Расчет количества электроэнергии на выплавку 1т чугуна

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

a_Fe =

где G_к, G_изв, G_агл – соответственно масса кокса, известняка и агломерата, кг;

G_чуг – масса образованного чугуна, кг;

Fe₂O_{3 к}, Fe₂O_{3 изв}, Fe₂O_{3 агл} – содержание Fe₂O₃ соответственно в коксе, известняке и агломерате;

FeO_агл – 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 = Zn_г + CO

ZnO + CO = Zn_г + 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 %):

С^Р 83,4

Н^Р 10,0

N^P+O^P 0,4

S^P 2,9

W^P 3,0

A^P 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

O^P=N^P=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;

2Р₂О₅ + 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 = Т_в, поэтому уравнение для температуры воспламенения, по­лученное академиком Н. Н. Семеновым, имеет следующий вид:

T_B= (1-) (6)

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

T_Bмакс = (7)

Таким образом, при всех значениях температуры выше значения T_0макс = находится область теплового взрыва, в которой ста­ционарное течение процесса горения невозможно.

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

Т_в = Т₀ + (8)

Причем величина

Т_в - Т₀ = (9)

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

Т_в - Т₀ <, (10)

то тепловой взрыв невозможен.

Величина предварительного разогрева Т_в - Т₀ обычно невелика. Так при Е> 83800 кдж/кмоль (20000 ккал/кмоль) и Т₀ <1000°К Т_в - Т₀ меньше 100 град. Таким образом, если Е до­статочно велика, численное значение Т_в мало отличается от Т₀, что позволяет в ряде случаев вместо Т_в 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 (τ_инд), 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 СН_4.

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, С_nН_m 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.