沸腾焙烧炉设计相关计算

应急预案沸腾焙烧炉设计
目录
第一章设计概述 (1)
1.1设计依据 (1)
1.2设计原则和指导思想 (1)
1.3课程设计任务 (2)
第二章工艺流程的选择与论证 (2)
2.1原料组成及特点 (2)
2.2沸腾焙烧工艺及主要设备的选择 (1)
第三章物料衡算及热平衡计算 (6)
3.1锌精矿流态化焙烧物料平衡计算 (6)
3.1.1锌精矿硫态化焙烧冶金计算 (6)
3.1.2烟尘产出率及其化学和物相组成计算 (9)
3.1.3焙砂产出率及其化学与物相组成计算 (13)
3.1.4焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算 (16)
3.2热平衡计算 (21)
3.2.1热收入 (21)
3.2.2热支出 (25)
第四章沸腾焙烧炉的选型计算 (30)
4.1床面积 (30)
4.2前室面积 (30)
4.3炉膛面积和直径 (13)
4.4炉膛高度 (31)
4.5气体分布板及风帽 (32)
4.5.1气体分布板孔眼率 (32)
4.5.2风帽 (32)
4.6沸腾冷却层面积 (32)
4.7水套中循环水的消耗量 (14)
4.8风箱容积 (15)
4.9加料管面积 (15)
4.10溢流排料口 (15)
4.11排烟口面积 (15)
参考文献 (15)
第一章设计概述 (1)
1.1设计依据 (1)
根据《冶金工程专业课程设计指导书》。

(1)
第二章工艺流程的选择与论证 (2)
2.1原料组成及特点 (2)
2.2沸腾焙烧工艺及主要设备的选择 (2)
第三章物料衡算及热平衡计算 (6)
3.1锌精矿流态化焙烧物料平衡计算 (6)
3.1.1锌精矿硫态化焙烧冶金计算 (6)
3.1.2烟尘产出率及其化学和物相组成计算 (9)
3.1.3焙砂产出率及其化学与物相组成计算 (13)
3.1.4焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算 (16)
3.2热平衡计算 (21)
3.2.1热收入 (21)
3.2.2热支出 (25)
第四章沸腾焙烧炉的选型计算 (30)
4.1床面积 (30)
4.5.1气体分布板孔眼率 (32)
风帽的形式多采用标准伞形风帽Ǿ8×6 mm(孔径×孔数），炉底风帽的排列方法，对于圆形炉底采用同心圆排列发，通常同心圆之距离为170-180 mm，每一圆周上的中心距为150-200mm，孔眼率（孔眼总面积与床面积之比）为0.95-1.2%。

(32)
1.确定炉底上风帽孔眼的总数目： (32)
n=1.2f W V
孔眼=1.200005
.01078.8⨯⨯=21288 ...................................... 32 其中，V-鼓入沸腾炉内的实际空气量 (m 3/s)
V= (32)
f -一个孔眼的面积 m 2 (32)
W 孔眼-孔眼中空气的喷射速度 m/s (32)
1.2-储备系数 (32)
2.确定孔眼率 (33)
=+••=%5.782前室本床孔孔F F n
b d =1.28
% (33)
其中，d 孔为风帽孔眼直径 (33)
4.5.2风帽个数： (33)
第一章设计概述
1.1设计依据
根据《冶金工程专业课程设计指导书》。

1.2设计原则和指导思想
对设计的总要求是技术先进;工艺上可行;经济上合理，所以,设计应遵循的原则和指导思想为：
1、遵守国家法律、法规，执行行业设计有关标准、规范和规定，严格把关，精心设计；
2、设计中对主要工艺流程进行多方案比较，以确定最佳方案；
3、设计中应充分采用各项国内外成熟技术，因某种原因暂时不上的新技术要预留充分的可能性。

所采用的新工艺、新设备、新材料必须遵循经过工业性试验或通过技术鉴定的原则；
4、要按照国家有关劳动安全工业卫生及消防的标准及行业设计规定进行设计；
5、在学习、总结国内外有关厂家的生产经验的基础上，移动试用可行的先进技术；
6、设计中应充分考虑节约能源、节约用地，实行自愿的综合利用，改善劳动条件以及保护生态环境。

1.3毕业设计任务
一、沸腾焙烧炉专题概述
二、沸腾焙烧
三、沸腾焙烧热平衡计算
四、主要设备（沸腾炉和鼓风炉）设计计算
五、沸腾炉主要经济技术指标
第二章工艺流程的选择与论证
2.1原料组成及特点
本次设计处理的原料锌精矿成分如下表所示。

D组锌精矿的化学成分
2.2沸腾焙烧工艺及主要设备的选择
金属锌的生产，无论是用火法还是湿法，90%以上都是以硫化锌精矿为原料。

硫化锌不能被廉价的、最容易获得的碳质还原剂还原，也不容易被廉价的，并且在浸出—电积湿法炼锌生产流程中可以再生的硫酸稀溶液（废电解液）所浸出，因此对硫化锌精矿氧化焙烧使之转变成氧化锌是很有必要的。

焙烧就是通常采用的完成化合物形态转变的化学过程，是冶炼前对矿石或精矿进行预处理的一种高温作业。

硫化物的焙烧过程是一个发生气固反应的过程，将大量的空气（或富氧空气）通入硫化矿物料层，在高温下发生反应，氧与硫化物中的硫化合产生气体SO2，有价金属则变成为氧化物或硫酸盐。

同时去掉砷、锑等杂质，硫生成二氧化硫进入烟气，作为制硫酸的原料。

焙烧过程得到的固体产物就被称为焙砂或焙烧矿。

焙烧过程是复杂的，生成的产物不尽一致，可能有多种化合物并存。

一般来说，硫化物的氧化反应主要有：
1）硫化物氧化生成硫酸盐
MeS + 2 O2 = MeSO4
2）硫化物氧化生成氧化物
MeS + 1.5 O2 = MeO + SO2
3）金属硫化物直接氧化生成金属
MeS + 2 O2 = MeO + SO2
4）硫酸盐离解
MeSO4 = MeO + SO3
SO3 = SO2 + 0.5 O2
此外，在硫化锌精矿中，通常还有多种化合价的金属硫化物，其高价硫化物的离解压一般都比较高，故极不稳定，焙烧时高价态硫化物离解成低价态的硫化物，然后再继续进行其焙烧氧化反应过程。

在焙烧过程中，精矿中某种金属硫化物和它的硫酸盐在焙烧条件下都是不稳定的化合物时，也可能相互反应，如：
FeS + 3FeSO4 = 4FeO + 4SO2
由上述各种反应可知，锌精矿中各种金属硫化物焙烧的主要产物是MeO、MeSO4以及SO2、SO3和O2。

此外还可能有MeO·Fe2O3，MeO·SiO2等。

沸腾焙烧炉炉体（下图）为钢壳内衬保温砖再衬耐火砖构成。

为防止冷凝酸腐蚀，钢壳外面有保温层。

炉子的最下部是风室，设有空气进口管，其上是空气分布板。

空气分布板上是耐火混凝土炉床，埋设有许多侧面开小孔的风帽。

炉膛中部为向上扩大的圆锥体，上部焙烧空间的截面积比沸腾层的截面积大，以减少固体粒子吹出。

沸腾层中装有的冷却管，炉体还设有加料口、矿渣溢流口、炉气出口、二次空气进口、点火口等接管。

炉顶有防爆孔。

操作指标和条件主要有焙烧强度、沸腾层高度、沸腾层温度、炉气成分等。

①焙烧强度习惯上以单位沸腾层截面积一日处理含硫35％矿石的
吨数计算。

焙烧强度与沸腾层操作气速成正比。

气速是沸腾层中固体粒
子大小的函数，一般在1～3m/s范围内。

一般浮选矿的焙烧强度为15～
20t/(d
m⋅)。

m⋅)；对于通过3×3mm的筛孔的破碎块矿，焙烧强度为30t/(d
②沸腾层高度即炉内排渣溢流堰离风帽的高度，一般为0.9～1.5m。

③沸腾层温度随硫化矿物、焙烧方法等不同而异。

例如:锌精矿氧化
焙烧为1070～1100℃,而硫酸化焙烧为900～930℃；硫铁矿的氧化焙烧温度为850～950℃。

④炉气成分硫铁矿氧化焙烧时，炉气中二氧化硫13％～13.5％，三
氧化硫≤0.1％。

硫酸化焙烧,空气过剩系数大，故炉气中二氧化硫浓度低而
三氧化硫含量增加。

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

但沸腾炉炉气带矿尘较多，空气鼓风机动力消耗较大。

第三章 物料衡算及热平衡计算
3.1锌精矿流态化焙烧物料平衡计算 3.1.1锌精矿硫态化焙烧冶金计算
根据精矿的物相组成分析，精矿中各元素呈下列化合物形态Zn 、Cd 、Pb 、Cu 、Fe 分别呈ZnS 、CdS 、PbS 、2CuFeS 、87S Fe 2FeS ；脉石中的Ca 、Mg 、Si 分别呈3CaCO 、3MgCO 、2SiO 形态存在。

以100kg 锌精矿（干量）进行计算。

1.ZnS 量 ：
kg 99.704
.654
.9767.47=⨯ 其中Zn ：47.67kg S ：23.32kg
2.CdS 量：
kg 23.04.1124
.14418.0=⨯ 其中 Cd ：0.18kg S ：0.05kg
3.PbS 量：
kg 13.42
.2072
.23958.3=⨯ 其中：Pb ：3.58kg S ：0.55kg
4.2CuFeS 量：kg 69.05
.6335
.18324.0=⨯ 其中：Cu ：0.24kg Fe ：0.21kg S ：0.24kg
5. 2FeS 和87S Fe 量：除去2CuFeS 中Fe 的含量，余下的Fe 为 5.37kg 0.21-5.58=，除去ZnS 、CdS 、PbS 、2CuFeS 中S 的含量，余下的S 量为
Kg 78.4)24.055.005.032.23(94.28=+++-。

此S 量全部分布在2FeS 和87S Fe 中，设2
FeS 中Fe 为x kg ，S 量为y kg ，则
872S Fe FeS ⎪⎪⎩⎪⎪⎨
⎧⨯-=⨯-⨯=83278.47
85.5537.52
3285.55y
x y
x 解得：x =2.57kg ，y =2.95kg 即2FeS 中：Fe=2.57kg 、S=2.95kg 、2FeS =5.52kg 。

87S Fe 中：Fe ：5.37-2.57=2.8kg S ：4.78-2.95=1.83kg 87S Fe ：4.36kg
6. 3CaCO 量： 1.58kg 其中CaO ：0.89kg 2CO ：0.69kg
7. 3MgCO 量：1.43kg 其中MgO ：0.68kg 2CO ：0.75kg
表3-1 混合精矿物相组成，kg
3.1.2烟尘产出率及其化学和物相组成计算
焙烧矿产出率一般为锌精矿的88%，烟尘产出率取50%，则烟尘量为：44公斤。

镉60%进入烟尘，锌48%进入烟尘，其它组分在烟尘中的分配率假定为50%，空气过剩系数 1.25。

烟尘产出率及烟尘物相组成计算： Zn kg 2.882248.07.674=⨯ Cd kg 108.060.018.0=⨯ Pb kg 1.7950.03.58=⨯ Cu kg 21.050.042.0=⨯ Fe kg 2.7950.05.58=⨯ CaO kg 445.050.00.89=⨯ MgO kg 34.050.068.0=⨯
2SiO kg 3.4150.06.82=⨯
s S 0.761x kg
4SO S 0.942x kg
其他 kg 99.150.03.98=⨯
各组分化合物进入烟尘的数量为：
1.ZnS 量：
kg 316.232
4
.97761.0=⨯ 其中：Zn 1.555kg S 0.761kg
2.4ZnSO 量：
kg 751.432
4
.161942.0=⨯ 其中：Zn 1.925kg S 0.942kg O 1.884kg
3．32O Fe ZnO ⋅量：烟尘中Fe 先生成32O Fe ，其量为：
kg 3.9897
.1117
.1592.79=⨯，
32O Fe 有31与ZnO 结合成32O Fe ZnO ⋅，其量为：kg 1.333
1
3.989=⨯。

32O Fe ZnO ⋅量为
kg 2.0087
.1591
.2411.33=⨯ 其中：Zn 0.541kg Fe 0.931kg O
0.536kg
余下的32O Fe 的量：3.989-1.33=2.659kg 其中：Fe 1.856 kg O 0.803kg 4.ZnO 量：Zn 22.882-（1.555+1.925+0.541）=18.861kg ZnO
kg 3.4824
.654
.818.8611=⨯ O 23.48-18.861=4.619kg
5.CdO 量：
kg 231.04.1124
.128081.0=⨯ 其中：Cd 0.108kg O 0.015kg
6.CuO 量：
kg 15.05
.635
.7921.0=⨯ 其中：Cu 0.12kg O 0.03kg
7.2SiO PbO ⋅量：PbO
kg 1.9282
.2072
.2231.79=⨯ 其中：Pb 1.79kg O 0.138kg
与PbO 结合的2SiO 量：
kg 518.02
.22360
1.928=⨯
剩余的2SiO 量：3.41-0.518=2.892kg
表3-2烟尘产出率及其化学和物相组成，kg
3.1.3焙砂产出率及其化学与物相组成计算
焙砂中S SO4取1.10%，S S 取0.4%，S SO4和S S 全部与Zn 结合；PbO 与SiO 2结合成
PbO ˙SiO 2；其他金属以氧化物形态存在。

各组分化合物进入焙砂中的数量为：4
SO S 量：0.484kg ,S S 量：0.176kg
1.4ZnSO 量：
kg 441.232
4
.161484.0=⨯
其中：Zn 0.989Kg O 0.968Kg 2.ZnS 量：
kg 536.032
4
.97176.0=⨯
其中：Zn 0.36kg S 0.176kg
3.32O Fe ZnO ⋅量：焙砂中Fe 先生成32O Fe ，其量为
kg 3.9897
.1117
.1592.79=⨯，3
2O Fe 有40%与ZnO 结合成32O Fe ZnO ⋅，其量为kg 1.5964.03.989=⨯。

32O Fe ZnO ⋅量：
kg 2.4097
.1591
.2411.596=⨯
其中：Zn 0.649kg Fe 1.116kg O 0.644kg 余下的32O Fe 量：kg 2.3931.5963.989=- 其中：Fe 1.671kg O 0.722kg
4.ZnO 量：Zn kg 2.792)649.036.0989.0(788.42=++- ZnO
kg 8.36524
.654
.812.792=⨯
O 28.365-22.79=5.575kg 5.CdO 量：
kg 082.04
.1124
.128720.0=⨯
其中：Cd 0.072kg O 0.01kg 以上计算结果列于下表
表3-3焙砂的物相组成，kg
3.1.4焙烧要求的空气量及产出烟气量与组成的计算
3.1.
4.1焙烧矿脱硫率计算
精矿中S量为32.00kg，焙砂和烟尘中的S量为
0.176+0.761+0.484+0.942=2.363kg ，焙烧脱硫量为：28.94-2.363=26.577kg
出炉烟气计算：
假定95%的S 生成2SO ，5%的S 生成3SO ，则： 生成2SO 需要的2O 量为：22SO O S =+
kg 5.248232
32
95.06.5772=⨯
⨯ 生成3SO 需要的2O 量为：322
3SO O S =+
kg 1.99332
48
05.06.5772=⨯
⨯ 烟尘和焙砂中，氧化物和硫酸盐的含氧量为17.691kg ，则100kg 锌精矿（干量）焙烧需理论氧量为：
kg 4.9324691.171.9935.2482=++
空气中氧的质量百分比为23%，则需理论空气量为：
kg 195.423
100
4.9324=⨯
过剩空气系数可取1.25～1.30，本文取1.25，则实际需要空气量为：
kg 244.251.25195.4=⨯
空气中各组分的质量百分比为2N 77%，2O 23%，鼓入267.419kg 空气，其中：
2N kg 188.073%77244.25=⨯ 2O kg 6.1785%2344.252=⨯
标准状况下，空气密度为1.2933m kg ，实际需要空气之体积为：
3188.902293
.144.25
2m =
3.1.
4.2焙烧炉排出烟量和组成 1.焙烧过程中产出
2SO kg 0.496532
64
%956.5772=⨯
⨯ 3SO kg 322.332
80
%56.5772=⨯
⨯ 2.过剩的2O 量：kg 246.114.93246.1785=- 3.鼓入空气带入的2N 量：kg 188.073
4.3CaCO 和3MgCO 分解产2CO 量：0.69+0.75=1.44kg
5.锌精矿及空气带入水分产生的水蒸汽量：
进入焙烧矿的锌精矿含水取8%，100Kg 干精矿带入水分为
kg 696.8%1008
1008
=⨯-。

空气带入水分量计算
赤峰地区气象资料：大气压力88650Pa ，相对湿度77%，年平均气温5C ，换算成此条件下空气需要量为：
39.862115
.2735
15.2738865010132588.9021m =+⨯⨯
空气的饱和含水量为0.01623m kg ，带入水分量为：
kg 743.277.00162.09.8621=⨯⨯
带入水分总量为：kg 439.11.7432696.8=+或
3235.1418
4
.22439.11m =⨯
以上计算结果列于下表
表3-5烟气量和组成
按以上计算结果编制的物料平衡表如下：（未计机械损失）
沸腾焙烧物料平衡表
3.2热平衡计算
3.2.1热收入
进入流态化焙烧炉热量包括反应热及精矿、空气和水分带入热量等。

1.硫化锌按下式反应氧化放出热量Q 1 ZnS+12
1O 2=ZnO+SO 2+105930千卡
生成ZnO 的ZnS 量：()649.02.792541.08.8611+++ kg 3.80364
.654
.97=⨯
Q 1=
千卡69390.684
.97 3.803
6105930=⨯
2.硫化锌按下式反应生成硫酸盐氧化放出热量O 2 ZnS+2O 2=ZnSO 4+185050千卡 生成ZnSO 4的ZnS 量:()kg 34.44
.654
.97989.0925.1=⨯+
Q 2=千卡82464
.9734
.4185050=⨯
3.ZnO 和Fe 2O 3按下式反应生成ZnO.Fe 2O 3放出的热量Q 3: ZnO+ Fe 2O 3= ZnO.Fe 2O 3+27300千卡 生成ZnO.Fe 2O 3的ZnO 量
()kg 1.4814
.654.81649.0541.0=⨯+
Q 3=
千卡699.4964
.811.481
27300=⨯
4.FeS 2按下式反应氧化放出热量Q 4
4FeS 2+11O 2=2 Fe 2O 3+8 SO 2+790600千卡 Q 4=
千卡9103.2794
.479 5.52
790600=⨯
5.FeS 按下式反应氧化放出热量Q 5 2FeS+32
1O 2= Fe 2O 3+2 SO 2+293010千卡
Fe 7S 8分解得到FeS 量：kg 401.48
71.832.8=⨯+
CuFeS 2分解得到FeS 量:kg 453.02
112.042.0=⨯+
得到的FeS 总量为：4.401+0.345=4.746kg.
Q 5=
千卡7914.77285
.872 4.746
293010=⨯⨯
6.CuFeS 2和Fe 7S 8分解得到硫燃烧放出热量Q 6 CuFeS 2= Cu 2S+FeS+2
1S 2
分解出S 量：
kg 60.08
.36632
69.0=⨯
Fe 7S 8=7FeS+2
1S 2
分解出S 量：
kg 215.095
.64632
4.36=⨯
1kg 硫燃烧放出的热量为2222千卡则： Q 6=()千卡611.052222215.060.0=⨯+ 7.PbS 按下式反应放出热量Q 7 PbS+12
1O 2=PbO+SO 2+100690千卡
PbS+SiO 2= PbO ˙SiO 2+2030千卡 生成PbO 放出热量：
千卡1738.5022
.239 4.13
100690=⨯
生成PbO ˙SiO 2量：
生成PbO ˙SiO 2放出热量：
千卡35.0543
.2834.892
2030=⨯
Q 7=1738.502+35.054=1773.556千卡 8.CdS 按下式反应放出热量Q 8 CdS+2
1O 2=CdO+SO 2+98800千卡
生成CdO 的CdS 量：kg 312.04
.1124
.14418.0=⨯
Q 8 =
千卡158.0534
.14431
2.098800=⨯
9.Cu 2S 按下式反应氧化放出热量Q 9 Cu 2S+2 O 2= 2CuO+ SO 2+127470千卡 生成CuO 的Cu 2S 量：kg 288.01
.1271
.15932.0=⨯
Q 9=
千卡30.74421
.159288
.0127470=⨯
10.锌精矿带入热量Q 10
进入流态化焙烧炉的精矿温度为40C ,精矿比热取0.2()C kg
⋅千卡
Q 10=千卡8002.040100=⨯⨯ 11.空气带入热量为Q 11
空气比热取0.316()
C m
⋅3千卡
,空气温度为20C ,
Q 11=千卡89.513316.0209.8621=⨯⨯
12.入炉精矿含水分8.696kg ,水分比热取1.0()C kg
⋅千卡，100kg 精矿中的水分
带入热量Q 12
Q 12=千卡3500.140696.8=⨯⨯ 热量总收入：
Q 总收入=Q 1+O 2+Q 3+Q 4+Q 5+Q 6+Q 7+Q 8+Q 9+Q 10+Q 11+Q 12
=69390+8246+496.699+9103.279+7914.772+611.05+1773.556+158.053+230.744+800+1389.5+350
=100464千卡 3.2.2热支出
1.烟气带走量为Q 烟
炉顶烟气9000
C,各比分比热为(()C m
⋅3千卡
)：
SO 2 SO 3 C O 2 N 2 O 2 H 2O 0.529 0.55 0.521 0.333 0.350 0.403
千卡
烟61926.5900)403.0.23614350.07.872333.00.48815521.0733.055.039.0529.017.673(=⨯⨯+⨯+⨯+⨯+⨯+⨯=Q
2.烟尘带走的热量为Q
烟尘
由炉中出来的烟尘温度为900C ，其比热为0.20()C
kg ⋅
千卡
Q
烟尘
=43.6×900×0.2=7848千卡
3.焙砂带走的热量为Q
焙
由炉中出来的焙沙温度为850C ，其比热为0.20()C
kg ⋅
千卡
Q
焙
=44.489×900×0.2=8008.02千卡
4.锌精矿中水分蒸发带走热量为Q
蒸
Q
蒸=G
水
t
水
C
水
+G
水
V
Q
蒸=千卡
5350
575
696
.8
1
40
696
.8=
⨯
+
⨯
⨯
5.精矿中碳酸盐分解吸收的热量为Q分Ⅰ
CaCO
3分解吸热378()kg
千卡, Mg CO
3
分解吸热314()kg
千卡
Q分Ⅰ=千卡
1046.26
1.43
314
1.58
378=
⨯
+
⨯
6.CuFeS
2和Fe
7
S
8
分解吸收的热量为Q分Ⅱ
Q分Ⅱ=()千卡
668.22
222
2.8
1
2.0=
⨯
+
7.通过炉顶和炉壁的散失热量为Q
散
为简化计算，按生产实践，散热损失均为热收入的2.3～5.5%，取5.0%
Q
散=Q
总吸收
⨯5.0%=100464⨯0.05=5023.2千卡
8.剩余热量为Q
剩
Q
剩= Q
总吸收
-（Q
烟
+Q
烟尘
+Q
焙
+ Q
蒸
+Q分Ⅰ+Q分Ⅱ+Q
散
）
=100464-（61926.5+7848+8008.02+5350+1046.26+668.22+5023.2）=10593.8千卡
计算结果列于下表
表3-6锌精矿流态化焙烧热平衡
第四章 沸腾焙烧炉的选型计算
4.1床面积
床面积按每日需要焙烧的干精矿量依据同类工厂先进的床能率选取。

计算式为：
a
A F =
a=
日）米（吨）
层操作
•+2/1(86400t V W β W 操作=0.5米/秒
a=
）
（273
900
1880.7315
.086400+⨯⨯=5.3 日）米（吨•2/ 则床能率取5.5日）米（吨•2/
A=
767
4.0*94.0*33060000
=405.76（吨/日）
则 23.875
.5405.76m a A F ===
4.2前室面积
一般为1.5～22m .这里取22m .
（米）
本床前室床床9.5871.813.113.113.1===-=F F F D
沸腾层高度据生产经验为H 层=1（米） 4.3炉膛面积和直径
()膛
床
膛烟膛W F t F 864001V ⋅+⋅=
βα
()2121.132
.086400 3.8
7273900119.32195.5m F =⨯⨯+⨯⨯=
膛
m F D 12.43513.1=⨯=膛膛
V 烟—每吨物料产生的烟气量 m 3/T
t 膛—炉膛温度，锌精矿焙烧温度为900 ºC
W 膛-炉膛空间烟气流速，m/s ;根据实践锌精矿焙烧为0.5±X ，可取一定定值（0.32）
炉腹角ф取 20。

4.4炉膛高度
炉膛有效高度：指溢流口下沿至排烟口中心线的高度，可按照经验公式估算炉膛空间容积：
V 膛=（10-12）F 床 V 膛=
扩大型炉子炉膛高度的计算方法：
1. 未扩大直筒部分1H ，根据操作和安装方便而定，一般取1.46m 。

2. 扩大部分高度2H
() 20
212ctg D D H ⋅-=床膛()m ctg 3.92209.5812.4352
1
=⋅-=
3. 炉膛高度膛H
()膛
床膛烟F t
F t V H ⋅⋅⋅+⋅=
8640013βα
式中t —烟气在炉内必须停留的时间，秒，取20s .
3H =
()膛
床膛烟F t
F t 864001V ⋅⋅+⋅βα==6.4m
m H H H H 1.7814.63.921.46321=++=++=膛
4.5气体分布板及风帽 4.
5.1气体分布板孔眼率
风帽的形式多采用标准伞形风帽Ǿ8×6 mm(孔径×孔数），炉底风帽的排列方法，对于圆形炉底采用同心圆排列发，通常同心圆之距离为170-180 mm ，每一圆周上的中心距为150-200mm ，孔眼率（孔眼总面积与床面积之比）为0.95-1.2%。

1.确定炉底上风帽孔眼的总数目： n=1.2
f
W V 孔眼=1.200005
.0107
8.8⨯⨯
=21288
其中，V-鼓入沸腾炉内的实际空气量 (m 3/s) V=
f -一个孔眼的面积 m 2
W 孔眼-孔眼中空气的喷射速度 m/s 1.2-储备系数
2.确定孔眼率
=
+••=%5.782
前室
本床孔孔F F n b d =1.28%
其中，d 孔为风帽孔眼直径 4.5.2风帽个数：
风帽数量一般可由下式计算：
==
m
n N
其中：m-一个风帽的孔眼个数 4.6沸腾冷却层面积
=
-=
）
水层剩
冷t t K Q F (
其中：剩Q -沸腾层所需排热千卡/小时 t 层-沸腾层的平均温度900 t 水-冷却水的平均温度40
K-沸腾层到循环水的综合传热系数 ，120-180 4.7水套中循环水的消耗量
若用气化冷却，则水量为冷却水的 即：
其中：剩Q -沸腾层剩余热量（千卡/小时）
C-水的比热 1千卡/公斤.ºC
t 0-进入水套的水温度，20 ºC
t-排出水套的温度，一般为50-60 ºC 。

4.8风箱容积
==34.1800V V ）（风风箱
V 风箱-风箱容积，m 3
V 风-鼓风量，m 3/h
4.9加料管面积
==料料管W G F D=m
其中：G 料-加料量，吨/时
W 料-物料的质量流率，吨/米2.时
当加料管垂直设置时，W 料一般为200-300吨/米2.时
4.10溢流排料口
高度主要视操作需要而定，一般为600毫米。

宽度要与排料量相适用：
==23.0G 500）（料排料溢r B
溢流尺寸：578mm 600mm
其中：G 排料-炉子排料量，公斤/小时，溢流排料量为炉子加料量减去烟尘和
物料的烧结量。

溢流排料口排出物料的真密度，4000Kg/m3
4.11排烟口面积
=+=烟
床烟烟烟）（W 86400F t 1aV F β
设用矩形断面，高与宽之比为0.8，则高为，宽为2.2m 。

排烟口断面：高宽=176mm 220mm
其中：W 烟-排烟口处的气流速度，一般为8-12 米/秒。