 55.910 3.678 0.86 203.25 12.141 9.128 284.967139.128 18? 22.4 ? 11.359m3体积 19.569 1.030 0.438 162.600 8.500 11.359 203.496体积比/% 9.62 0.51 0.22 79.90 4.18 5.58 100张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计根据计算结果，编制物料平衡表：沸腾焙烧物料平衡表名称 干精矿 水洗浮渣 精矿中的水分 干空气 空气中的水分 共计加入的 kg 100 0.903 6.4 263.96 2.728 373.991% 26.74 0.24 1.71 70.58 0.73 100 物料平衡名称 烟尘 焙砂 烟气产出的 kg 40.387 48.637 284.967% 10.80 13.00 76.20共计 加入=产出373.99110014江西理工大学应用科学学院毕业设计第四章 沸腾焙烧炉热平衡计算4.1 热收入进入沸腾焙烧炉的热量包括反应热及精矿，空气和水分代入的热量 （1）硫化锌按下式反应氧化放出之热量为 Q1： ZnS+1 1 O2= ZnO+SO2+443508kj2生成 ZnO 的 ZnS 量： （19.703+0.800+25.192+1.173）×97 Q1=.4=69.642 公斤65 . 42 ?69 kj ? .4（2）硫化锌按下式反应硫酸盐化放出之热量为 Q2： ZnS+2O2=ZnSO4+774767 kj 生成 ZnSO4 的 ZnS 量： （1.765+1.074） ? 97.4 ? 65.4=4.228kg Q2=774767 ? 4.228/97.4=34109kj （3）.ZnO 与 Fe2O3 按下式反应生成 ZnO? 2O3 放出之热量为 Q3： Fe ZnO+Fe2O3=ZnO? 2O3+114300kj Fe 生成 ZnO? 2O3 的 ZnO 量： Fe （0.800+1.173）×81.4=2.456kg65 . 4Q3=114300 ? 2.456/81.4=3449kj （4）FeS2 按下列反应氧化放出热量为 Q4 4FeS2+11O2=2Fe2O3+8SO2+3310084 kj Q4=3310084 ? 0.30÷ 479.4=2071kj （5） FeS 按下列反应氧化放出热量为 Q5 2FeS+ 7 O2=Fe2O3+2SO2+1226774kj2Fe7S8 分解得到 FeS 量： CuFeS2 分解得到 FeS 量： 得到 FeS 总量为：8.58+5.62×7 =13.50kg80.39+0.44×1 =0.61kg213.50+0.61=14.11 kg Q5=（1226774 ? 14.11）÷ ? （2 87.85）=98519kj （6） CuFeS2 和 Fe7S8 分解得到硫燃烧放出热量为 Q6 2CuFeS2=Cu2S+2FeS+ 1 S22分解出 S 量：1.27 ? 366.8=0.111kg 32÷ Fe7S8=7FeS+ 1 S22分解出 S 量： 14.2 ? 32/646.95=0.702kg 1kg 硫燃烧放出热量为 9303kj Q6=（0.111+0.702）× kj （7）PbS 按下式反应放出热量为 Q7 PbS+3/2O2=PbO+SO2+421569kj15张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计PbO+SiO2=PbO? 2+8499kj SiO 生成 PbO 放出热量： 生成=PbO? 2 量： SiO 生成=PbO? 2 放出热量： SiO 421569 ? 1.43/239.2=2520kg 0.848+0.848=1.696kg 8499 ? 1.696/283.3=51kg Q7=1kj （8）CdS 按下式反应放出热量为 Q8 CdS+3/2O2=CdO+SO2+413656kj 0.28×144.4生成 CdO 之 CdS 量：=0.36kg112 . 4Q8=413656 ? 0.36/144.4=1031kj （9）Cu2S 按下式反应氧化放出热量为 Q9 Cu2S+2O2=2CuO+SO2+413656kj 生成 CuO 之 Cu2S 量：0.44×159.1=0.55kg127 . 1Q9=（533691 ? 0.55）/159.1=1845kj （10）部分 SO2 生成 SO3 放出的热量 Q101 SO ? O ?SO 98348 ? kj 2 2 3 2Q10=（3.678/80） ? kj （11）锌精矿带进热量为 Q11 进入沸腾炉焙烧的锌精矿温度为 40℃，锌矿的比热取 0.84kj/kg?℃ Q11=100.903 ? ? 40 0.84=3390kj （12）空气带进热量为 Q12 空气比热取 1.32kj/kg?℃，空气温度为 17.5℃ Q12=218.733 ? 17.5 ? 1.32=5052kj （13）入炉精矿含水 6.4kg，水分比热容取 4.1868kj/kg?℃，精矿中的水分带入量 Q13 Q13=6.4 ? ? 40 4.kj 热量总收入 Q 总收=Q1+Q2+Q3+..........Q13 =09+519+31+90+ =482307kj4.2 热支出（1）烟气带走热量为 Q 烟 炉顶烟气温度 900℃，各组分比热为（kj/m3? ℃） SO2 SO3 CO2 N2 O2 H2O 2.215 2.303 2.181 1.394 1.465 1.687 Q 烟=（19.569× 2.215+1.03× 2.303+0.438× 2.181+162.6× 1.394+8.5× 1.465+11.359× 1.687）× 900 =304.952× 900=274457kj （2）由烟尘带走的热量为 Q 尘（由炉中出来焙砂温度为 900℃，其比热为 0.84kj/公斤? ℃） Q 尘=40.387× 900× 0.84=34727kj （3）焙砂带走热量为 Q 焙 由炉中出来焙砂温度为 850℃，其比热容为 0.84kj/kg.c Q 溶=48.637 ? ? 850 0.84=34727kj16江西理工大学应用科学学院毕业设计（4）锌精矿水分蒸发带走的热量为 Q 蒸 Q 蒸= G 水 t 水 C 水+G 水 r 式中：G 水―精矿中水分的质量，kg； t 水―精矿中水分的温度，40℃； G 水―水的比热容 kj/（kg.℃） 。 r―水的汽化热 kj/kg，40 摄氏度时 r 为 2407 Q 蒸=6.4 ? 4.× 40× kj （5）精矿中碳酸盐分解吸收之热量为 Q 分Ⅰ，CaCO3 分解吸热 1583kj/kg，MgCO3 分解吸收 1315kj/kg。 Q 分Ⅰ=1583× 1.84+1315× 0.1=3044kj （6）CuFeS2 和 Fe7S8 分解吸收之热量为 Q 分 2（按 1 公斤 Fe 消耗热量为 929kj） Q 分Ⅱ=（0.39+8.58）× 929=8333 kj （7）通过炉壁的炉顶的散失热量为 Q 散（散热损失均为热收入的 5%） 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% Q 散=482307× 5%=24115kj （8）其他热量损失 Q 损 其他热量损失包括溢流口散热，清理孔打开时的辐射热损失等，这部分热损失按热收 入的 1%计 Q 损=482307× 1%=4823kj （9）剩余热量 Q 剩 Q 剩=Q 总收-（Q 烟+Q 尘+Q 熔+Q 蒸+Q 分Ⅰ+Q 分Ⅱ+Q 散+Q 损） =482307-（33++115+4823） =509 =85798kj 计算结果列于表：锌精矿沸腾被烧热平衡 热收入 项目 焙烧反应热 ZnS 氧化成 ZnO ZnS 转化为 ZnSO4ZnO 和 Fe2O3 生成 ZnO.Fe2O3热支出 kj % 项目 kj %09 519 31 1845烟气带走热 烟尘带走热 焙砂带走热 水分蒸发带走热 碳酸盐分解CuFeS2 和 Fe7S8 分解33
115 56.91 6.33 7.20 3.42 0.63 1.73 5.00 1.00 17.78FeS2 氧化成 Fe2O3 FeS 氧化成 Fe2O3 分解硫燃烧 PbS 生成 PbO? 2 SiO CdS 氧化成 CdO Cu2S 氧化成 CuO炉壁及炉顶散热 其他热损失 剩余热17张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计SO2 生成 SO3 精矿代入热 空气代入热 水分代入热 共计52
100 共计 18江西理工大学应用科学学院毕业设计第五章 沸腾焙烧炉的选型计算5.1 沸腾焙烧炉炉型选择本设计采用圆形断面，柱形床，直筒型沸腾焙烧炉5.2 床面积F=A a式中 F―需要的床面积 A―每日需要焙烧的精矿量，t/d a―炉子床能率 t/（m2.d） 确定 A:设沸腾焙烧炉每年工作 330 天，床能率取 5.5t/（m2.d） ，年处理 5.6 万吨锌，A ?
? 169.70 t / d? 30 . 85 m2则：F 床?A a?169 . 70 5 .55.3 前室面积我国使用的 18.7―45m2 的流态化焙烧炉均有前室。 小于 5m2 的路子可不用前室。 16m2 的炉子也有不用前室的。由于本设计的炉床面积为 69m2 固应该采用前室。前室有矩形和 扇形两种，一般为 1.5~2m2。这里取 2m2。5.4 流态化床断面尺寸D床 ? （ F 床 - F前 ） 4 π ? 1.13 F 床 - F前式中f 前室f床―流态化焙烧炉加料前室面积，m2。―流态化焙烧炉炉床面积，m2。 ―炉床直径，m2。D床矩形炉的炉长与宽尺寸之比，国内一般为 2―3∶1。可以适应生产要求。其关系式如 下：B床 ? f /( 2 ~ 3 )L ? ( 2 ~ 3) B式中 B―为矩形炉宽，m ； L―为矩形炉的长边长度，m 。 由于本设计采用圆形带前室炉型，固床断面尺寸D床 ? 1 . 1 3 3 0 . 8 - 2 ? 6 . 0 7 m 519张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计取沸腾床直径 D=6.07m，此时沸腾炉床面积实际为：? 6.07 ? ? ? ? 3.14 ? 2 ? 30.92m ? 2 ?2 2故沸腾炉实际单位生产率为5.5 流态化床高度（排料口高度）流态化床高度近似的等于气体分布板至溢流口下沿的高度，一般它是由炉内的停留时 间、流态化床的稳定性和冷却器的安装条件等因素确定。国内生产的流态化高度一般为 0.9~1.2m。本设计取 1.2m。5.6 炉膛面积和直径F膛 ? a ? V 烟 1 ? β t 膛） F 床 （ ? 86400 W 膛式中： a ―沸腾焙烧炉单位面积生产率，吨/m2? ； dV烟 t膛―单位炉料产出量， ； ―炉膛温度，950℃ ； ―炉床面积，30.85m2；F床W 膛 ― KW 带W带―颗粒带出速度，一般为 1.35m/s，和精矿粒度有关，K 取 0.3~0.55， 这里取小值 0.3。1.35=0.405m/s W 膛 ―0.3× β―1/273F膛 ? 5.5 ? 2034.96 ? 1 ? 950/ 273 ) ? 30 . 85 （ 86400 ? 0 . 405D 膛 ? 1.13 F 膛 ? 7.51m? 44 . 21 m2炉腹角取 ? 取 20° 。5.7 炉膛高度1、未扩大直筒部分 H1，根据操作和安装方便而定，一般取 2.6m。 2、扩大部分高度 H21 H 2 ? （ D 膛 - D 床 ） ctg 20 ? ? 1.98m ? 23、炉膛高度 H 膛20江西理工大学应用科学学院毕业设计H3 ?a ? V 烟 1 ? β t 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。H3 ? a ? V 烟 1 ? β t 膛） F 床 ? t （ ? 8 6 4 0 0F 膛 ?=8.1mH 膛 ? H 1 ? H 2 ? H 3 ? 12.68m炉膛容积：V 膛 ? 10 ~ 18 ） F 床 （5.8 气体分布板及风帽5.8.1 气体分布板孔眼率 气体分布板孔眼率即风帽孔眼总面积与炉床面积的比值。根据国内工厂实践，锌精矿 流态化焙烧炉空气分布板的孔眼率一般为 0.7~1.1%。本设计选用 1.0%。 5.8.2 风帽 风帽分菌形、伞形、锥形等，风帽孔眼有侧孔式、直通式、密孔式等。本设计采用侧 孔式菌形风帽，因为从测孔喷出的气体紧贴分布板面而进入流态化床，搅动作用好，孔眼、 不易堵塞、不易漏料等。 风帽的孔眼数一般为 4、6、8，孔眼直径 3~10mm。高温氧化焙烧炉的孔眼直径取 8~10mm。风帽材料多用普通铸铁，高温氧化焙烧应采用耐用铸铁。 风帽数量一般可由下式计算：N ? b孔 F炉床 ? F前床 ） （ 78.5 nd2 孔式中 N―风帽个数； n―个风帽上的孔眼个数，6；d 孔 ―风帽孔眼直径，mm，9mm； b孔―分布板孔眼率，%，1.0%。本设计采用的风帽个数为：N ? b 孔 F 炉床 ? F前床 ） （ ? .5 nd 孔所以 N=1759 个。21张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计第六章6.1 供风系统6.1.1 鼓风机 沸腾层流体阻力计算 流体层流体阻力按下式计算：辅助设备的设计与选择一 辅助设备包括在物料准备系统、加料系统、供风系统和排烟系统。? P ? H 层 r固 - r气）（ 1 - ? ）毫米汞柱 （式中： ? P ―沸腾层流体阻力，毫米水柱；H层―沸腾层高度，米； ―锌精矿比重，千克/米 33r固r气 ―气体比重，千克/米；? ―沸腾层孔隙率，一般在 0.65~0.85 间。本设计取 0.75。所以，? P ? 1 .（ 4 0 0 0 0 . 9 ）（1 - 0 . 7 ）? 1 2 0 0 米 汞 柱 2 8? 5 毫鼓风机压力按下式计算：P ? 1.3 ~ 1.5 ）（ ? P ? ? P低）毫米水柱 （式中： ? P ―炉底分布板压力，一般情况下， ? P低 在 50~100 毫米水柱之间有的地方取 沸腾层压力降低 10%~20%； 本设计取 ? P低 =100 毫米水柱。 则， 鼓风机风量： P=1.5(50 毫米水柱Q ? 1918.7 ? 169.70 1440 ? 0.97 ? 233.1 标米 / 分3为了有富余能力，过量 30%则Q ? 1.3 ? 233.1 ? 303.04 标米 / 分3现在可根据产品目录选择需要的鼓风机了，可选用天津鼓风机生产的罗茨鼓风机三 台，一台备用；22江西理工大学应用科学学院毕业设计鼓风机性能型号 风量 风压 型号 LCA60 ? 65―16 0/0.20 160 标米 3/分 2000 毫米水柱 JR116―6 电动机 功率 95 千瓦必须指出的是，风量还必须考虑当地的气候条件，即年平均气温及当地大气压。 沸腾焙烧炉的鼓风机要求其鼓风量不随阻力之增减而发生较大的波动，即有较为稳定的风 量。罗茨鼓风机能满足这些要求。 6.1.2 供风管 由 4.7.2 鼓风机的选择一节中可得日处理 169.7t 湿精矿的沸腾焙烧炉，每分钟应供给 204.15 标米空气，则每秒钟应供给的空气为 3.89 标米。如果当地气压为 Pa， 平均气温 17．5℃，则风机每秒钟实际供风量为：Q ? Q（1 ? ? t ) ? 0 P0 PB式中：Q―风机每秒钟实际供风量，m?/s Q0―每秒钟需要供给的风量，m?/s P0―标准大气压力，Pa PB―当地大气压力，Pa 计算：Q=3.89×（1+17.5/273）×631.72 =1..89 =4.17m?/s 冷空气在金属管道内流速一般为 9~12m/s，取 10m/s 进行计算，则供风管道直径为： D=1.13Q w风=1.134.17 10=0.73 米式中：D― 供风管道直径 w 风― 管道内风速，m/s，6.2 排烟收尘系统排烟系统包括余热利用设备、收尘设备、排风机等。在此主要讨论收尘设备 6.2.1 旋风收尘器 有烟气量计算可知，焙烧 100kg 于精矿需要供给 203.496m3 烟气。当沸腾炉每日处理 169.7t 湿精矿时，每秒钟产出的烟气量 3.89m3。设余热锅炉的漏风率为 15%，旋风收尘器 入口温度为 400℃，则每秒钟旋风收尘器入口烟气量为： Q=Q0?(1+k） （1+β t）P0/PB 式中：O0―沸腾炉每秒喊出的烟气量，m?； k―余热锅炉漏风率23张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计则 Q=3.89×（1+0.15）×(1+400/273）×631.72=11.30m?/s 选用 H-15 型六筒旋风收尘器。通体有效直径 D= 式中：Q―每秒钟进入旋风收尘器的烟气量，m?/s? c ―简体断面流速，一般为 3.3 到 3.7m/s，这里取 3.5m/s4 ? 11.30 6 ? 3.14 ? 3.5 ? 0.83m4Q 6π ? cD=根据计算结果，确定选用 H15-6×800 型旋风收尘器一台。 6.2.2 排风机 风机的选择计算与鼓风机的选择计算基本相同，主要考虑风压和风置两个参数。 风压：排风机的风压由烟道阻力损失和烟道上各种设备的阻力损失决定。通常姻道的 阻力损失很小，有时在计算过程中忽赂不计。 沸腾焙烧炉烟气出口处一般为微负压，取―50Pa。余热锅沪阻力损失一般小于 400Pa， 取 300Pa。 旋风收尘器阻力损失一般为 600 一 2000Pa， 1300Pa。 取 风机出口处假设为 50Pa。 考虑到风机风压要有 30％的富裕能力，则风机风压力： P＝1.3(50+300+1300+50)＝2210Pa 风量：设旋风收尘器漏风率为 5％．排风机入口处烟气温度为 350℃，考虑到 风机 风量有 30％富裕能力，则排风机风量应为: Q=1.3×3.89×（1+0.15+0.05） （273+350）/273×/ =13.94m?/s=50184m?/h 根据计算结果，选用 FW9-27-11No12 排风机一台。 6.2.3 电收尘器 设排风机漏风率为 5%，电收尘器入口烟气温度为 320℃，则进入电收尘器的烟量为： Q=3.89×（1+0.15+0.05+0.05） （273+320）×101325/（273×） =10.63m?/s=38266m?/h 设电收尘器内烟气速度为 0.5m/s，则电收尘器所需的总有效面积为； F=Q?式中：Q―进入电收尘器的烟气量，m? ? ―电收尘器内烟气速度，m/s F=10.63/0.5=21.26m2 2 根据计算结果，选用 F=30m 电收尘器一台。 6.2.4 烟道 烟道采用金属管道。烟气在管道内流速一般为 10―15m/s 取 12m/s （1）余热锅炉――旋风收尘器烟道。余热锅炉漏风率为 15％，烟气温度为锅炉出口烟气 温度和旋风收尘器入口烟气温度的平均值 t =（450+400）/2=425℃ Q=3.89×（1+0.15）× =11.52m?/s 烟道的截面积为：24273 ? 425 273?631 . 72江西理工大学应用科学学院毕业设计F=Q?式中：Q―进入烟气的烟气量，m? ? ―烟气在管道内的流速，m/s F=11.52/12=0.96m2 烟道直径为： D=4F π ? 4 ? 0.96 3.14 ? 1.11m取烟道直径为 1.20m。 （2）旋风收尘器-----排风机烟道 Q=3.89×（1+0.15+0.05）×（631.72） （273+375）/273 =2..89 =11.16m3/s 烟道的截面积为： F=Q/ ? =11.16/12=0.93m2 烟道直径为： D=4F π ? 4 ? 0.93 3.14 ? 1.08m取烟道直径为 1.10m。 （3）排风机电收尘器烟道 Q=3.89×（1+0.15+0.05+0.05）×（631.72） （273+335）/273 =10.90m? 烟道截面积为： F=Q/ ? =10.90/12=0.91m 烟道直径为： D=4F π ? 4 ? 0.91 3.14 ? 1.07m取烟道直径为 1.10m。 经上述计算，余热锅炉―旋风收尘器烟道直径为 1.20m；旋风收尘器―排风机烟道和 排风机―电收尘烟道直径为 1.10m。25张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计第七章 其他部件7.1 风箱沸腾焙烧炉容积的大小，可根据下述经验公式估算，并结合炉子工艺结构及工艺配置 等情况来调整。V 风箱?V ? = ? 风 ? （米） 3 ? 800 ?1.34式中： V 风箱 ―风箱容积，米 3V风―鼓风量，米 3/小时? 1918.7 ? 169.7 ? 3 V 风箱 ? ? 0 ? ? 4 4 . 4米 800 ? 24 ? ?故：7.2 加料装置采用前室垂直加料管加料，前室面积 2 平方米，前室高 2 米 加料管选用圆形断面，其直径按下式计算F管 ? G料 W料式中： F管 ―加料管流通面积G料―加料量，吨/小时 =200 吨/m2?时W 料 ―物料的质量流率，吨/平方米?小时，本设计采用 W 料 F管 =169.7/（24×200）=0.035米加料管直径 d =1.13 选用 d377×8 的无缝钢管。0.035=0.21 米7.3 排料口尺寸计算采用外溢流排料，物料经由溢流口直接排出炉外，排料口溜矿面可采用耐火混凝土捣 打而成，其坡度应大于 60°，外溢流排料处应设置清理口，溢流口孔洞的高度视才做需要26江西理工大学应用科学学院毕业设计而定，一般为 300 到 800 毫米，本设计取 600 毫米 溢流口高度按下式计算：? G 排料 B 溢 =500 ? ? r ? 粒 ? ? ? ?0 . 23毫米式中： G 排料 ―炉子排料量，千克/小时B 溢 ―溢流口宽度，毫米 r粒 ―焙砂比重，千克/米3故：B 溢 ? 500 ? （169.7 ? 0.89 ? 0. ? 24）0 . 2 3=470 毫米 溢流口尺寸：470×600 毫米。7.4 排烟口尺寸计算炉内烟气量为：169.7 ? 0.89 ? 1000 ? 203.496 106.4 ? 24 ? 3 6 0 0 ? 3 . 3 4 m/ s3设出炉炉气温度为 900℃，则废气量为： 3.34×（1+900/273）=14.35m?/s 设炉气速度为 8 米/s， 则排烟口断面为： 14.35/8=1.79m2 设用矩形断面，高与宽之比为 0.8， 则高为 1.2m，宽为 1.5m 及排烟口断面为： 高×宽=1.2m×1.5m。27张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计第八章 主要经济技术指标和主要设备规格沸腾焙烧直径 沸腾炉床面积 沸腾炉总高 沸腾层高 炉底风帽个数 沸腾炉的单位生产率 空气单耗 鼓风量 鼓风机参数 风量 风压 鼓风机型号 鼓风机台数 焙烧脱硫率 焙烧温度 废气温度 旋风收尘器型号 排风机型号 风量 风压 电收尘器 H15―6 ? 800 FW9―27―11No12 米 /时 毫米水柱 F=30m 电收尘器2 3 3米 米26.07 30.85 13.35 8.1
.04米 米 个 吨/米 ?日 标米 /吨锌精矿 标米 /分 米 3/分 毫米水柱 LCA ? 65―160/0.20 台 ％ ℃3 2160 .44 950 900 一台 一台
一台28江西理工大学应用科学学院毕业设计第九章 环保和安全在过去的几十年里，湿法炼锌和其他冶金工业一样满载技术开发上其目标主要着重在 优质、高产、低能耗等方面，以便给企业创造更大的经济效益。但当今世界环境保护已成 为人们最关心的话题， 人类必须保护好自己的生存空间， 显然仅有技术目标是远远不够的。 减少生产过程中的三废（废水、废气、废渣）排放并对其有效治理，是环境免受三废的危 害，已提到工业发展的重要日程，预计今后拟定的任何研究计划和新工艺，都必将以是否 保护了环境或减少了对黄静的污染为前提，环境保护不好的工艺不再可能被人们接受。而 目前在环保方面有缺陷的工艺也必须寻求新技术加以改进。9.1 概述在人类的生产活动中产生的废气、废水、和废渣，通常称为“三废”。由于“三废”是工 业生产的主要产物，一般都排放到大气、江河、或大地堆放，将会造成严重的环境破坏， 称为“公害”，或称为“环境污染”。 如今，环境污染已严重影响到人类的生活、工作与生产的正常进行，成为当今世界各 国共同关注的一个热点和焦点，从而提出了“环境保护”。环境保护已经成为我国的一项基 本国策。这说明环境对国家经济建设、社会发展和人民生活具有全局性、长期性和决定性 的影响，是至关重要的。 冶金工业是三废污染较为严重的部门之一。在我国，三废治理和环境保护已经纳入法 制轨道，国家规定了各种有害物质的排放标准，任何企业都必须达标排放，否则将是违法 的。对于新建的共产项目，在开始进行生产方法和流程设计时，就必须考虑过程中产生的 “三废”来源和采取的措施。尽量做到原材料的综合利用，变废为宝，减少废物的排放。工 业项目的审批往往是把污染问题作为首要问题。在项目审批通过后，三废治理与主体工程 同时设计、同时施工、同时投产。 本设计采用湿法炼锌，主要原料是硫化锌精矿。但整个工艺又不是完全意义上的湿法 过程，在焙烧工序中还涉及到火法过程。在火法部分，沸腾焙烧时产生大量的烟尘，废渣 是火法过程与湿法过程均无法避免的，自然堆放时，必然会产生含有重金属的尘土，同时， 长期的雨水浸淋，也会造成水体和土壤的污染。因此，环保工作作为冶炼厂正常生产障碍， 在作此项冶金共产设计时，必须把三废治理工作作为设计的一项重要内容予以高度的重 视。本设计在锌冶炼厂主要的环保工作是处理冶炼过程中的废气等问题，分别描述如下。9.2 废气治理湿法炼锌废气的来源为锌精矿干燥烟气和沸腾被烧烟气，浸出渣干燥烟气、浸出渣挥 发烟气、工业锅炉烟气。废气的危害在本设计中主要产物是含硫化物（SO2,H2S） 、粉尘及 点解沉积时轻微的酸雾。 粉尘的主要来源是物料的准备过程，由于运输和破碎产生的，另外焙烧过程也产生相 当量的烟尘。烟尘的产生在运输过程是无法避免的，破碎是的粉尘主要靠设备本身的防尘 设施，如防尘罩等，或是采用湿磨焙烧产生的粉尘，就必须针对其高湿、高压的特征，采 用专门的收尘设备，本设计采用重力除尘，旋风收尘，电收尘等，对各种粒径的粉尘进行 严格的控制，并达到国家规定的排放标准。酸雾的危害主要是影响电解车间工人的健康，29张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计因其浓度较低，一般是设置通风系统将其导入大气。 1.锌精矿干燥烟气 锌精矿含水 13%左右，进入沸腾焙烧炉之前需要干燥，使之含水达 5%甚至更低，本 设计用圆筒干燥窑顺流干燥。 所得烟气湿量大， 含尘浓度 20~80g? -3,烟气温度 120~200℃， m 烟尘率 1~3%，主要成分为 CO2、O2、N2、H2O 以及少量的 SO2，采用湿混合流程收尘，再 通过石灰池脱硫。经处理后，烟气排放浓度达到国家工业炉窑大气污染物排放标准二级的 要求，烟尘浓度不大于 200mg? -3。 m 2.沸腾焙烧烟气 湿法炼锌锌精矿沸腾焙烧的炉出口烟气量大、SO2 浓度高，本设计为 9.78%，温度为 800~900℃，主要成分为 CO2、O2、N2、H2O、SO2、SO3，采用二转二吸制酸系统，将大 部分的 S02 吸收制酸， 综合回收烟气中的热能和 SO2 生产硫酸， 变废为宝， 实现尾气含 SO2 达标排放，过剩的空气经 120m 烟囱排入大气中，同时加强设备密封和车间通风防尘，使 车间空气中含重金属烟尘可达到工业卫生标准。 一般来说，烟气先经过余热锅炉进行热交换，产生的大量蒸汽可用于发电，解决工厂 的日常生活用电，而热水可提供给澡堂。冷却后的烟气先后进行旋风收尘、电收尘和洗涤， 经托普索制酸后烟气可直接排空。9.3 劳动保护锌冶金在火法冶炼高温或湿法酸性水溶液中进行，从这些过程中散发的生产性毒物粉 尘构成了生产过程中的化学有害因素，如 Pb、As、Cd、Hg、SO2、CO 及酸雾等有害气体、 烟尘以及煤尘、矿尘等，除此之外，还有高温、高湿、噪声等物理有害因素，一起构成了 对人体健康产生职业危害。因此，改善冶炼厂的作业环境，预防和控制职业危害，就要加 强对劳动者的劳动保护措施。 对工人的劳动保护应采取如下措施： 1）定期对工人进行劳动安全教育，并进行考核。 2）对新增员工进行岗位培训。 3）明确岗位职责，规定安全操作标准并进行严格检查。 4）加强厂区卫生防护，严格控制二次污染。 5）要求佩戴劳保用品，如安全帽，工作服，劳保鞋等。30江西理工大学应用科学学院毕业设计总结本次设计通过物料平衡和热平衡的计算，设备的选型与计算，再结合锌冶炼生产的实 践，计算出沸腾焙烧里的主要参数，从而设计出了年产 5.6 万吨锌冶炼沸腾焙烧炉。 通过本次设计，我充分认识到了自己的不足，但是我同样有很对的体会和收获，因为 我掌握了自己在以前学习中没有掌握的知识，并且通过查找大量资料我还学习到了很多书 本以外的东西。我认为这是在本次设计中最大的收获！ 由于时间和水平有限，本设计过程中肯定涉及到不少不足之处，敬请各位领导和老师 给予批评和指正。31张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计参考文献[1]陈国发.重金属冶金学[M].北京:冶金工业出版社，1992 [2]彭容秋.锌冶金[M].长沙:中南大学出版社,2005 [3]邱竹贤.有色金属冶金学[M].北京:冶金工业出版社，1988 [4]蔡祺风.有色冶金工厂设计基础[M].北京:冶金工业出版社,1991 [5]杨丽芬、李友葫.环保工作者实用手册（第二版）[M].北京:冶金工业出版社,2001 [6]彭容秋.有色金属提取冶金手册（锌铬铅秘）[M].北京:冶金工业出版社,1992 [7]《铅锌冶金学》编委会主编.铅锌冶金学[M].北京:科学出版社,2003 [8]东北化工学院重冶教研室.锌冶金[M].北京:冶金工业出版社,1978 [9]陈佛顺.有色冶金环境保护[M].北京:冶金工业出版社,1994 [10]梁可.锌冶金工艺概述[M].北京:有色冶金设计,2004 [11]将继穆.我国铅锌冶炼现状与可持续发展[M].中国有色金属学报,2004 [12]Fukunaka Y.et al.Trans[M].7B,1976 [13]Bustos A.A.et.Metall.Trans.[M].B,Vol.15B,198432江西理工大学应用科学学院毕业设计谢辞丰富多彩的四年求学生涯即将结束了，心中实在舍不得离开赣州这片充满了关爱的红 色土地，更舍不得朝夕相处的老师和同学们。有太多的事历历在目，宛如昨日，有太多人 的音容笑貌，跃然纸上，挥之不去。四年的时间，如同白驹过隙，转眼之间的事情会一下 子浮现在眼前。热爱我们的应科院，一草一木也都有了很深的感情，很荣幸的看到了四年 里他在一点一滴的发生着变化。应科院的辉煌还需要学弟、学妹们来奋斗，希望在未来的 日子里可以看到一个更加美好的应科院屹立在这片曾经并将一直热爱的土地。 首先非常感谢我的老师们在我四年求学生涯中给予的关心与帮助，他们不仅以那严谨 的治学态度、缜密的思维能力、娴熟的操作技巧深刻的影响着我，更以他们那博大的胸怀 潜移默化的影响我如何学会去宽容别人，笑着面对生活。让我感到四年中不仅积累了丰富 的学识，更在如何做人上让我学到了很多，我将随身携带者他们，勇敢的踏上新的人生之 路。让我深刻的认识到：无论生活多么艰辛，惟有知识才能充实我们的头脑，才会让你达 到成功的彼岸。在此次论文写作中，我去图书馆查资料，在网上收集资料，经理两个多月的精心准备，在涂|老师的知 道下我终于完成了我的设计， 在此感谢所有曾在论文写作期间对我提供一臂之力的同学和朋友。 最后再 次感谢我的指导老师涂老师，他严谨细致、一丝不苟的作风一直是我工作、学习中的榜样；他循循善诱 的教导和不拘一格的思路给予我无尽的启迪，在这里请接受我最诚挚的谢意!33张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计附录 A 论文(原文）Principles of Modern SteelmakingCurrently，there are tow major steelmaking processes， the more popular being the ox ygen processes(also called converter processes) based on hot metal from a blast furnace and scrap，and the less popular being the electric are process which is suitable for mak ing steel from high-quality industrial scrap or from pre-reduced pellets (The open-hearth process，once responsible for almost 100% of raw steel production，has now dwindled t o negligible proportions。 Oxygen steelmaking processes are concern -ed mainly with the ) refining of a metallic charge consisting of hot metal(m(molten pig iron)and scrap throug h the use of high-purity oxygen to rapidly produce steel of the desired carbon content a nd temperature。 Various steelmaking fluxes are added during the refining process to reduc e the sulphur and phosphorus contents of the metal bath to the desired level。The oxyge n top-blown process(LD or LD/AC)is currently the more common,but is gradually givin g way to combined blowing process in some new plants。The principle of the electric arscrap is melted by the crude action of heating using an electric are s truck between the carbon electrodes and the steel charge。Refining is carried ou by inter action with a basic slag as in the oxygen vessels described，buy the refining times are l onger。 The most important chemical reactions during refining are decarburization，slagging of tramp elements(desiliconization，demanaganization，desulphurization)and deoxidation(remov al of residual oxygen by ferrosilicon and aluminum)。 The equations formulate the principle of chemical reactions during the transformation o f hot metal or sponge iron into steel。 [C]+[O]=[CO] [S]i+2[O]+[CaO]=2[CaO?SiO2] [Mn]+[O]=(MnO) 2[P]+5[O]+3(CaO)=3(CaO?P2O5) [S]+(CaO)=(CaS)+[O] [Si]+2[O]=(SiO2) 2[Al]+3[O]=(Al2O3) Decarburization is the most important reaction。During this，the added oxygen reacts with the carbon inside the hot metal to form carbon monoxide and escapes as a combust ible waste gas。Some of the heat formation remains in the metal or slag。This carbon m onoxide produces only about one third of the potential heat of the carbon， remainder the being evolved when it is fully burned to carbon dioxide。 The transfer of the other tramp elements from the hot metal or the scrap is perIn the first stage，the tramp elements are oxidized。They are not soluble i n the liquid iron。In the second stage，they rise to the metal surface and combine with the added lime to form slag。All the heat generated by their oxidation is available，direc tly，to the metal and slag。 As silicon is oxidized，it forms silica and produces heat，Silica accelerates dissoluti on of lime in slag and the process of slag formation as a whole，while the liberated hea34江西理工大学应用科学学院毕业设计t is utilized for melting scrap。Silica is very stable，once formed，which is not again re duced in any of the basic processes。 Manganese is unavoidably oxidized to a considerable degree during converter blowing。 Manganese oxides can lower the melting point of basic slag and accelerate slag formatio n。Under certain conditions a little may be reduced from slag to metal，but this is not o f much important to the process。 Sulphur will normally react directly with the burnt lime to form calcium sulphide，altho ugh some will escape as a gas。The proportion leaving as gas is strongly influenced by t he gaseous atmosphere above the slag surface。The other factor necessary for sulphur rem oval is slag volume。The higher this is，the less sulphur it can absorb from the metal。 Phosphorus may be oxidized to form phosphoric oxide(P2O5)。 will remain in the slag It provided it contains sufficient lime and iron oxide。If，however，reducing conditions arise， the temperature of the slag increases orthe slag becomes Iess basic，then the P2O5 may b e reduced and the phosphorus returns to the metallic bath。 When refining is performed with surplus oxygen，some of the oxygen stays dissolved。 During deoxidation，silicon or aluminum is often added to the liquid steel forbidding the residual oxygen。The deoxidization products settle ou in the slag。35张鸣宇：年处理 5.6 万吨锌精矿的焙烧车间设计附录 B 译文现代炼钢原理当前炼钢工艺主要有俩种，较为普遍的是以高炉铁水和废钢为原料氧气炼钢工艺（也 叫转炉工艺） ，其次是以高质量的工业废钢或者预还原的球团矿为原料的电弧炉炼钢工艺 （平炉工艺，曾占粗钢产量 100%，现已缩减到几乎为零） 。氧气炼钢工艺主要是通过使用 高纯度的氧气对以铁水（熔融铁水）和废钢组成的金属炉料进行精炼，以便快速生产含碳 量和温度合适的钢水。在精炼过程中，还要以加入各种造渣剂以去除金属中的硫和磷，使 其达到所需要的成分。 目前氧气顶吹炼钢工艺 （也叫 LD 或 LD/AC 顶吹工艺） 更普遍采用， 但新钢厂中逐渐被复合吹炼工艺所代替。电弧炉炼钢的基本原理比较简单，废钢在电弧的 直接加热作用下被溶化，电弧产生于吹氧转炉精炼过程一样，但是吹炼时间比较长。 吹炼过程中最重要的化学反应是脱碳p脱磷p脱锰p脱硫）和脱氧（用硅铁与铝去除 多余的氧） 。下面这些方程式表示了把铁水和海面铁转变成刚的化学反应原理： [C]+[O]=[CO] [S]i+2[O]+[CaO]=2[CaO?SiO2] [Mn]+[O]=(MnO) 2[P]+5[O]+3(CaO)=3(CaO?P2O5) [S]+(CaO)=(CaS)+[O] [Si]+2[O]=(SiO2) 2[Al]+3[O]=(Al2O3) 脱碳是最重要的化学反应，在这个反应中加入的氧气与铁水中的碳反应形成一氧化碳 并作为可燃废弃逸出，产生的一些热量保留在金属和炉渣中。形成一氧化碳产生的热量大 约占碳燃烧的潜热的三分之一， 当它完全燃烧成二氧化碳时， 剩余的热量将全部释放出来。 铁水和废钢中的杂质元素进入炉渣是分俩个阶段进行的。第一阶段，把杂质元素氧化， 它们在铁液中不能溶解;第二阶段，它们上升到表面并与加入的石灰形成炉渣，钢液和炉渣 可以直接得到氧化反应产生的所有的热量。 硅能被氧化成二氧化硅并放出热量， 二氧化碳加速了渣中石灰的溶解及炉渣形成进程， 释放出的热量可用于溶化废钢。二氧化硅非常稳定，一旦形成，就不会在任何碱性工艺下 重新还原。 转炉吹炼期间，锰不可避免地会有很大程度的氧化。锰氧化物可降低碱性渣熔点，加 速溶渣的形成。在某些条件下，一些锰可能从炉渣还原到金属中，但对这一工艺说并不重 要。 尽管一些硫会作为气体逸处，但是它一般与生石灰直接反应形成硫化钙。作为气体逸 处的硫量受炉渣表面气氛的强烈影响。脱硫的另一个影响因素是渣量，渣量越多，钢中的 硫含量越少。发生这种情况是因为硫化钙在炉渣中有固定的溶解度，所以单位金属的渣量 越大，它从金属中吸收的硫量就越多。 磷可以被氧化形成磷的氧化物 （五氧化二磷） 如果炉渣中含有足够的石灰和铁氧化物， ， 它将保留在渣中。但如果还原条件增强，炉渣温度升高或者炉渣碱度降低，P2O5 就会被还 原，磷将重新返回到金属中去。 用过量的氧进行精炼时，一些氧将留在钢液中。脱氧期间，硅或铝常常被加入到液态钢液 中除去多余的氧，脱氧产物进入渣中。36江西理工大学应用科学学院毕业设计附录 C 附加图、表37
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