Реферат: Плавка во взвешенном состоянии

ВВЕДЕНИЕ

Задачей любого металлургического производства, является получение металлов из перерабатываемого сырья в свободном металлическом состоянии или в виде химического соединения. В практических условиях эта задача разрешается с помощью специальных металлургических процессов, обеспечивающее отделение компонентов пустой породу от ценных составляющих сырья.

Получение металлической продукции из руд, концентратов или других видов металлосодержащего сырья – задача достаточно трудная. Она существенно усложняется для медных и никелевых руд, которые, как правило, являются сравнительно бедным и сложным по составу полиметаллическим сырьем. При переработке такого сырья металлургическими способами необходимо одновременно с получением основного металла обеспечить комплексное выделение всех других ценных компонентов в товарные продукты при высокой степени их извлечения.

В основе любого металлургического процесса лежит принцип перевода обрабатываемого сырья в гетерогенную систему, состоящую из двух, трех, а иногда и более фаз, которые должны отличаться друг от друга составом и физическими свойствами. При этом одна из фаз должна обогащаться извлекаемым металлом обедняться примесями, а другие фазы, наоборот, обедняться основными компонентами. Одним из таких процессов является плавка во взвешенном состоянии.

Плавкой во взвешенном состоянии называются процессы, при осуществлении которых мелкие сульфидные концентраты сжигают в факеле, образующемся при горении сульфидов шихты, подаваемое в раскаленное пространство печи через специальные горелки вместе с дутьем. За счет теплоты, выделяющейся при горении сульфидов, распыленная шихта нагревается и плавится. Образовавшиеся капли падают на поверхность шлакового расплава, находящегося в отстойной камере, где происходит расслаивание штейна и шлака [1].

Именно об этом металлургическом процессе и пойдет речь в данной курсовой работе.

1. ПЛАВКА ВО ВЗВЕШЕННОМ СОСТОЯНИИ В АТМОСФЕРЕ ПОДОГРЕТОГО ДУТЬЯ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО КИСЛОРОДА

1.1 Плавка во взвешенном состоянии в атмосфере подогретого дутья

Из основных разновидностей плавок во взвешенном состоянии плавка на подогретом дутье (финская плавка) является наиболее отработанным технологически и аппаратурно-автогенным процессом. Этот вид плавки в промышленном масштабе был впервые осуществлен в 1949 г. Финской фирмой «Оutocumpu» на заводе «Харьявалта». В настоящее время эту технологию используют более 30 заводов во всем мире для переработки медных, никелевых и пиритных концентратов.

Печь для плавки во взвешенном состоянии включает в себя три основных узла:

- вертикальную цилиндрическую плавильную камеру (шахту);

- горизонтальную отстойную зону для разделения шлака и штейна;

- газоход (аптейк) с котлом утилизатором [1].

Плавку осуществляют на подогретом от 200 до 900 – 1000 ⁰ Своздушком дутье или на дутье, обогащенном кислородом до 30 – 50 %. Используют и комбинированное дутье.

На своде шахты установлены шихтовые горелки, обеспечивающие горение сульфидной шихты в вертикальном факеле. Перед подачей в печь шихту подсушивают в барабанных и трубчатых сушилках до влажности 0,2%.

Шихтно-воздушная смесь из горелки поступает в раскаленное пространство плавильной шахты, где сульфиды воспламеняются. За время падения сульфидные частицы успевают в должной степени окислиться, а легкоплавкие сульфиды и железистые силикаты – расплавиться.

Процесс плавления начинается с прогревания частиц, которые при малых размерах достаточно нагреваются до температур, равных 550 – 650 ⁰ С. При этих температурах начинают интенсивно протекать реакции диссоциации высших сульфидов, идущие с поглощением теплоты.

2FeS₂ →2FeS + S₂

4CuFeS₂ →2Cu₂ S + 2FeS + S₂

4CuS→2Cu₂ S + S₂

Бурно протекающие эндотермические реакции препятствуют прогреву частиц, и пока не удалится избыточная сера, температура частиц существенно не повысится. Горит на этой стадии только элементарная сера по реакции:

S₂ + 2O₂ =2SO₂

Быстрое окисление низших сульфидов и главным образом FeS по реакции:

2FeS + 3O₂ + SiO₂ =2FeO*SiO₂ + 2SO₂

Начинается после практически полной диссоциации высших сульфидов.

Окисление сульфидов сопровождается образованием большого количества магнетита. Переокисление железа зависит от степени десульфуризации – с получением богатых штейнов большая часть железа переходит в форму магнетита.

Капли жидкой фазы, образующиеся в факеле, попадают на поверхность шлакового расплава в отстойной камере, а раскаленные газы – в газоход, отдавая при этом часть тепла расплаву в отстойнике. Температура в реакционной шахте 1350 – 1400 ⁰ С, в отстойнике 1250 – 1300 ⁰ С.

Продолжительность нахождения частицы во взвешенном состоянии и степень её окисления и плавления учитывают при определении размеров шахты. Диаметр шахты изменяется от 3 до 5,5 м., высота от 7,5 до 12м. Отстойная зона имеет ширину от 3,5 – 10 м., длину от 12 до 32 м. Размеры отстойной зоны рассчитывают исходя из пребывания в ней шлака в течении 5-7 ч.

Высота аптейка достигает 20 м. над уровнем расплава, что обусловлено необходимостью восстановления серы в газах.

При плавке получают штейн с содержанием меди 50 – 60 %, шлаки содержащие 0,7 – 2 % меди и газы (14 – 16 % SO₂ ), используемые для производства серной кислоты или элементарной серы.

Шлаки подвергают обеднением флотацией, электроплавкой или обработкой пиритом. Производительность печей достигает 1500 т/сут. Шихты или 8 – 10 т*(м² *сут).

Вся печь выполнена из магнезитового кирпича. Футеровка плавильной камеры и аптейка заключены в металлический кожух из листовой стали. В кладку всех элементов печи заложено большое количество водоохлаждаемых кисонов. В боковые стены отстойной камеры установлены две медные водоохлаждаемые плиты с отверстиями для выпуски шлака, а в передней торцевой стене – чугунные шпуры для выпуска штейна.

Плавку осуществляют на подогретом от 200 до 900 – 1000 ⁰ С воздушном дутье или на дутье, обогащенном кислородом до 30 – 50 %. Используют и комбинированное дутье [1].

Конструкции печи взвешенной плавки на подогретом дутье на всех заводах одинаковы, кроме завода «Тамано» (Япония). Печь этого завода оснащена в отстойной камере электродами для перегрева шлака и его обеднения и смещенным в результате этого трубчатым газоходом.

1.2 Плавка во взвешенном состоянии в атмосфере технологического кислорода

Отличительной особенностью плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье является использование для её осуществления печей с горизонтальным факелом. Это обусловлено высокой скоростью окисления сульфидов в чистом кислороде и относительно низкой скоростью газовых потоков в печи в следствии небольшого объема образующихся технологических газов.

Кислородно-взвешенная (кислородно-факельная) плавка (КФП) применялась только на двух заводах в мире – в Канаде на заводе «Коппер – Клиф» и на медном заводе в Алмалыке (Узбекистан).

Печь для плавки во взвешенном состоянии на кислородном дутье (96 – 98 %) представляет собой плавильный агрегат с горизонтальным рабочим пространством с горелками для сжигания сульфидов, установленными на обоих торцах печи и центральным отводом газов.

Предварительно высушенная до содержания влаги менее 0,5 % шихта подается в струю кислорода горелками на одной из торцевых стен. В факеле печи протекают реакции диссоциации высших сульфидов:

2CuFeS₂ →Cu₂ S + 2FeS + 1/2S₂

FeS₂ →FeS + 1/2S₂

3NiS→Ni₃ S₂ + 1/2S₂

S + O₂ →SO₂

и реакции окисления:

2FeS + 3O₃ + SiO₂ =2FeO*SiO₂ + 2SO₂

FeS + 3/2O₂ =FeO + SO₂

3FeO + 1/2O₂ =Fe₃ O₄

Cu₂ S + O₂ = Cu₂ O + SO₂

MeS + O₂ =MeO + SO₂

Восстановления магнетита сульфидами происходит по реакции:

Fe₃ O₄ + FeS + 2SiO₂ ⇄2 (2FeO*SiO₂ ) + SO₂

В противоположной стороне печи установлены для факельного сжигания в кислороде пирротинового или пиритного концентрата. В этом факеле образуются капли бедного по содержанию меди сульфидного расплава, служащего для промывки шлака перед выпуском с целью обеднения.

Штейн по мере накопления периодически выпускается через шпур, расположенный на одной из боковых стен.

Выпуск шлака осуществляется со стороны обеднительного торца. Отходящие газы, содержащие до 80 % SO₂ , направляются на химическое производство.

При сжигании сульфидов в чистом кислороде в факеле развивается высокая температура 1550 – 1600 ⁰ С. Для отвода избыточного тепла и защиты стен и свода от разрушения, кладку печи охлаждают, с помощью кессонов.

При высоких температурах факела в атмосфере технического кислорода горение сульфидов протекает очень быстро. И уже на расстоянии 0,6 – 1 м. от сопла, кислород полностью расходуется и горение заканчивается. Поэтому скорость горения сульфидов не влияет на конечную производительность.

Процесс КФП отличается высокой десульфуризацией, достигающей 75 %. Это позволяет получать очень богатые штейны, содержащие до 70 % меди.

Принципиальное единство технологических основ двух разновидностей плавки во взвешенном состоянии порождает общность их достоинств и недостатков [1].

Достоинства:

1. Использование тепла сжигания сульфидов;

2. Высокое извлечение серы в газы (70 – 80 %);

3. Богатые по содержанию SO₂ газы;

4. Высокая удельная производительность агрегата;

5. Возможность полной автоматизации процесса.

Недостатки:

1. Высокое содержание меди в шлаках (до 2 %);

2. производительность процесса вследствие медленной скорости штейнообразования и шлакообразования и разделения фаз в отстойной зоне, низка и затраты на подготовку шихты высокие.

2. ПЛАВКА Cu –КОНЦЕНТРАТА ВО ВЗВЕШЕННОМ СОСТОЯНИИ

Количество Cu

в CuFeS₂ (28*3)/4=21 кг.

в Cu₂ S28 – 21=7 кг.

Количество компонентов

CuFeS₂

63.5 : 55.8 : 64 = 21 : a : b

a= Fe= 55.8/64*21=18,3 кг

b= S= 63.5/64*21=20,8 кг

в Cu₂ S

S= (32*7)/127= 1,76 кг

в NiS

S= 32/58.7*1=0,54 кг.

Fe

Оставшееся Fe 35 – 18,3 = 16,7 кг.

в FeS (16,7)/6=2,8 кг.

S=(32*2,8)/55.8=1.6 кг.

в FeS₂ =16,7-2,8=13,9 кг.

S=(64*13,9)/55,8=15,9 кг.

Таблица 1 – Рациональный состав Cu – концентрата на 100 кг

Расчет пыли

Механический унос пыли взвешенной плавки составляет 10 % от веса шихты, из них 4 % безвозвратно.

Расчет на 1000 кг.

Количество CuFeS₂ в механическом уносе

573*0,1*0,04=2,3 кг.

В нем:

Cu – 210*0,1*0,04=0,84 кг.

Fe – 183*0.1*0.04=0.732 кг.

S – 180*0.1*0.04=0.72 кг.

Количество Cu₂ S в механическом уносе

87,6*0,1*0,04=0,35

В нем:

Cu – 70*0,1*0,04=0,28 кг.

S – 17.6*0.1*0.04=0.07 кг.

Количество NiS в механическом уносе

154*0,1*0,04=0,616 кг.

В нем:

Ni – 10*0.1*0.04=0.04 кг.

S – 5.4*0.1*0.04=0.02 кг.

Количество FeS в механическом уносе

44*0,1*0,04=0,018 кг.

В нем:

Fe – 28*0.1*0.04=0.11 кг.

S – 16*0.1*0.04=0.064 кг.

Количество FeS₂ в механическом уносе

269*0,01*0,04=0,556 кг.

В нем:

Fe – 139*0.1*0.04=0.556 кг.

S – 130*0.1*0.04=0.52 кг.

Количество SiO₂ в механическом уносе

5*0,1*0,04=0,02 кг.

Прочие

0,7*0,1*0,04=0,003 кг.

Таблица 2 – Рациональный расчет концентрата с учетом уноса пыли на 1000 кг

Расчет рационального состава штейна

На основании практики, принимаем извлечение Cu в штейн 95,4 %.

1. Количество Cu, перешедшее в штейн

278,9*0,954=266,1 кг.

Количество штейна про 60 % содержании Cu в нем составит

266,1/0,6=443,5 кг.

2. Количество S связанное с 266,1 кг. Cu

(266,1*32)/127,1=66,99 кг.

3. Количество Ni перешедшее в штейн

9,96*0,85=8,5 кг.

Количество S связанной с Ni

(8,5*64)/176=3,1 кг.

Количество Ni₃ S₂ в штейне

3,1+8,5=1,6 кг.

4. Количество Cu₂ S в штейне

266,1+66,99=333,1 кг.

5. Количество О₂ в штейне принимаем по данным практики: в содержании 60 % Cu равным 1,24 % О₂

443,5*0,0124=5,5 кг.

С ним связано Fe в виде Fe₃ O₄ в штейне

5,5+14,4=19,9 кг.

Количество FeS в штейне

443,5-333,1-19,9-14,4=76,1 кг.

Количество Fe в FeS

(76,1*55,8)/87,8=48,4 кг.

С ним связано S

76,1/2,74=27,8 кг.

Общее количество S в штейне

66,99+27,8+3,1=97,8 кг.

Таблица 3 – Состав штейна

Расчет количества шлака

1. Количество Cu, теряющееся в шлаке

278,9-266,1=12,8 кг.

Количество S, связанной с 12,8 кг. Cu, в виде Cu₂ S

(12.8*32)/127=3,22 кг.

2. Количество Ni, теряющееся со шлаком

9,96-8,5=1,46 кг.

Количество S, связанной с Ni₃ S₂

(1.46*64)/176=0,5 кг.

3. Количество S, перешедшее в газы

S=S_к-та – S_ш-та – S_шл-ма =347,6 – 97,9 – 3,72=246 кг.

4. Количество FeS, окисляющегося до Fe₃ O₄ и перешедшее в штейн по реакции

3FeS+5O₂ →Fe₃ O₄ +3SO₂

(264*19,9)/22,7 кг.

Количество Fe, окисленного до Fe₃ O₄

(22,7*55,8)/87,9=14,4 ru/

Количество О₂ , необходимое для образования 19,9 кг. Fe₃ O₄

(22,7*160)/264=13,7 кг.

19,9-14,4=5,5 кг. О₂ в Fe₃ O₄

5. Количество Fe, находящегося в шлаке в форме FeO

348,59-62,8=285,8 кг.

Количество FeO в шлаке

(285,8*71,8)/55,8=367,7 кг.

Общее количество О₂ необходимое для окисления Fe до FeO

367,7-285,8=81,9 кг.

6. Количество О₂ , необходимое для окисления S

(246*32)/32,07=245,4 кг.

Всего SO₂ в газовой фазе

245,4+230=475,4 кг.

В шлак полностью перейдет полностью из концентрата SiO₂ и прочие

Таблица 4 – Состав и количество шлака при плавке без флюсов

плавка взвешенный состояние штейн

Со шлаками такого состава теряется много Cu, поэтому плавку необходимо вести с флюсами. В качестве флюса используется кварцевая руда, %:

SiO₂ – 74,8; Fe(в FeO) – 3,8; прочие – 17,8.

Расчет шлака при плавке с флюсом

В качестве исходных данных для состава рационального шлака взято содержание в нем SiO₂ ,равное 30 %, и содержание Fe₃ O₄ равное 14 %.

0,784Х+5=0,3(391,4+Х+Y)

Y=0.0691*0.14(391.4+X+Y)

Y=0.00967*(391,4+X+Y)

Y=3.79+0.00967X+0.00967Y

где, 0,786 – доля SiO₂ в песчанике; 5 – масса SiO₂ из концентрата;

0,3 – доля SiO₂ в шлаке (30 %); 391,4 – масса первичного шлака; 0,0691 – коэффициент пересчета на О₂ .

Решив уравнение получил

X=256 кг;

Y=6,6 кг.

Приняв пылевынос 4 %, получаем массу песчанника, добавляемого в шихту

256/0,96=266,7 кг.

В 256 кг. Песчанника содержится

256*0,784=200,8 кг.

256*0,038=9,7 кг.

прочие 256*0,178=45,6 кг.

Масса шлака

391,4+256+6,6=654 кг.

Так как в песчанике содержится 9,7 кг. FeO, находим количество Fe, поступившего с флюсом

(9,7*55,8)/71,8=7,5 кг.

С ним связано 2,2 кг. О₂

Так как содержание Fe₃ O₄ в шлаке равно 14 %, то масса его составит

(654*14)/100=91,6 кг.

В 91,6 кг. Fe₃ O₄ содержится

Fe – 66,3 кг.

О₂ – 91,6-66,3=25,3 кг.

Всего Fe в виде закиси

219,5+7,5=227 кг.

С 227 кг. Fe будет связано О₂

(227*16)/55,8=65,1 кг.

Таблица 5 – Количество и состав шлака с учетом флюса

Расчет пыли

1. Количество Cu, перешедшей в пыль

280-278,9=1,1 кг.

2. Количество Ni, перешедшего в пыль

9,96-8,5=1,46 кг.

3. Количество S перешедшей в пыли

349-347,6=1,3 кг.

4. Количество SiO₂ перешедшего в пыль

5-4,98=0,02 кг.

из песчаника

200-192=8,02

Всего SiO₂ в пыли 8+0,02=8,02 кг.

5. Количество прочих в пыли

из концентрата – 16,3-16,2=0,1 кг.

из песченика – (266,8-256,1)*0,178=1,9 кг.

Всего прочих в пыли

0,1+1,9=2 кг.

6. Количество Fe в пыли

Из концентрата – 349-348,5=0,5 кг.

Из песчаника – (266,8-256,1)*-0,038=0,4 кг. FeO или 0,31 кг. Fe

Всего Fe в пыли

0,315+0,5=0,815 кг.

7. Количество О₂ в пыли

0,4-0,3=0,09 кг.

0,09+2,2=2,29 кг.

Таблица 6 – Количество и состав пыли

Расчет количества отходящих газов

Примем, что весь О₂ , необходимое для окисления реакции поступает с подогретым дутьем.

1) Количество О₂ , необхождимое для окисления Fe до FeO, составляет 90,4 кг.

2) Для окисления Fe до Fe₃ O₄ необходимо О₂

5,5+25,3=30,8 кг.

3) Для окисления S требуется 245,4 кг. О₂

Общий расход на плавку О₂ , составит 366,6 кг.

Вместе с О₂ в печь поступит N₂ при содержании О₂ в дутье 24,6 %:

366,6/0,246*0,754=1123,6 кг.

При содержании в концентрате влаги 0,1 % в печь поступит её

(1000+266,8)/0,999-(1000+266,8)=1,268 кг.

Таблица 7 – Количество и состав отходящих газов

Таблица 8 – Материальный баланс плавки сульфидного медного концентрата на подогретом воздушном дутье, кг

Степень десульфаризации

(244,7/347,6)*100=70 %

Расчет теплового быланса плавки

Приход тепла

Окисление сульфидов железа

Количество Fe, окисляемого до FeO, равно

219,5+1,4=220,9 кг.

По реакции:

2FeS + 3O₂ =2Fe + 2SO₂ + 470786 кДж

Всего выделится тепла

(470786*220,9)/(2*55,8)=122789 кДж

Количество Fe, окисленного до Fe₃ O₄ составляет

14,3+66,3=80,6 кг.

По реакции:

3FeS + 5O₂ =Fe₃ О₄ + 3SO₂ + 172537 кДж

Выделится тепла

1723537/(3*55,85)*80,6=855500 кДж

Всего при окислении FeS выделится тепла

122789+855500=977689 кДж

Окисление серы

Всего в газы переходит 244,7 кг., в том числе

от окисления FeS до FeO

244,7*32*55,8=140,3 кг.

От окисления FeS до Fe₃ O₄

83.117*32/55,8=47,7

Количество S от диссациации составляет

244,7-47,7-140,3=56,7 кг.

Количество тепла выделяющегося при окислении S по реакции

S + O₂ = SO₂ + 297086 кДж

47,7*2212=105512 кДж

Ошлакование закиси железа

Тепло от ошлакования FeO по реакции

2FeO = SiO₂ = 2FeO*SiO₂ = 29309 кДж

Всего тепла от ошлакования FeO выделится

(29309*244,4)/(2*55,8)=65119 кДж

Ошлакование CaO

Тепло от ошлакования CaO определим по реакции

CaO + SiO₂ = CaO*SiO₂ + 90020 кДж

На ошлакование 1 кг. CaO выделится тепла

21500/56=1605 кДж

В песчанике содержится 3 % СaO или 7,684 кг.

Всего тепла от ошлакования СаО выделится

1605*7,684=12333 кДж

Таким образом, от экзотермических реакциё поступит тепла

977689 + 105513 + 65119 + 12333 = 1160653 кДж

Физическое тепло

Твердая шихта поступает в печь взвешенной плавки предварительно подсушенной в распылительных сушилках. На выходе в печь температура шихты 25 ⁰ С. Физическое тепло шихты при 25 ⁰ С составит

4,187*1268*0,22*25=29202 кДж

а весь приход тепла составлит

1160653 + 29202 = 1189855 кДж

Расход тепла

1) Весь расход тепла на диссациацию 1 моля серы равен 83,7 кДж, получим расход на образование 47,3 серы равен

(47,3/32)*83,7=123,642 кДж

Количество тепла затрачиваемого на разложение 1 моля СаСО₃ равное 177947 кДж

Расход тепла на разложение СаСО₃ равен

177947*7,68/56,1=24382 кДж

Всего расход тепла на эндотермические реакции составит

1236+24382=24505,6 кДж

2) Расход тепла с продуктами плавки

При нормально ведении процесса температура продуктов плавки, то есть штейна, шлака и отходящих газов, составит соответственно 1180 ⁰ С, 1250 ⁰ С, 1300 ⁰ С. При этом расход тепла с продуктами плавки составит, кДж

со штейнами – 4,184*441*0,22*1180=478999 кДж

со шлаками – 4,184*610,7*0,29*1250=926249 кДж

с пылью – 4,184*16,9*0,836*1300=76847 кДж

с SO₂ – 4,184*475,4*715,3=1422784 кДж

cN₂ – 4,184*1123,6*444,9=2091538 кДж

с НО₂ – 4,184*1,5=6,3 кДж

Всего – 13332423 кДж

Потери через кладку и неплотноси в печи составляют 4,5% от общего расхода тепла. Тогда общий расход тепла составит

13332423/0,95=14034129 кДж

Теплосодержание 1м³ воздуха подогретого до 200 ⁰ С равно 261,9 кДж/м³

Тогда с воздухом вводится тепла

261,9*1334,76=34574 кДж

Дефицит тепла составит

14034129-34574-2395803=11603752 кДж

Это тепло необходимо подать в печь путем сжигания природного газа

Природный газ имеет состав(по объему), %: СН₄ – 98; СО₂ – 1,2; N₂ – 0,8.

Для подсчета теплоты сгорания используем формулу

Q_H ^P =(85,89*СН₄ )*4,184=4,184*(85,89*98,7)=35469 кДж/м³

Принимаем коэффициент избытка воздухадля сжигания топлива α=1,1

Определим теоретическую потребность воздуха по реакции

СН₄ + 2О₂ → СО₂ + 2Н₂ О

Потребность О₂ на 100 м³ природного газа составляет, м³

для сгорания СН₄ – 100*0,987*2=197,4

Всего потребуется 199,775 м³ О₂

С учетом α=1,1, всего потребуется О₂

199,775*1,1=219,753 м³

Теоретический состав газов от сжигания топлива следующий, м³

СО₂ – 0,6+0,987*100+0,00675*100*2=100,65

Р₂ О – 0,987*100*2+0,00675*100*3+0,0025*100=199,45

N₂ – 673,55

Расход газа для восполнения потерь составим Х м³ .

Для сжигания газа при α=1,1 на 1м³ газа потребуется воздуха 8,933 м³

Температура воздуха, подаваемого на сжигание Х м³ газа равна 30 ⁰ С, а его теплоемкость 1,3 кДж/м³ *⁰ Сследовательно, тепло, вносимое воздухом, будет

Х*8,933*301,3=Х*348,4 кДж

Тепло от сжигания газа равно Х*8584,238

С отходящими газами при 1300 ⁰ С расход тепла, кДж

с СО₂ – 1,0065*Х*2992,4=3012*Х

с Н₂ О – 1,9945*Х*2327=4641*Х

с N₂ – 6,671*Х*1863=12428*Х

с О₂ – 0,195*Х*1970=384*Х

Всего – 20465*Х

По приходу и расходу тепла от сжигания природного газа составляет уравнение

348,4Х+35941Х-20465Х=11603752

Х=6733 м³

Таким образом количество природного газа, необходимое для поддержания теплового баланса плавки во взвешенном состоянии на 1000 кг концентрата равно 62,2 м³ .

СПИСОК ИСПОЛЬЗУЕМЫХ ИСТОЧНИКОВ

1. Металлургия тяжелых цветных металлов [Электронный ресурс]; электронный учебное пособие. Н.В. Марченко, Е.П. Вершинина, Э.М. Гильбенбрандт. Красноярск ИПК СФУ, 2009.

2. Металлургия меди, никеля и сопутствующих элементов. Б.П. Бледнов, В.Е. Дульнева. Красноярск, 1983 – 104 с.