Расчёт шихты кислородно-конвертерной плавки

Узнать стоимость написания работы

«ТЕХНОЛОГИЯ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ»

Практические занятия №

Расчёт шихты кислородно-конвертерной плавки

Предварительное определение расхода стального лома

Предварительное определение расхода стального лома производится по уравнению (1), для упрощения которого принято, что выход металла (Mм) и (Mшл) после продувки составляет соответственно 90 и 15 кг на 100 кг металлошихты.

, (1)

где – химическое тепло, выделяемое при полном окислении примесей на 100 кг чугуна, кДж/100 кг;

– содержание углерода в металле в конце продувки, %.

,

где 12552, 26903, 7029, 19748 – тепловые эффекты окисления соответствующих элементов – примесей, кДж/кг.

Содержание углерода в металле в конце продувки определяется содержанием углерода в готовой стали и содержанием марганца в металлошихте и готовой стали. Эта величина тем ближе к нижнему пределу заданного содержания углерода в готовой стали, чем ниже содержание марганца в металлошихте и чем выше содержание марганца в готовой стали, так как присаживаемый для раскисления ферромарганец вносит в металл дополнительное количество углерода.

В примерном расчёте принято, =0,14 %. Тогда

Дополнительные величины

Масса чугуна составит

.

Следует учитывать, что поступающие в сталеплавильный цех шихтовые материалы (чугун и стальной лом) взвешиваются вместе с содержащимися в них, соответственно, миксерным шлаком и загрязнённостью и окалиной. Поэтому действительное количество чугуна и лома, поступающее на плавку, меньше и будет определяться их чистотой.

Действительные массы чугуна и лома составляют:

а массы миксерного шлака, загрязнённости и окалины лома составят:

Расчёт массы примесей, вносимых неметаллической шихтой

Расчёт массы примесей, вносимых неметаллической шихтой, производится с учётом расходов компонентов шихты и их состава

Массы остальных примесей рассчитываются аналогично

Расчёт содержания оксидов железа в шлаке

Содержание оксидов железа в шлаке (FeO и Fe2O3) зависит, в основном, от содержания углерода в металле в конце продувки, режима продувки (положение среза фурмы над уровнем металла в ванне, расхода (интенсивности продувки) кислорода и его давления, типа и количества сопел в головке фурмы, конструкции фурмы и т.д.), основности шлака, температуры и т.д. [1,2,3,4,5].

При относительно постоянных условиях продувки содержание оксидов железа в конечном шлаке определяется, в основном, содержанием углерода в конце продувки (Cост) и основностью шлака (B) и может быть определено по эмпирическим формулам [4,5,6]:

Окислительная способность шлака определяется общим (суммарным) содержанием закиси железа в конечном шлаке, которое может быть определено по уравнению

Баланс марганца

Уравнение баланса марганца составляется из условия, что весь марганец, вносимый шихтой и другими материалами, распределяется между металлом и шлаком в соответствии с константой равновесия реакции

[Mn]+(FeO)=(MnO)+[Fe]

В случае равновесия с основным шлаком [4]

а =2,

откуда получим, что

где Т – температура металла, К.

Тогда уравнение баланса марганца будет иметь вид

Откуда содержание марганца в металле в конце продувки равно

.

Баланс фосфора

Балансовое уравнение фосфора составляется из условия, что весь фосфор шихты распределяется между металлом и шлаком в соответствии с константой его распределения, эмпирическое выражение которой имеет вид [4,6]:

Остаточное содержание фосфора в металле в конце продувки равно

Баланс серы

Конечное содержание серы в металле в конце продувки определяется основностью конечного шлака по эмпирической формуле [4,6]:

и может быть определено из уравнения баланса серы

Количество примесей в металлошихте

Количество примесей, содержащихся в металлошихте, определяется составом и расходом компонентов металлошихты

где Э – элемент примесь: C, Mn, Si, S, P.

Удаляется примесей из металлошихты

Количество элемента-примеси, удаляющегося из металлошихты, может быть определено по уравнению:

где – остаточное содержание элемента-примеси в металле после продувки (при продувке кремний выгорает полностью, то есть Siост=0), %.

Для условий примерного расчёта получим

Потребность кислорода на окисление примесей металлошихты и масса образующихся при этом оксидов

Потребность кислорода на окисление примесей и масса образующихся оксидов рассчитывается с учётом массы окисляющихся элементов-примесей и стехиометрических коэффициентов в формулах соответствующих оксидов

где x, y – стехиометрические коэффициенты в формулах соответствующих

оксидов;

16 – атомный вес кислорода, кг;

– атомный вес элемента-примеси, кг;

– молекулярный вес элемента-примеси, кг;

К – доля окисления элемента-примеси до оксида данного вида (например, ЭО, ЭО2, Э2О3 и т.д.).

Для условий примерного расчёта получим

Расход извести

При продувке обычных передельных чугунов необходимое количество извести определяется основностью конечного шлака, количеством кремнезёма и оксида кальция, вносимых футеровкой и всеми шихтовыми материалами (кроме извести), и флюсующей способностью извести и может быть определено по уравнению:

Расчёт массы примесей, поступающих в шлак

Учитывая примеси, поступающие как из металлической части шихты, так и из всей (включая известь) неметаллической части:

Определение массы и состава шлака

Масса конечного шлака определяется по формуле:

а его состав по уравнению:

где Ki – масса соответствующего компонента в шлаке, вносимая всеми компонентами шихты, кг.

аналогично:

Баланс оксидов железа

Масса Fe2O3, вносимой неметаллической шихтой, определяется по уравнению:

Масса Fe2O3, уносимая отходящими газами, равна:

где 160 и 112 – соответственно вес моля Fe2O3 и вес Fe в молекуле Fe2O3.

Расчёт количества дутья

а) при расчёте количества дутья принято, что все оксиды железа, поступающие с шихтовыми и другими материалами, восстанавливаются до железа, а оксиды железа в шлаке получаются за счёт окисления железа металлошихты. Это упрощает расчёт, не изменяя конечных результатов.

Массы кислорода, необходимого для образования оксидов железа шлака и отходящих газов, равны соответственно:

Масса кислорода, образующегося при диссоциации оксидов железа, поступающих из шихты, равна:

б) так как чистота кислорода дутья и степень его усвоения задаются объёмными процентами, то определение массы дутья ведётся через объёмные расходы, то есть вначале определяется объём вдуваемого кислорода, а затем – масса дутья:

где 22,4 и 32,0 – молекулярные объём и вес кислорода;

– расходы кислорода на образование соответствующих оксидов, кг;

– масса кислорода, образующегося при диссоциации оксидов железа шихты, кг.

Расчёт массы и состава отходящих газов

В примерном расчёте принято, что вся влага шихтовых материалов переходит в газовую фазу в виде пара, то есть степень диссоциации влаги равна нулю.

где Гi – компонент отходящих газов: CO, CO2, O2, N2, H2O;

– объём компонента отходящих газов, м3;

– масса компонента отходящих газов, кг;

– масса 1 моля компонента отходящих газов, кг.

=81,51%

14,13% 1,750 кг

= 2,38 % = 0,214 кг

= 1,05% = 0,082 кг

= 0,93% = 0,047 кг

СУММА 100% СУММА 8,519 кг

Выход металла

Выход жидкого металла после продувки определяем по формуле:

где – масса железа, восстановленного из оксидов шихтовых материалов, кг;

– масса железа, перешедшего в шлак в виде оксидов, кг;

– масса корольков в шлаке, кг;

– потери железа в виде выноса и выбросов, кг.

Материальный баланс плавки

Поступило

кг

Получено

кг

Чугун, включая миксерный шлак

77,199

Жидкий металл

88,010

Стальной лом, включая загрязнённость и окалину

22,801

Шлак

17,682

Плавиковый шпат

0,360

Отходящие газы

8,.519

Футеровка

0,370

Fe2O3 дыма

2,000

Известь

9,354

Корольки

0,725

Дутья

7,248

Вынос и выбросы

0,396

ИТОГО

117,332

ИТОГО

117,332

Практические занятия №

Расчеты материальных и тепловых балансов конвертирования медных штейнов

Пример 1. Составить материальный и тепловой балансы работы конвертора при продувке 100кг штейна, содержащего 30% меди.

Штейн, содержащий 30% меди, будет содержать 4,2% О2, 25%S и остальное железо. Примем состав кварцевого флюса: 80%SiO2, 15%Fe2O3, 5% Al2O3, для расчета веса конвертерного шлака соотношение в нем

Fe : SiO2 = 50 : 26 и содержание меди равно 2%. Меди в черновой меди 99%.

Решение

На 100кг штейна ориентировочно получится конверторного шлака

(100-30-25-4,2) : 0,5 = 81,6кг;

в нем будет содержаться меди

81,6 ∙ 0,02 = 1,63кг.

Учитывая еще 2% потерь в угар, в черновую медь перейдет

30 – 1,63 – (30∙ 0,02) = 27,77кг меди

и должно получиться черновой меди

27,77 : 0,99 = 28,05кг.

Для расчета флюсующей способности кварца определяем, сколько SiO2 свяжет 10,5кг (15 : 159,6 ∙111,6) железа, содержащего в кварце:

10,5 : 50 ∙ 26 = 5,46кг SiO2

Следовательно, флюсующая способность кварца составит

80 – 5,46 = 74,54%.

И ориентировочное количество кварца для образования 81,6кг конвертерного шлака будет

81,6 ∙ 0,26 : 0,7454 = 28,4кг.

Количество потребного воздуха берем по таблице Х.К.Аветисяна (111,8кг). На 100кг штейна потребуется воздуха по весу, без учета содержащейся в нем влаги, но с учетом использование 90%О2:

111,8 ∙ 1,293 : 0,9 = 160,6кг,

В нем кислорода 36,9кг (23%) и азота 123,7кг (77%).

Все полученные данные сводим в таблицу материального баланса для уточнения и проверки полученных расчетом цифр (таблица 1).

Таблица 1- Материальный баланс работы конвертера, кг

Компоненты

Загружено

Итого

Получено

штейна

кварца

воздуха

Черновой меди

шлака

угара и газов

Cu

30,0

-

-

30,

27,77

1,63

0,60

Fe

40,8

3,0

-

43,8

0,14

42,79

0,87

S

25,0

-

-

25,0

0,05

1,69

23,26

O2

4,2

1,3

36,9

42,4

0,09

12,68

29,63

N2

-

-

123,7

123,7

-

-

123,7

SiO2

-

22,7

-

22,7

-

22,25

0,45

Al2O3

-

11,4

-

1,4

-

1,4

-

Итого

100,0

28,4

160,6

289,0

28,05

82,44

178,51

Для составления этой таблицы ориентировочно принято:

1) 1% примесей в черновой меди распределяется на 0,5% железа, 0,2% S и 0,3% O2;

2) в угар уходит около 2% шихты (Cu, Fe и SiO2).

Вес и состав конвертерного шлака в результате уточнения очень мало изменились. Учитывая переход в угар 2,29кг (Cu, Fe и SiO2), включая 0,37 кг O2, связанных с железом, вес газов составляет 176,22кг и их состав, пренебрегая содержащимся в них SO3 (точнее, считая SO3 за смесь SO2 и O2) будет равен 46,52кг SO2, 6,00кг O2, 123,70кг N2.

Тепловой баланс работы конвертера

На основе полученных данных можно составить ориентировочный тепловой баланс работы конвертера. Для составления этого баланса принимаем следующее.

1. Тепловой эффект основной реакции первого периода продувки штейна в конвертере:

или 2205кал на 1кг железа.

2. Тепловой эффект суммарной реакции второго периода продувки белого штейна на черновую медь:

согласно данным практики, составляет, кал:

теплота образования SO2 ……………………..70960

вычитается теплота образования Cu2S ………19000

тепловой эффект реакции …….. 51960

Это дает 1кг меди, перешедшей в черновую медь,

51960 : 127,2 = 408,5кал.

3. Теплоемкости штейна 0,25 и шлака 0,30 принимаем те же ориентировочные. Теплоемкость газа, для SO2 -0,191; O2 -0,251; N2 – 0,272 и воздуха -0,24.

Пренебрегая некоторыми реакциями, не имеющими существенного значения (образование Fe3O4, SO3 и т.д.), а также пренебрегая изменением тепловых эффектов реакции с повышением температуры, получаем ориентировочный тепловой баланс:

Приход тепла

1. Окисление и ошлакование FeS

42,79 ∙ 2205 = 94352кал (71,5%)

2. Окисление Cu2S

27,77 ∙ 408,5 = 11344кал (8,6%)

3. Вносится горячим штейном

100 ∙ 0,25 ∙ 10000 = 25000кал (19,0%)

4. Вносится воздухом

160,6∙ 0,24 ∙300 = 1156кал (0,9%)

Итого ……….. 131852кал (100%)

Расход тепла

1. Уносится черновой медью

28,05 ∙ 0,11 ∙ 11000 = 3394 кал (2,6%)

2. Уносится конвертерным шлаком

82,44 ∙ 0,30 ∙ 12000 = 29678кал (22,6%)

3. Уносится газами:

SO2 … 46,52 ∙ 0,191 ∙ 12000 = 10662 кал

O2 … 6,0 ∙ 0,251 ∙ 12000 = 1872 кал

N2 ….123,7 ∙ 0,272 ∙ 12000 = 40376 - 52910 кал (40,2%)

4. Потери и расход тепла на расплавление

холодных присадок ……45870кал (34,6%)

Итого ……………. 131852кал (100%)

Таблица 2- Тепловой баланс работы конвертера

Приход тепла

кал

%

Расход тепла

кал

%

1. Окисление и ошлакование FeS

94352

71,5

1.Уносится черновой медью

3394

2,6

2.Окисление Cu2S

11344

8,6

2.Уносится конвертерным шлаком

29678

22,6

3.Вносится горячим штейном

25000

19,0

3.Уносится газами:

SO2

O2

N2

10662

1872

40376

40,2

4.Вносится воздухом

1156

0,9

4.Потери и расход тепла на расплавление

45870

34,6

Итого

131852

100

Итого

131852

100

Практические занятия

Расчет рудного сырья при выплавке чугуна

При получении чугуна электротермическим способом в качестве исходных компонентов используют концентрат агломерат, окатыши, руду, известняк и кокс, химический состав которых приведен в таблице 9.

Таблица 1 - Химический состав исходных компонентов, %

Материал

Mn2O3

H2O

SiO2

Fe2O3

FeO

Al2O3

CaO

CaCO3

MgO

MgCO3

C

S

Агломерат

0,2

8,6

71,4

16,0

1,6

1,4

-

0,6

-

-

0,1

Кокс

-

2,1

3,8

2,5

2,3

0,4

-

0,1

-

87,3

1,5

Известняк

-

1,2

1,1

0,3

-

0,6

-

93,3

(CaO= 50,2)

3,5

(MgO= 1,6)

-

-

Расчет количества известняка

По производственным данным выплавка чугуна в электропечи происходит при основности [(CaO + MgO)/(SiO2)] = 1,32 – 1,37 (выбираем 1,35). Исходя из 100кг агломерата и поведения SiO2 при плавке количество известняка (Gизв) определяется из отношения

1,35 = или

1,35 =

где Gагл – количество железосодержащего агломерата, 100кг.

СаОагл, MgOагл, SiO2 агл – содержание СаО, MgO, SiO2 в агломерате, доли 1.

СаОизв, MgOизв, SiO2 изв – содержание СаО, MgO, SiO2 в извястнике, доли 1.

Решая относительно Gизв получим:

1,35 =

1,35(7,74 + Gизв∙0,0099) = 2 + Gизв∙0,535

Gизв = 16,1595кг

Примем 16,16кг

Расчет количества кокса

Предварительно определяется активное содержание углерода в коксе (Са). Это количество углерода всегда будет меньше исходного содержания углерода (Сисх) на величину , которая показывает количество углерода в коксе, затрачиваемого на восстановление примесей в коксе (SiO2, Fe2O3, H2O).

В 100кг кокса содержится 2,5кг Fe2O3. Тогда количество углерода необходимое для восстановления Fe из Fe2O3 кокса по реакции 1 составит:

2,5 - 3∙ 12

Fe2O3 - 3 АВС

2,5 - Х1, Х1=

На восстановление Si из SiO2 по реакции 6.

Х2 =

На восстановление H2 из H2O по реакции H2O + С = Н2 + СО

Х3 =

Таким образом, = 0,56 + 0,15 +1,4 = 2,11кг

Са = 87,3 – 21,1 = 85,19кг(%)

В 100кг агломерата находится 71,4% Fe2O3 и 16,1ткг FeO. В 16,16кг известняка содержится 16,16∙ 0,003 = 0,05кг Fe2O3. Т.е. количество Fe2O3 в коксе известняка составляет:

= 71,4 + 0,05 = 71,45кг

а количество FeO – (GFeO) составляет 16,1кг.

Тогда на восстановление Feиз Fe2O3 потребуется углерода:

Х4 =

На восстановление Feиз 16,1кг FeO потребуется углерода:

Х5 =

На восстановление H2O из известняка необходимо углерода:

Х6 =

На восстановление 100 ∙0,086∙ 0,1 = 0,68кг SiO2 агломерата и

16,16∙ 0,011 ∙ 0,1 = 0,02 кг SiO2 известняка

Потребуется углерода:

Х7 = кг

На разложение СаСО3 известняка по реакции (9) необходимо затратить углерода

Х8 = кг

где 0,98 – степень разложения СаСО3, доли 1.

Теоретическое количество необходимого углерода составит:

Стеор= 15,92 + 2,66 + 0,13 + 0,37 + 1,78 =20,88кг

А расход кокса с учетом 2% угара углерода составит:

Gк = 20,88 ∙ 1,02 / Са= 20,88∙ 1,02 / 0,8519 = 25кг.

Тогда количество шихты составит:

Агломерат 100кг (70,8%)

Известь 16,16кг (11,4%)

Кокс 25кг (17,8%)

Всего: 141,16кг (100%)

5.1 Расчет количества электроэнергии на выплавку 1т чугуна

Расчет проводится по формуле:

где I – среднее значение силы тока при плавки шихты, А;

U – среднее значение напряжения при плавки шихты, В;

cosj - коэффициент мощности равный 0,5;

W - расход электроэнергии, кВт∙час/Т.

5.2 Расчет степени извлечения железа в чугун (aFe)

Расчет проводится по формуле

aFe =

где Gк, Gизв, Gагл – соответственно масса кокса, известняка и агломерата, кг;

Gчуг – масса образованного чугуна, кг;

Fe2O3 к, Fe2O3 изв, Fe2O3 агл – содержание Fe2O3 соответственно в коксе, известняке и агломерате;

FeOагл – содержание FeO в агломерате.

ПРАКТИЧЕСКИЕ ЗАНЯТИЯ

«Расчет материального баланса выщелачивания обожженного цинкового концентрата»

Цинк содержится в концентрате преимущественно в виде сульфида. Можно восстановить цинк из его сульфида каким-либо восстановителем, но реакции восстановления практически начинаются при температурах выше 12000С, когда значительная часть сульфидного концентрата расплавится. Цинк значительно лучше восстанавливается из его оксида, поэтому сульфид цинка предварительно переводят в оксид, т.е. сначала концентрат обжигают, при этом протекает реакция:

2ZnS + 3O2 = 2ZnO + 2SO2 + Q

В обжиговых газах содержится 6-8% диоксида серы. Такие газы используются для производства серной кислоты.

На дистилляционных заводах обжиг цинкового концентрата обычно не доводят до конца, оставляя в полуобоженном порошковидном концентрате около 10% сульфидной серы. Для удаления оставшейся серы и спекания концентрата применяют агломерирующий обжиг, газы от которого также иногда используют для производства серной кислоты.

Для извлечения цинка из концентратов применяют два способа: пирометаллургический (дистилляционный) и гидрометаллургический (электролитический).

Исторически первым способом был пирометаллургический.

Технология способа и аппаратурное оформление процесса связаны с особенностями восстановления цинка из оксида. Восстановление оксида цинка до металла углеродом и СО происходит при температуре 1000–1100°С, а температура кипения получаемого при этом цинка – 906°С.

Реакции восстановления

ZnO + C = Znг + CO

ZnO + CO = Znг + CO2

сопровождаются выделением газообразного цинка, его возгонкой (дистилляцией). Компоненты пустой породы остаются при этом в твердом виде. Конденсацией паров можно получить жидкий металлический цинк.

Пример 1. Обожженный цинковый концентрат, содержащий 70% ZnO и 30% породы, подвергают дистилляции в ретортах с двукратным избытком каменного угля, содержащего 90% С и 10% золы. Требуется определить: 1) состав шихты и количест­во концентрата и каменного угля, необходимое для получения 200 кг цинка, при условии, что с углеродом реагирует только ZnO, который восстанавливается на 93%; 2) количество (м3) полученной в результате восстановления окиси углерода и 3) выход и состав остатка от дистилляции (раймовка).


Решение. Восстановление окиси цинка выражается урав­нением

ZnO + С = Zn + СО,

81,4 12 65,4 28

из которого видно, что 65,4 вес. ч. цинка получаются при взаи­модействии 81,4 вес. ч. ZnO с 12 вес. ч. углерода. Следовательно,
200 кг цинка будут получены при взаимодействии

81,4 ∙ 200 / 65,4 = 249,0 кг ZnO и

12 × 200 / 65,4 = 36,7 кг углерода.

Для восстановления 93% Zn из смеси в шихте надо иметь

249 ∙ 100/ 93 = 267,7 кг ZnO или 267,7× 100 / 70 = 382,1 кг обожженного концентрата.

Каменного угля при содержании в нем 90% С и при двукратном избытке надо иметь в шихте (36,7 ∙ 100 ∙ 2) / 90 = 81,5 кг.

Следовательно, шихта должна содержать 382,1кг (82,5%) обожженного концентрата, 81,5 кг (17,5%) каменного угля, т. е. 463,6 кг (100,0%).

При дистилляции, согласно написанному выше уравнению, на каждые 65,4 кг восстановленного цинка получается 1 моль СО, т. е. 22,4 м3. На 200 кг восстановленного цинка получится

22,4 × 200 / 65,4 = 68,5 м3 окиси углерода (при 0° и 1 ат).

В остаток от дистилляции поступает вся пустая порода восстановленного концентрата и зола кокса, а также невосстанов­ленный концентрат и непрореагировавший каменный уголь. Из поступивших в шихту 382,1 кг обожженного концентрата вос­становлено 249,0 кг ZnO; в раймовку поступает 381,1 - 249,0 = 133,1 кг,

из которых на избыточную окись цинка приходится

267,7 - 249,0 = 18,7 кг,

а на породу 133,1 - 18,7=114,4 кг.

Из 81,5 кг каменного угля, идущего в шихту, расходуется на вос­становление окиси цинка 36,7 кг углерода, остальное, т. е.

81,5 - 36,7 = 44,8 кг, поступает в раймовку,

из них на долю золы прихо­дится 81,5×10 /100 = 8,1кг,

а 44,8 - 8,1=36,7 кг — на долю непрореагировавшего углерода. Суммируя эти количества компонентов раймовки, получим ее состав:

кг %

Окись цинка ............... 18,7 10,5∙ (8,4% Zn)

Пустая порода из концентрата . .. . 114,4 64,3

Углерод ................ 36,7 20,6

Зола каменного угля ………… 8,1 4,6

177,9 100,0

Выход раймовки составляет 177,9 × 100 / 463,6 = 38,4% от веса шихты.

Практические занятия

Расчет материального баланса, расхода электроэнергии электролитического рафинирования меди

Исходные данные:

Производительность цеха по производству медного купороса (в кг/сут)15000

Содержание меди в ломе, поступающем на переработку (в %) 96

Состав молотой серы второго сорта (в %):

сера98,0

влага0,5

зола1,0

Состав высокосернистого мазута (в %):

СР 83,4

НР 10,0

NP+OP 0,4

SP 2,9

WP 3,0

AP 0,3

(в кДж/кг) 38390

Температура поступающего материала и подаваемого воздуха (в 0С) 20

Относительная влажность подаваемого воздуха φ (в %) 70

Состав готовой продукции (1 сорт):

CuSO4.5H2O (в % не менее) 98,0

H2SO4 (в % не более) 0,25

Потери меди в процессе производства медного купороса (в %)

с потерями готового продукта при сушке и укупорке 0,1

с потерями CuSO4.5H2O в жидкой фазе 0,5

в отвал после растворения 0,5

со шлаком (количество шлака 12% от количества загруженной меди,

концентрация меди в шлаке 44%)

угар меди в печи 0,5

Расчет необходимого количества меди-лома

Количество готового продукта с учетом потерь при сушке и упаковке

Количество медного купороса в готовом продукте

В натравочной башне получается медного купороса с учетом потерь

Количество меди в купоросе

Содержится меди в гранулах

Доля меди в гранулах от загруженной в печь (в долях от целого)

1-0,005-0,12∙0,44=0,9422

Содержится меди в загружаемом ломе

Необходимое количество медного лома. Загружаемого в печь

Принимая во внимание, что плавка медного лома в отражательной печи является единственной периодической операцией в процессе получения медного купороса, расчет отражательной печи проводим на плавку, длящуюся в среднем 6 ч; полученный результат умножаем на 4 для перехода к суточной производительности. Отсюда на плавку в печь загружается лома

Материальный расчет

Приход.

Поступает меди лома 1045

Примесей в ломе

1045∙0,04=42 кг

Образуется шлака

(1045-42)∙0,12=120 кг

Окисленных примесей в шлаке

120∙(1-0,44)=67 кг

Необходимо кислорода для окисления примесей

67-42=25 кг

В печь добавляется сера (1% от массы лома)

1045∙0,01=10,45 кг

(количеством примесей в сере пренебрегаем, т.к. их менее 0,5 кг)

Требуется кислорода для окисления серы

Расход мазута принимается по практическим данным – 20% от массы меди-лома

1045∙0,2=209 кг

Требуется кислорода для сжигания мазута

Принимаем, что

OP=NP=1/2∙0.4%

1) Необходимое кислорода с учетом избыточного воздуха (α=1,5)

1,5∙(10,42+636+25)=1007,6 кг

2) Общее количество сухого воздуха, подаваемого в печь

3) Поступает в печь влаги с воздухом

4343∙0,01042=45,3 кг

где 0,01042 – влагосодержание воздуха при 200С и φ=70

4) Общее количество подаваемого воздуха

4343+45,3=4388,5 кг

Расход

1) С газами и пылью уходит

(1045-42)∙0,005=5 кг Cu,

209∙0,003=0,63 кг золы.

1007,6-(10,42+636+25)=336 кг O2

4343-1007,6+209∙0,5∙0,004=3336

Всего уходит из печи газов и паров

5+0,63+240+640+33+336+3336=4590 кг

2) Получено гранул

(1045-42)-(120-67)-5=945 кг

Сводный материальный баланс башни для растворения меди

Приход

Расход

статья

кг/сут

статья

кг/сут

Медь в гранулах

Воздух

Сера

Мазут

1045

4343

10,45

209

Гранулы меди

Газы и пары

945

4590

Всего

5570,5

Всего

5535

Практические занятия

Расчет шихты выплавки ферромарганца

Рафинированные марки (мало- и среднеуглеродистый) ферромарганца

получают только силикотермическим способом. С учетом получения сплава с заданным содержанием фосфора в зависимости от исходного марганцевого сырья используют силикомарганец с различной концентрацией фосфора.

В качестве марганецсодержащего сырья используют марганцевые концентраты, бесфосфористый шлак или их смеси.

Для грамотного выполнения расчета необходимо тщательно изучить физико-химические основы плавки, определиться компонентами шихты и ее химическим составом, знать основные технологические параметры и показатели процесса.

Выполним следующий расчет.

Требуется получить сплав приблизительно следующего состава (марка ФMн 1,0):

Не менее 86 % Mn; 1,5 % Si; 1,0 % С; 0,3 % Р.

На основании опытных данных задаемся следующими условиями:

– использование кремния из силикомарганца для восстановления оксидов готового рудного материала 74,5 %; 1,5 % переходит в сплав, остальноее количество (24 %) окисляется кислородом диссоциации высших оксидов марганца и железа, атмосферы, а также расходуется на восстановление незначительного количества элементов, имеющихся в вспомогательных материалах шихты;

– распределение марганца оксидных марганецсодержащих материалов: в металл – 48 %, в шлак – 42 %, в улет – 10 %;

– распределение железа в металл – 95, в шлак – 5 %;

– основность шлака СаО/SiO2 = 1,3 – 1,4.

Для упрощения расчета принимаем, что: все компоненты силикомарганца, т.е. находящиеся в исходной металлической фазе, переходят полностью в конечный сплав, за исключением компонента, участвующего в восстановительных процессах.

– MnO2 и Fe2О3 диссоциируют соответственно до Mn3О4 и Fe3О4, т.е. восстановление указанных высших оксидов до более низших оксидов происходит без затрат кремния, далее Mn3O4 и Fe3О4 восстанавливаются кремнием.

– электроды в восстановлении оксидов не участвуют и не оказывают влияние на состав сплава.

Состав шихтовых материалов в пересчете на основные составляющие приведен в табл. 1.

Таблица 1-Состав исходных материалов

Шиxто-вые

материалы

Содержание, %

MnO2

Mn2O3

SiO2

Al2O3

Fe2O3

Fe2O3

MgO

P2O5

H2O

Марганцевый концентрат

45,0

27,7

12,18

1,48

3,78

2,44

0,85

0,28

6,29

СО2

Mn2O3

SiO2

Al2O3

FeO

СаO

MgO

P2O5

H2O

Известь

5,16

0,50

0,20

0,30

90,0

0,40

0,04

3,5

С

Mn

Si

Al

Fe

P

Силикомарганец

0,9

70,5

18,8

0,51

9,2

0,09

Материальный баланс

Отправной точкой для расчета можно принимать либо 100 кг оксидного рудного материала, либо 100 кг восстановителя и по нему определить остальные компоненты шихты.

Предварительный расчет

Расчет ведем на 100 кг марганцевого концентрата, т.е. необходимо определить количество силикомарганца. Для этого нам нужно знать количество кислорода, связывающегося с кремнием силикомарганца в результате восстановления оксидного материала.

Определение навески силикомарганца

Согласно принятым условиям MnO2 диссоциирует до Mn3O4 без учасьтя кремния

3MnO2 ® Mn3O4 + O2

и при этом образуется

= 39,48 кг Mn3O4 и 45,0 – 39,48 = 5,52 кг О2

Аналогичным образом диссоциируют

3Mn2O3 ® 2Mn3O4 + O2,

3Fe2O3 ® 2Fe3O4 + O2

и при этом образуется

27,7 = 26,76 кг Mn3O4 и 27,7 – 26,76 = 0,94 кг О2

3,78 = 3,65 кг Fe3O4 и 3,78 – 3,65 = 0,13 кг О2

В дальнейшем идет процесс восстановления

2Mn3O4 + Si = 6MnO + SiO2

образуется

(39,48 + 26,76) = 61,61 кг MnO

66,24 – 61,61 = 4,63 кг О2

Таким же образом

2Fe3O4 + Si = 6FeO + SiO2

образуется

3,65 = 3,40 кг FeO

с выделением 3,65 – 3,40 = 0,25 кг О2

При восстановлении закиси марганца до металла по реакции

2MnO + Si = 2Mn + SiO2

образуется

61,61· 0,48 ·=22,91 кг Mn (в сплав),

61,61·0,1 ·=4,77 кг Mn (в газовую фазу),

и выделяется

61,61·0,58 – 27,68 – 8,05 кг О2.

Аналогично оценим процессы восстановления FeO и P2O5:

2FeO + Si = 2Fe + SiO2

3,40·0,95 · = 2,51 кг Fe (в сплав),

3,40 · 0,95 – 2,51 = 0,72 кг О2;

2О5 + 5Si = 4P + 5SiO2

0,28 · 0,7 ·= 0,086 кг Р (в сплав),

0,28 · 0,1 ·= 0,012 кг Р (в газовую фазу),

0,28 · 0,8 – 0,09 = 0,13 кг О2.

Таким образом количество кислорода при восстановлении руды кремнием составит

4,63 + 0,25 + 8,05 + 0,72 + 0,13 = 13,78 кг

Для связывания такого количества кислорода необходимо

Si + O2 = SiO2

13,78 · = 12,06 кг кремния или силикомарганца

с учетом коэффициента использования кремния для восстановления оксидов

= 86,11 кг.

Определение расхода извести

Основность шлака выражается соотношением СаО/SiO2 поэтому необходимо определить их содержание в шлаке. Для этого в первом приближении достаточно знать количество СаО и SiO2, переходящих из руды, и SiO2, образующегося при окислении кремния силикомарганца.

Из руды в шлак переходят 12,18 кг SiO2 и 2,44 кг СаО.

При окислении кремния силикомаргана переходит

86,11· 0,188(0,745 + 0,24) = 34,17 кг SiO2.

Следовательно для обеспечения требуемой основности шлака (принимаем 1,35) необходимо иметь в шлаке

(34,17 + 12,18) · 1,35 = 62,57 кг СаО,

т.е. необходимо ввести в шихту

62,57 – 2,44 = 60,13 кг СаО

или

60,13/0,90 = 66,81 кг извести.

Таким образом, в результате предварительного расчета определены количественные соотношения между компонентами шихты:

марганцевый концентрат ……………. 100 кг

силикомарганец……………………….. 86,11 кг

известь ………………………………… 66,81 кг

Определение количества и состава металла

Из 100 кг марганцевого концентрата в металл восстанавливаются следующие элементы в количестве, определенного в предыдущем разделе:

Mn – 22,91 кг, Fe – 2,51 кг, Р – 0,086 кг.

Из 86,11 кг силикомарганца в металл переходят:

Mn – 86,11 · 0,705 = 60,71 кг,

Fe – 86,11 · 0,092 = 7,92 кг,

Р – 86,11 · 0,0009 = 0,077 кг,

Si – 86,11 · 0,188 · 0,015 = 0,24 кг,

С – 86,11 · 0,009 = 0,77 кг.

Из 66,81 кг извести в сплав после восстановления переходят:

Fe – 66,11 · 0,003 · 0,45 · = 0,15 кг,

Р – 66,81 · 0,0004 · 0,7 · = 0,008 кг.

Количество и состав получаемого сплава:

Mn ……………….22,91 + 60,71 = 83,62 кг (87,67 %)

Fe …………2,51 + 7,92 + 0,15 = 10,58 кг (11,09 %)

Р ………..0,086 + 0,077 + 0,008 = 0,17 кг (0,18 %)

Si ………………………….0,24 = 0,24 кг (0,25 %)

С ………………………….0,77 = 0,77 кг (0,81 %)

Итого = 95,38 кг (100 %)

Полученный состав металла удовлетворяет требования, предъявляемые условием задачи.

Определение количества и состава шлака

100 кг марганцевого концентрата вносят в шлак следующие оксиды:

MnO …………………….61,61 · 0,42 = 25,88 кг,

FeO ………………………..3,4 · 0,05 = 0,17 кг,

SiO2 …………………………..12,18 = 12,18 кг,

Al2O3 …………………………...1,48 = 1,48 кг,

СаО …………………………….2,44 = 2,44 кг,

MgO ……………………………0,85 = 0,85 кг,

Р2О5 ……………………….0,28 · 0,2 = 0,06 кг.

Из 66,81 кг извести в шлак переходят:

СаО ………………………66,81 · 0,9 = 60,13 кг,

SiO2 …………………… 66,81 · 0,005 = 0,33 кг,

Al2O3 …………………...66,81 · 0,002 = 0,13 кг,

FeO ……………… 66,81 · 0,003 · 0,05 = 0,01 кг,

MgO …………………….66,81 · 0,004 = 0,27 кг,

Р2О5 ………………66,81 · 0,0004 · 0,2 = 0,01 кг.

Количество SiO2, образующегося при окислении кремния силикомарганца:

86,11 · 0,188 · 0,985 · = 34,17 кг

Количество и состав полученного шлака:

MnO – 25,88 = 25,88 кг (18,74 %)

FeO – 0,17 + 0,01 = 0,18 кг (0,13 %)

SiO2 – 12,18+0,33+34,17 = 46,68 кг (33,80 %)

Al2O3 – 1,48 + 0,13 = 1,61 кг(1,17 %)

СаО – 2,44 + 60,13 = 62,57 кг (45,30 %)

MgO – 0,85 + 0,27 = 1,12 кг (0,81 %)

Р2О5 – 0,06 + 0,01 = 0,07 кг (0,05 %)

Итого = 138,11 кг (100 %)

Основность шлака СаО/SiO2 = 1,34, что находится в пределах значений оптимальной основности шлака. Кратность шлака 138,11/95,38 = 1,45.

Определение массы газовой фазы

В газовую фазу из 100 кг марганцевого концентрата вносится

Н2О – 6,29 кг,

Mn – 61,61 · 0,1 · = 4,77 кг,

Р – 0,28 · 0,1 · = 0,012 кг.

Из 66,81 кг извести выделяется в газовую фазу

СО2 – 66,81 · 0,0516 = 3,45 кг,

Р – 66,81 · 0,0004 · 0,1 · = 0,001 кг,

Н2О – 66,81 · 0,035 = 2,34 кг.

Некоторая часть кремния силикомарганца не участвует в восстановительных процессах и окисляется, взаимодействуя с кислородом, образовавшимся при диссоциации высших оксидов марганца и железа, и кислородом воздуха.

Масса такого кремния составляет

86,11 · 0,188 · 0,24 = 3,89 кг,

для окисления которого потребуется кислорода

3,89 · = 4,46 кг

Если при диссоциации высших оксидов образуется кислорода

5,52 + 0,.94 + 0,13 = 6,59 кг,

то этого количества достаточно для полного окисления кремния силикомарганца и образует избыток

6,59 – 4,46 = 2,13 кг,

который будет учтен в материальном балансе, как переходящий в газовую фазу.

Общая масса газовой фазы

6,29 + 4,77 + 0,012 + 3,45 + 0,001 + 2,34 +2,13 =19,00 кг.

В том случае, когда в процессе окисления кремния участвует кислород воздуха в материальном балансе учитывается сопутствующий ему азот.

Материальный баланс процесса (табл. 2).

Таблица 2-Материальный баланс плавки

Приход

Расход

Наименование материалов

кг

%

Наименование продукта

кг

%

Марганцевый концентрат

Силикомарганец

Известь

100

86,11

66,81

39,55

34,04

26,41

Сплав

Шлак

Газовая фаза

Невязка

95,38

138,11

19,00

0,43

37,71

54,61

7,51

0,17

Всего 252,92 Всего 252,92 100

Расход шихтовых материалов на 1 т сплава, кг:

Марганцевый концентрат ……………………. = 1048,

Силикомарганец …………………………….. = 903,

Известь …………………………………….. = 700.

Практические занятия

Расчет материального и теплового балансов горения газообразного топлива

Количество тепла, которое выделяется при горении горючей смеси в единицу времени равно

Q1= кдж (ккал). (1)

В то же время количество тепла, которое передается в окружаю­щую среду равно

Q11 = αF(Т-Т0), (2)

где R — газовая постоянная, дж/ (кг·град) [ккал/ (кг·град)];

α — коэффициент теплоотдачи, вт/(м2·град) [ккал/(м2·ч·град)];

F - поверхность сосуда, м2;

Е — энергия активации, кдж/кмоль (ккал/кмоль)

Если

Q1= Q11

тогда

αF(Т-Т0) (3)

= αF (4)

Подставляя Ае Е/RТ из первого выражения во второе, полу­чаем

(Т — Т0) = 1. (5)

Меньший корень этого выражения соответствует равенству Т = Тв, поэтому уравнение для температуры воспламенения, по­лученное академиком Н. Н. Семеновым, имеет следующий вид:

TB= (1-) (6)

Анализ полученного выражения показывает, что максимальная величина температуры воспламенения получается приT0 = , т.е

TBмакс = (7)

Таким образом, при всех значениях температуры выше значения T0макс = находится область теплового взрыва, в которой ста­ционарное течение процесса горения невозможно.

При малых значениях Т0< формула (6) может быть сведена к виду

Тв = Т0 + (8)

Причем величина

Тв - Т0 = (9)

представляет собой характеристику предвзрывного разогрева го­рючей смеси, т. е. если

Тв - Т0 <, (10)

то тепловой взрыв невозможен.

Величина предварительного разогрева Тв - Т0 обычно невелика. Так при Е> 83800 кдж/кмоль (20000 ккал/кмоль) и Т0 <1000°К Тв - Т0 меньше 100 град. Таким образом, если Е до­статочно велика, численное значение Тв мало отличается от Т0, что позволяет в ряде случаев вместо Тв пользоваться величи­ной Т0.

Исходя из представлений о тепловом взрыве, Н. Н. Семенов установил связь между давлением и температурой для системы в состоянии воспламенения. Согласно которой пока не будут достигнуты определенные температура и давление смесь не воспламенится. Температуры воспламенения различных топлив приведены в таблице 1.

Таблица 1. Температуры воспламенения в воздухе при атмосферном

давлении

Вещество

Температура воспла­менения, К

Вещество

Температура воспла­менения, К

мини­мальная

макси­мальная

мини-мальная

макси-мальная;

Водород

803

863

Ацетилен

608

773

Окисид углерода

883

931

Бензин

683

833

Метан

918

1123

Керосин

543

593

Этан

803

867

Нефть

498

Пропан

803

861

Бурый уголь

723

Бутан

763

842

Кокс

87.3

973

Горение водорода

Реакция горения водорода в настоящее время изучена наибо­лее полно, причем неоспоримо доказан цепной характер горения. По стехиометрическому уравнению горения водорода 2Н2 + О2 = 2Н2О получается, что по мере выгорания Н2 скорость реакции

w=k, (11)

должна замедляться. Однако на самом деле этого не происхо­дит, так как скорость возрастает в результате цепного механизма реакции. Процесс сопровождается образованием ак­тивных центров реакции — атомов водорода и кислорода, а также радикалов. Действительный механизм горения водорода может быть представлен следующим образом:

Н2 + О2 = 2ОН,

Н2 + М = 2Н + М (термическая диссоциация); Зарождение цепей

1) Н + О2 = OН + О,

2) О + Н2 = ОН + Н, Разветвление цепей

3) 2OН + Н2 = Н2О + Н

4) Н + ЗН2 + O2 = 2Н2О + 3H

5) Н → Н2 обрыв на стенке, Затухание реакции

6) Н+О2 + M = Н2О+M обрыв в объеме.

Из этой схемы видно, что участие в реакции одного атома водо­рода приводит к образованию трех новых атомов водорода, что вызывает многократное повторение циклов. Поскольку реакция 1 протекает наиболее медленно в силу ее эндотермичности и наибольшей энергии активации Е1= 75420 кдж/моль (18000 ккал/кмоль), она является лимитирую­щей и определяет протекание всего процесса в целом. В ходе ре­акции горения водорода происходит нарастание Н, что приводит смесь к состоянию взрыва.

Горение оксида углерода (II) в присутствии H2Oи H2.

В процессе горения оксида углерода большую роль играют во­дяные пары и водород. Сухая окись углерода до 700°С вообще не реагирует с кислородом. В присутствии Н2О и Н2 реакция горения СО идет как гомоген­ная цепная реакция со следующими элементарными стадиями:

1. Н2О + СО = Н2 + СО2 Зарождение цепей

2. Н2 + О2 = 2ОН;

3. ОН + СО = СО2 + Н; Продолжение цепей

4. Н + О2 = ОН + О;

5. О + Н2 = ОН + Н; Разветвление цепей

6. 2Н + стенка = Н2; Обрыв цепей на

7. СО + О = СО2 стенке в объеме

Важная роль, которую играют Н2О и Н2 в процессе горения оксида углерода, объясняется тем, что они создают в пламени небольшие концентрации Н и ОН, необходимые для разветвления цепей. Причем необходима только начальная добавка Н2О и Н2, так как впоследствии Н2О и Н2 образуются как продукты цепной ре­акции.

Схема развития процесса приведена на рисунке 3

Рисунок 3. Схема горения СО

При горении СО скорость реакции зависит от добавок воды в начальный момент и от количества кислорода в смеси СО + О2. Область воспламенения смеси СО + О2 характеризуется своим «полуостровом воспламенения», представленным на рисунке 4.

1- расход смеси 60л/ч; 2 – 3 л/ч; 3- 2 л/ч; 4 – 1,2 л/ч.

Рисунок 4. Область воспламенения смеси СО + О2 .

Горение углеводородов

Общими чертами цепного механизма окисления углеводоро­дов является то, что в их пламенах обнаружены гидроксил ОН и атомы О2, указывающие на возможность протекания элементар­ных процессов с участием какого-либо активного атома или сво­бодного радикала R, которые могут образовываться по двум схемам:

1. R+O2 = RO2 и RO2 + RН → RООН + R.

Алкилгидроперекись RООН разлагается на свободные ра­дикалы

2. R + O2 → RO2 и RООН → RО + ОН;

при высоких температурах радикал RO2 распадается по реакции

RO2 → R'СНО + R"O.

В дальнейшем альдегид, окисляясь, дает свободный радикал

RСНО + O2 → RСО + Н2O.

Следует отметить, что действие свободного радикала на исходную молекулу углеводорода приводит к отщеплению атома водорода, т. е. к разрыву связи С — Н, а не С — С.

Отщепившиеся атомы водорода в дальнейшем играют актив­ную роль в процессе окисления. В качестве конкретного примера рассмотрим процесс окисления метана как наиболее распростра­ненного углеводорода. Стехиометрическое уравнение горения ме­тана СН4 + 2О2 → СО2 + 2Н2О - не отражает истинного механизма процесса, который протекает но наиболее вероятной следующей схеме:

2) СН4 + О2→СН3 + НО2,

2) СН3 + О2 → НСНО + ОН,

3) ОН + СН4 → СН3 + Н2О,

4) ОН + СН2О→ Н2О + НСО,

5) СН2О + О2→ НСО + НО2,

6) НСО + О2 → СО + НО2,

7) НО2 + СН4 →Н202 + СН3,

8) НО2 + СН20→ Н2О2 + НСО,

9) ОН обрыв.

Радикально – цепной процесс горения СН4 с вырожденным разветвлением представлен на рисунке 5.

Окисление других углеводородов происходит в основном в со­ответствии с вышеприведенной общей схемой окисления и во мно­гом напоминает цепной характер окисления метана.

Воспламенению углеводородов всегда предшествует весьма значительный период индукции (до 0,5 ч); причем для метана связь между временем индукции (τинд), давлением (р) и темпе­ратурой (Т) устанавливается формулой

= const (12)

Время индукции для метана настолько значительно, что гово­рить о воспламенении (взрыве) без учета времени индукции нельзя. Изучение предельных значений давления и температуры при воспламенении метана показало, что метану, так же как во­дороду и окиси углерода, свойствен «полустров воспламене­ния», показанный на рисунке 6.

0,2,…-число активных частиц: I, II,…- номера элементарных актов.

Рисунок 5. Схема горения СН4.

Рисунок 6. Область воспламенения смеси СН4 + 2О2

Горение твердого топлива

Процесс горения твердого топлива может быть разделен на следующие стадии: подогрев и подсушка топлива; процесс пирогенного разложения топлива с выделением летучих и образова­нием коксового остатка; горение летучих; горение коксового ос­татка (углерода).

При подогреве топлива до 2000С и выше идет процесс выделе­ния летучих, т. е. горючей смеси различных газообразных состав­ляющих — Н2, СО, СО2, СН4, СnНm и др. Количество лету­чих для разных углей различно, но весьма велико в отношении к массе всего топлива (табл. 2). Температура начала выделения летучих зависит от возраста угля. Чем «старше» уголь, чем выше в нем содер­жание углерода, тем при бо­лее высокой температуре на­чинается процесс выделения летучих, что видно из таблицы 2. Летучие в процессе го­рения твердого топлива игра­ют важную роль, причем роль эта различна при горениии кускового топлива и пыли.

Таблица 2-Выход летучих различных твердых топлив, % по массе

топлива

Уголь

При 8500С

в воздушной

среде

При 12000С

в безкислородной

среде

Антрацит

3,9-5,6

6,9-7,5

Тощий

14,3

17,3

Газовый

39,0

38,3-40,6

Длиннопламенный

46,7

49,6

Якутский

90,0-83,6

90,0-91,5

При горении кускового топ­лива летучие выделяются при сравнительно умеренных температурах, смешиваются с воздухом и воспламеняются первыми. Таким образом, горением летучих начинается процесс горения всего топлива. Тепло, выделяемое при горении летучих, способствует повышению температуры и дальнейшему развитию процесса горения. Горение углерода на­чинается уже после завершения выхода летучих, так как кисло­род расходуется на горение летучих и не поступает к поверхно­сти твердых частиц. Поэтому горение самого углерода более- продолжительное и именно оно определяет время протекания всего процесса. Поэтому основой процесса горения твердого ку­скового топлива является горение углерода.

При сжигании угольной пыли основная масса летучих не успе­вает выделиться до момента воспламенения частиц, поэтому ле­тучие сгорают вместе с углеродом.

Горение углерода в общем виде можно характеризовать еле дующими реакциями:

- горение углерода:

С + О2 = С02 + 399253,5кдж/кмоль (97 650 ккал/кмоль): (13)

2С + 02 = 2СО + 246623,4 кдж/кмоль (58 860 ккал/кмоль)] (14)

- разложение углеродом двуокиси углерода и водяного пара:

С + С02 = 2СО — 162530,1 кдж/кмоль (38 790 ккал/кмоль}; (15)

С + 2Н20 = СО2 + 2Н2 — 65294,2 кдж/кмоль (17 970 ккал/кмоль); (16)

- окисление окиси углерода кислородом:

2СО + О2 = 2СО2+ 571683,6кдж/кмоль (136 440 ккал/кмоль). (17)

Реакции горения углерода являются первичными реакциями процесса горения, а реакции 2 и 3 — вторичными. В настоящее время еще окончательно не установлено, что образуется снача­ла — СО или СО2. Есть основание предполагать, что СО и СО2 образуются одновременно по реакции

4С + 3О2 = 2СО2 + 2СО. (18)

Литература

1 Валиев Х. Х. Металлургия свинца, цинка и сопутствующих металлов / Валиев Х. Х., Романтеев Ю. П. – Алматы: 2000. – 441 с.

2 Воскобойников В. Г. Общая металлургия: учебник для

вузов / Воскобойников В. Г. , Кудрин В. А., Якушев А. М. – М. : Металлургия, 1987. – 240 с.

3 Диев Н. П. Металлургия свинца и цинка / Диев Н. П., Гофман И. А. – М. : Металлургиздат, 1961. – 406 с.

4 Диомедовский Д. А. Металлургические печи цветной

металлургии. – М. : Металлургиздат, 1970. – 265 с.

5 Зайцев В. Я. Металлургия свинца и цинка / Зайцев В. Я., Маргулис Е. В. – М. : Металлургия, 1985. – 263 с.

6 Казачков Е. А. Расчеты по теории металлургических

процессов: учеб. пособие для вузов. – М. : Металлургия, 1988. – 288 с.

7 Коротич В. И. Металлургия: учебник для вузов. –Екатеринбург: УГТУ, 2001. – 395 с.

8 Полькин С. И. Обогащение руд цветных и редких

металлов / Полькин С. И., Адамов Э. В. – М. : Недра, 1975. – 154 с.

9 Спурников А. П. Комплексное использование сырья в

цветной металлургии. – М. : Металлургия, 1977. – 35 с.

10 Цейдлер А. А. Цветные металлы. – М. : Металлургиздат, 1931. – 1259 с.

Источник: портал www.KazEdu.kz

Другие материалы

  • Кислородно-конвертерная плавка при переделе обыкновенных чугунов
  • ... мин , где  - интенсивность продувки, нм3/(т∙мин) - (задана).  =  = 14,9 мин. Количество и состав конвертерных газов:  =  + ; кг (2.50)  = ∙22,4/44; нм3  = 1.17 + 0.01(7,94∙3,5 + 0,4∙6,0) = 1,472 кг  = 1,472∙22,4/44 = 0,749 нм3  =  , кг (2.51)  = ∙ ...

  • Конструкция, методика расчёта мартеновских печей черной металлургии
  • ... жидкой ванне зависит скорость нагрева и плавления шихто­вых материалов и качество работы мартеновской печи в целом. Большая часть различных мер (совершенствование конструкции головок и печи в целом, организация факела и режима завалки и т. д.) направлена на то, чтобы создать условия, при которых ...

  • Технология обработки конструкционных материалов
  • ... совершенствование и разработка новых технологических методов обработки заготовок деталей машин, применение новых конструкционных материалов и повышение качества обработки деталей машин. Наряду с обработкой резанием применяют методы обработки пластическим деформированием, с использованием химической ...

  • Технология производства агломерата на аглофабрике №2 ОАО"ММК"
  • ... , согласно специальной программы, утверждённой главным инженером-начальником технического управления ОАО "ММК". Перед остановкой тракта выдачи УУК на ремонт, бункера в шихтовых отделениях аглофабрики №2 должны быть полностью заполнены усреднённой смесью из штабелей УУК. Начало выборки ...

  • Системы технологий
  • ... припуски, соответственно изменяющие размеры, а иногда и форму заготовок. Форма отдельных поверхностей исходных заготовок определяется с учетом технологии получения заготовок, требующей в ряде случаев определенных уклонов, радиусов закругления и т. п. Общим припуском на обработку называется слой ...

Каталог учебных материалов

Свежие работы в разделе

Наша кнопка

Разместить ссылку на наш сайт можно воспользовавшись следующим кодом:

Контакты

Если у вас возникли какие либо вопросы, обращайтесь на email администратора: admin@kazreferat.info