Расчет чистых компонентов из окислов
Содержание
Введение
1. Описание сырьевой и топливной базы завода
2. Подготовка руд к доменной плавке
3. Металлургические расчеты печи
3.1 Расчет чистых компонентов из окислов
3.2 Определение удельного расхода шихтовых материалов
3.3 Определение физико-химических свойств шлака
3.4 Определение реального расхода шихтовых материалов
4. Специальная часть
Заключение
Список использованных источников
Введение
Доменное производство - это производство чугуна
восстановительной плавкой железных руд или окускованных железорудных материалов
в доменных печах. Первое основное звено в общем производственном цикле чёрной
металлургии. Цель доменного производства состоит в получении чугуна из железных
руд путем их переработки в доменных печах. Сырыми материалами доменной плавки
являются топливо, железные и марганцевые руды и флюс. Топливом для доменной
плавки служит кокс, получаемый из каменного угля. Его роль состоит в
обеспечении процесса теплом и восстановительной энергией. Кроме того кокс
разрыхляет столб шихтовых материалов и облегчает прохождение газового потока в
шихте доменной печи. Железные руды вносят в доменную печь химически связанное с
другими элементами железо. Восстанавливаясь и науглераживаясь в печи, железо
переходит в чугун. Флюсом называются добавки, загружаемые в доменную печь для
понижения температуры плавления пустой породы руды, офлюсования золы кокса и
придания шлаку требуемых технологией выплавки чугуна физико-химических свойств.
Для руд с кремнеземистой (кислой) пустой породой в качестве флюса используют
материалы, содержащие оксиды кальция и магния: известняк и доломитизированный
известняк. Для получения высоких технико-экономических показателей доменной
плавки сырье и материалы предварительно подвергают специальной подготовке.
Совершенствование доменного производства направлено на улучшение подготовки
сырых материалов к плавке, увеличение мощности (объёма) доменных печей,
внедрение прогрессивной технологии, автоматического управления ходом доменной
печи.
Основной задачей модернизации доменного производства является
восстановление и совершенствование производственных мощностей, уменьшение
энергозатрат и себестоимости производства.
1. Описание
сырьевой и топливной базы завода
На Магнитогорский металлургический комбинат (ММК) железная руда
будет поставляться с Бакальского месторождения, которое располагается на западе
от Челябинска, является вторым перспективным месторождением Урала. Запасы
оцениваются в 1,1 млрд. т. Верхний слой месторождения представляет собой
продукты окисления сидеритов - бурые железняки, в то время как в коренных слоях
находятся сидериты. Руды чистые по сере и фосфору с повышенным (до 2 %)
содержанием марганца. Бурые железняки - - водные окислы железа. В зависимости от значения n образуются разные гидроокислы. Выделяются такие водные
окислы железа n = ~ 0,1 - гидрогематит; n = ~ 1,0 - гематит; n = ~ 1,5 - лимонит и др. Наиболее часто встречаются бурые
железняки на основе лимонита , которые называются лимонитовыми. Такие руды обычны в осадочных
месторождениях и месторождениях коры выветривания. Бурые железняки
характеризуются пониженным содержанием железа, рыхлы, часто сопровождаются
марганцем, фосфором, обладают высокой пористостью и восстановимостью.
Содержание Fe колеблется от 55 до 30 % и менее. Обычно требуют
обогащения.
Важное значение имеют комплексные хромо-никелевые бурые железняки.
При наличии 32-48 % железа в них нередко содержится также до 1 % Ni, до 2 % Cr, сотые доли процента Co,
иногда V. Из таких руд могут без добавок
выплавляться хромо-никелевые чугуны и низколегированная сталь.
Пустая порода бурых железняков глинистая, иногда
кремнисто-глиноземистая.
Сидерит, имеющий химический состав FeCO3 -
карбонат железа, содержит 30-48 % железа. Образованная сидеритом руда
называется шпатовым железняком, или сидеритом. Сидериты распространены гораздо
меньше, чем другие руды, характеризуются высокой восстановимостью, низким
содержанием железа из-за незначительного содержания его в рудном минерале и
большого количества пустой породы. После обжига, в результате удаления CO2, сидеритовые руды превращаются в промышленные ценные
тонкопористые железо-окисные (обычно содержат до 1-2 % Mn, иногда до 10%). Под воздействии влаги и кислорода атмосферы
сидериты могут переходить в бурые железняки, так как закись железа в молекуле FeO∙CO2
окисляется и поглощает влагу. Поэтому встречаются месторождения, в которых
верхние слои руды являются бурыми железняками, а нижние, коренные - сидеритами.
Пустая порода сидерита состоит из кремнезема, глинозема и небольшого количества окиси
магния.
Также на Магнитогорский металлургический комбинат железная руда
будет поставляться с Алапаевской группы месторождений коры выветривания
расположенной вблизи г. Алапаевска Свердловской области. Рудные залежи имеют
пластообразную форму. Мощность рудных тел, включая участки некондиционных руд и
пустых пород, изменяется в широких пределах - от 0,5 до 70 м. Рудные залежи по
простиранию прослеживаются до 5-40 км. На Алапаевских месторождениях выделяются
два типа руд: лимонитовые, слагающие верхние горизонты рудных залежей, выше
уровня грунтовых вод, и стриговит-лимонитовые, расположенные ниже уровня
грунтовых вод, где встречаются и сидериты. Содержание железа в рудах изменяется
от 20 до 58 %. В балансовых рудах в среднем содержится (в вес. %): Fe - 38,5; Al2O3
- 6,4-6,9; MnO - 0,3-0,4; CaO - 0,8; Cr2O3 - 0,07-0,22;
MnO - 0,15-0,36; Ni около 0,1; Co около 0,01; п. п. п.8,4-10,8; As до 0,27; S - 0,02-0,06; P - 0,06-0,09.
Лимонит - минеральный агрегат, представляющий собой смесь
гидроокислов трехвалентного железа и состоящий преимущественно из
скрытокристаллического гётита. Лимонит не является самостоятельным минеральным
видом, а представляет гидратированную разновидность гётита в смеси с
гидрогематитом, лепидокрокитом. Химическую формулу лимонита обычно пишут в виде
Fe2O3·nH2O
Лимонит имеет приповерхностное происхождение и образуется в
результате гидролиза солей при окислении и разложении железосодержащих
минералов: сульфидов, карбонатов, силикатов и других, в которых железо
присутствует в двухвалентной форме. Часто скопления бурых железняков образуются
в зонах окисления сульфидных месторождений, такие образования имеют собственное
название "железная шляпа". Образование лимонита происходит также на
дне болот (болотная руда), озер (озерная руда) и в мелководной части морских
бассейнов. Этот процесс происходит в результате жизнедеятельности
железобактерий. Практически во всех случаях лимонит образуется вблизи от
поверхности земли в условиях свободного доступа кислорода и влаги. При
региональном метаморфизме, в условиях высокой температуры и давления, лимонит
обезвоживается и превращается в гематит и магнетит.
Лимонит служит рудой для получения железа, но в современной черной
металлургии его использование минимально в связи с тем, что он часто содержит
вредную примесь фосфора.
Флюсы для ММК будут поступать с Агаповского месторождения,
расположенного в Агаповском районе Челябинской области, в 12 км от города
Магнитогорск. Месторождение представлено чередующимися слоями чистых и
доломитизированных известняков и доломитов, что обуславливает повышенное
содержание магнезии (3,75 %) в добываемых известняках. Содержание CaO в них составляет 52,0 % при низком
содержании фосфора (0,015 %) и серы (0,07 %). Месторождение разрабатывается
открытым способом.
Топливо для Магнитогорского металлургического комбината будет
поставляться с Донецкого угольного бассейна (ДОНБАСС), расположенного в
Ворошиловградской, Донецкой и Днепропетровской областях Украины и Ростовской
области РФ.
Занимает площадь около 60 тысяч км2, вытянутую в
широтном направлении на 650 км при максимальной ширине до 200 км.
Суммарные запасы угля до глубины 1800 м оцениваются в 140,8 млрд.
т. Разведанные запасы промышленных категорий угля составляют 57,5 млрд. т и
перспективные 18,3 млрд. т.
Средняя теплота сгорания товарного рабочего топлива 21,2-26,1
МДж/кг. Угли малофосфористые от мало - до высокосернистых (до 2 %). Среднее
содержание природной золы в большинстве угольных пластов находится в пределах
7-20 %. Малозольных углей с зольностью до 7-8 % в бассейне не много. Угли
Донецкого бассейна в основном имеют лёгкую и среднюю обогатимость.
шихта компонент доменная плавка
2. Подготовка
руд к доменной плавке
В настоящие время ни один вид металлургического сырья не
используется без предварительной подготовки, техническая необходимость и
высокая экономическая эффективность подготовки привели к быстрому ее развитию.
В общем комплексе подготовки сырья главными являются обогащение и окускование,
однако осуществить их можно только после ряда вспомогательных операций. Поэтому
всю подготовку сырья делят на дробление измельчение, грохочение и
классификацию, обогащение, окускование и обжиг.
Добываемая руда подвергается дроблению и измельчению, так как
величина крупных кусков при добыче превышает размеры кусков руды, допустимых по
условиям технологии доменной плавки.
Для крупного и среднего дробления используют установки,
называемые дробилками, а для тонкого измельчения применяют мельницы. Различают
следующие виды дробления:
· крупное дробление от 1500
до 250 мм;
· среднее дробление от 250
до 50 мм;
· мелкое дробление от 50 до
5 мм;
· тонкое измельчение до
0,04 мм.
Для крупного и среднего дробления используют в основном
щековые и конусные дробилки, для мелкого дробления - валковые и молотковые, а
для тонкого измельчения - шаровые мельницы.
Грохочение - просеивание руды через сито или решето с
калиброванными отверстиями. Плоские подвижные грохоты характеризуются
количеством просеивающих поверхностей, углом их наклона, материалом, из
которого изготовлены просеивающие поверхности (проволока, резина, полиуретан и
т.п.), размером и формой отверстий, а также движением просеивающих поверхностей
(прямолинейная, круговая или элиптическая вибрация).
Классификация - разделение фракций по крупности зёрен
размером менее 1 мм за счёт действия центробежных сил или силы тяжести.
Мокрая классификация, в гидроциклонах. В гидроциклонах
центробежные силы играют решающую роль. Гидроциклон представляет собой
неподвижную центрифугу, где вращается суспензия. Из-за сильного поля
центробежных сил твердые частицы отбрасываются к стенкам аппарата, что
обеспечивает быстрое и точное разделение и высокую производительность
гидроциклона.
Обогащением руды называется операция, увеличивающая
содержание железа или снижающая содержание вредных примесей в руде. Обогащение
позволяет существенно повысить содержание железа в шихте доменных печей,
улучшить условия восстановления железа, уменьшить выход шлака, улучшая тем
самым ход печи и снижая расход кокса при возрастающей производительности.
Для обогащения руд применяют пенную флотацию, основанную на
том, что отдельные мелкие частицы всплывают на поверхность воды вместе с пеной.
Для флотации необходимы активаторы - неорганические вещества,
увеличивающие способность адсорбировать необходимый собиратель, и депрессоры
(подавители) - неорганические вещества, предотвращающие возможность адсорбции
собирателя на поверхности минерала, который по условиям процесса не должен
увлекаться в пену.
Флотационные машины бывают механические и пневматические. В
первых для перемешивания пульпы и засасывания воздуха используют мешалки, а во
вторых - специальные трубки, по которым подают под небольшим давлением воздух.
Окускование полезных ископаемых - это процесс превращения
мелких классов полезных ископаемых в куски с заданными свойствами для их более
эффективного использования. Получаемые в результате глубокого обогащения
концентраты руд чёрных и цветных металлов, как правило, непригодны для
непосредственного использования в плавке или других технологических процессах и
требуют окускования. В зависимости от вида полезного ископаемого и его
последующего передела окускование осуществляется агломерацией, окомкованием или
брикетированием.
Агломерация - спекание мелких руд или концентратов в твёрдые
пористые куски.
Спекание происходит непосредственным слипанием отдельных
нагретых частиц шихты при поверхностном их размягчении либо в результате
образования легкоплавких соединений, связывающих частицы при остывании
агломерируемого продукта. Тепло, необходимое для спекания, получается от
горения углеродистого топлива, прибавляемого к агломерируемому материалу, либо
от окисления сульфидов, если агломерации подвергаются сернистые рудные
концентраты. На практике агломерацию чаще всего осуществляется на колосниковых
решётках, с просасыванием воздуха сверху вниз сквозь лежащую на решётке шихту.
При этом происходит последовательное горение топлива в лежащих один под другим
её слоях.
На современных агломерационных фабриках приём сырья,
дозировка и подготовка шихты, укладка её на агломерационные машины, а также
обработка готового агломерата полностью механизированы и в значительной степени
автоматизированы.
Агломерацию следует рассматривать шире, чем окускование, так
как при этом удаляются некоторые вредные примеси (сера и частично мышьяк),
разлагаются карбонаты и получается кусковой пористый, к тому же офлюсованный
материал.
Окомкование (окатывание шихты) - процесс получения гранул
сферической формы - окатышей, подвергаемых для упрочнения обжигу.
Осуществляется на барабанных, тарельчатых или чашевых
окомкователях в результате взаимодействия между частицами руды или концентрата
с водой. Основные стадии окатывания шихты - образование зародышей гранул за
счет флуктуации влажности, накатывание частиц рудных материалов на поверхность
зародышей по принципу "снежного кома". Для улучшения процесса
окатывания шихты используют добавки связующие вещества (бентонит, нонтронит и
др.). Сырые окатыши затем подвергают обжигу.
3.
Металлургические расчеты печи
Расчет доменной шихты выполняется на 100 кг чугуна. Цель
расчета обеспечить заданный состав металла и шлака для получения качественного
передельного чугуна с требуемыми составом и свойствами.
Исходные данные
Таблица 1 - Химический состав чугуна, %
Химический
состав чугуна %
|
Основность шлака
|
Si
|
S
|
C+P
|
Fe+Mn
|
1,12
|
0,65
|
0,017
|
4,65
|
94,683
|
Таблица 2 - Химический состав шихтовых материалов и золы
кокса %
Материал
|
Уд. расход,
кг/100 кг чугуна
|
FeO
|
Fe2O3
|
SiO2
|
Al2O3
|
CaO
|
MgO
|
Агломерат №1
|
-
|
12,70
|
65,70
|
9,40
|
1,44
|
9,86
|
0,65
|
Агломерат №2
|
-
|
12,80
|
63,89
|
9,10
|
1,38
|
11, 20
|
1,25
|
Известняк
|
-
|
-
|
3,84
|
1,00
|
0,62
|
41,00
|
10,10
|
Зола кокса
|
-
|
-
|
25,48
|
42,00
|
24,40
|
4,10
|
1,30
|
Материал
|
MnO
|
FeS
|
SO3
|
P2O5
|
W
|
п. п
|
|
Агломерат №1
|
0,17
|
0,03
|
-
|
0,05
|
-
|
-
|
|
Агломерат №2
|
0,26
|
0,06
|
-
|
0,06
|
-
|
-
|
|
Известняк
|
-
|
-
|
-
|
0,05
|
2,50
|
43,39
|
|
Зола кокса
|
0,12
|
-
|
2,00
|
0,60
|
-
|
-
|
|
Таблица 3 - Технический состав кокса
Расход кокса,
кг
|
Технический
состав кокса
|
K
|
A
|
S
|
W
|
50,6
|
10,90
|
0,41
|
3,6
|
Принимаем, что в процессе доменной плавки:
. с колошниковым газом улетучивается 2 % серы, от
общего количества серы шихты;
2. при плавлении 99,8 % железа восстанавливается в
чугун, остальное переходит в шлак;
. фосфор полностью переходит из шихты в чугун;
. при плавлении 60% марганца восстанавливается в
чугун, 40 % переходит в шлак;
. потери чугуна со скрапом и шлаком (в виде корольков)
составляют 0,5 %;
. вынос пыли определяется учетом работы доменной печи
(давления газа на колошнике);
Таблица 4 - Вынос материалов из доменной печи
Материалы
|
При давлении на
колошнике, кПа
|
|
110
|
170
|
200
|
250-280
|
Железная руда,
агломерат, окатыши
|
5,0
|
3,0
|
2,5
|
2,0
|
Марганцевая
руда
|
9,0
|
5,4
|
4,5
|
3,6
|
Кокс
|
1,0
|
0,8
|
0,7
|
0,6
|
Известняк
|
1,5
|
0,9
|
0,8
|
0,6
|
3.1 Расчет
чистых компонентов из окислов
Для определения компонентов шихты необходимо составить и
решить систему балансовых уравнений. Расчет уравнений производится на основе
чистых элементов. Поэтому предварительно производим пересчет процентного
содержания окислов в шихте на содержание чистых элементов. Перерасчет
производится из соотношений:
(1)
(2)
(3)
(4)
(5)
(6)
(7)
Следовательно железа в окатышах, агломерате 1и 2 содержится:
3.2
Определение удельного расхода шихтовых материалов
Для получения 100 кг чугуна необходимо рассчитать расход
агломератов 1 и 2 и окатышей. Для этого за X принимаем расход
агломерата 1, а за Y расход известняка, кг. Составляем два балансовых уравнения:
) По балансу железа и марганца в чугуне
(8)
где [Fe], [Mn] - содержание
железа и марганца в чугуне, %; ηFe, ηMn -
степень перехода железа и марганца в чугун; Fex,y, з. к. - содержание железа в отдельных компонентах доменной шихты, %; X, Y, - удельный
расход компонентов доменной шихты, кг; К - удельный расход кокса, кг;
А - содержание золы в коксе, %.
После преобразований уравнение принимает следующий вид:
(I)
2) по основности шлака
(9)
где CaOx, CaOиз,
CaOз. к., CaO2, SiO2x, SiO2из, , SiO2з. к. - содержание извести и кремнезема в
составляющих доменной шихты, %.
(SiO2) [Si] -
количество кремнезема
расходуемое на восстановление кремния из чугуна.
(10)
где [Si] - содержание кремния в чугуне, %;
- молекулярная масса кремнезема;
- атомная масса кремния.
После преобразование уравнение имеет вид:
(II)
Решая систему из двух уравнений (I) и (II) с двумя неизвестными, получаем, что
X = 169,354 кг; Y = 1,6 кг. т.е.
А1 = 84,677 кг, А2 = 84,677 кг
Для проверки произведенных расчетов составляем балансовую таблицу
5, в которой определяем количество элементов и оксидов, вносимых составляющими
шихты, а также количество и состав шлака и состав чугуна.
При составлении балансовой таблицы принимаем:
1) при расходе 50,6 кг кокса в шихту вносится золы в
количестве
кг,
где 10,90 - содержание золы в коксе, %;
2) в коксе содержится 0,41 % серы. Следовательно с
коксом вносится серы
кг;
3) количество кремнезема, расходуемое на восстановление
кремния, чугуна определяем по формуле (10)
кг;
4) по условию принято, что 2% серы от общего количества
серы, поступившей в печь, улетучивается из доменной печи с колошниковым газом
составляет
кг;
5) на ошлакование 0,212 кг серы необходимо израсходовать
извести (CaO)
кг;
6) по условию 0,2 % железа от общего количества,
поступившего в печь, переходит в шлак
кг Fe,
из него оксида FeO будет
кг;
7) по условию 40 % марганца от общего количества
поступившего в печь, переходит в шлак
кг,
из него оксида марганца (MnO)
будет
кг;
8) при переходе в шлак 0,212 кг серы образуется CaS
кг;
9) при расчете количества шлака складывается соединения
(окислы) элементов, входящих в шлак
Таблица 5 - Балансовая таблица
Статьи баланса
|
Масса, кг
|
SiO2
|
Al2O3
|
CaO
|
MgO
|
Fe
|
Mn
|
S
|
P
|
|
|
%
|
кг
|
%
|
кг
|
%
|
кг
|
%
|
кг
|
%
|
кг
|
%
|
кг
|
%
|
кг
|
%
|
кг
|
Агломерат 1
|
84,677
|
9,4
|
7,96
|
1,44
|
1,22
|
9,86
|
8,35
|
0,65
|
0,55
|
55,89
|
47,33
|
0,132
|
0,112
|
0,0109
|
0,009
|
0,022
|
0,019
|
Агломерат 2
|
84,677
|
9,1
|
7,71
|
1,38
|
1,17
|
11,2
|
9,48
|
1,25
|
1,058
|
54,72
|
43,8
|
0,102
|
0,086
|
0,0218
|
0,018
|
0,026
|
0,022
|
Известняк
|
1,6
|
1
|
0,016
|
0,62
|
0,01
|
41
|
0,656
|
10,1
|
0,162
|
2,688
|
0,043
|
-
|
-
|
-
|
-
|
0,022
|
0,00035
|
Зола кокса
|
5,515
|
42
|
2,32
|
24,4
|
1,35
|
4,1
|
0,226
|
1,3
|
0,072
|
17,836
|
0,984
|
0,093
|
0,005
|
0,41
|
0, 207
|
0,262
|
0,014
|
|
|
18,01
|
|
3,75
|
|
18,712
|
|
1,842
|
|
92,157
|
|
0, 203
|
|
0,234
|
|
0,0554
|
Восстанавливается
в чугун
|
|
|
1,393
|
|
|
|
|
|
|
|
91,973
|
|
0,112
|
|
0,017
|
|
0,0554
|
Улетучивается с
колошниковыми газом
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
0,047
|
|
|
Расходуется на
образование CaS
|
|
|
|
|
|
|
0,519
|
|
|
|
|
|
|
|
0,212
|
|
|
Переходит в
шлак, кг
|
|
|
16,617
|
|
3,75
|
|
18, 193
|
|
1,842
|
|
0,184 (0,243)
|
|
0,0812 (0,103)
|
|
0,212 (0,477)
|
|
|
Количество и
состав шлака
|
40,82
|
40,71
|
|
9,187
|
|
44,569
|
|
4,512
|
|
0,595
|
|
0,252
|
|
1,168
|
|
|
|
.3
Определение физико-химических свойств шлака
Пересчитываем состав шлака с фактического на 4 и 3 компонента
и результаты заносим в таблицу 6.
Таблица 6 - Химический состав
четырех- и трехкомпонентного шлака
Составляющие
|
Содержание в
шлаке
|
|
Фактическое
|
Пересчет на 4
к.
|
Пересчет на 3
к.
|
SiO2
|
40,71
|
41,13
|
40,13
|
Al2O3
|
9,187
|
9,282
|
9,282
|
CaO
|
44,569
|
45,029
|
RO = 49,6
|
MgO
|
4,512
|
4,558
|
|
∑
|
98,978
|
100
|
100
|
%, %
%,%
Полученный при плавке шлак проверяется на десульфурирующую
способность, вязкость, плавкость. Десульфурирующая способность шлака. Для
представления о распределении серы между чугуном и шлаком, проводим оценку
десульфурирующей способности по методам А.Н. Рамма и И.С. Куликова. По
эмпирической формуле А.Н. Рамма для получения чугуна с содержание 0,017 % серы
содержание оснований в шлаке должно быть равно
где (Al2O3), (S) - соединения глинозема и серы в шлаке, %;
[Si], [S] - содержание кремния и серы в чугуне, %;
n - относительное количество шлака.
(12)
Фактически в шлаке содержится оснований
офакт = (CaO) + (MgO) + (MnO) + (FeO) =
= 44,569+4,512+0,595+0,252=49,93%, (13)
Т.к. Roфак Roтр следовательно, шлак по Рамму обладает достаточной
десульфурирующей способностью.
Для контроля проверим десульфурирующую способность шлака по методу
И.С. Куликова.
Для расчета L0s И.С. Куликов предложил формулу
(14)
где f [s] - коэффициент
активности серы;
p [co] -
парциальное давление
оксида углерода в горне, атм.
(15)
(16)
где (CaO), (MgO), (MnO), (SiO2),
(Al2O3) - содержание окислов в шлаке, %.
Ход реакции десульфурации зависит от активности серы в металле. В
случае много компонентных систем (чугун) для определения коэффициента
активности используют формулы, справедливые для определенных диапазонов
концентрации. При этом следует учитывать влияние на коэффициент активности всех
элементов присутствующих в чугуне.
Суммарное влияние состава чугуна на коэффициент активности серы
складывается из влияния отдельных элементов. Для передельного чугуна это удобно
определить, через "эквивалентное" содержание углерода по формуле
(17)
Найденное [С] экв подставляем в уравнение (18) и
получают значение коэффициента активности серы в чугуне данного состава
(18)
Определяем эквивалентную концентрацию углерода и коэффициент
активности серы
4,99
Полученные значения подставляем в формулу (14) и определяем
равновесный коэффициент распределения серы
17,418
Здесь парциальное давление оксида углерода в горне равно
атм.
где pд - избыточное
давление горячего дутья, атм (находится в пределах 2,5-4,5 атм)
Требующийся коэффициент распределения серы
(10)
что составляет от равновесного 12,47100/17,418 = 71,59 %. Степень использования десульфурирующей
способности шлака по Куликову составляет 30-60%, значит, полученный шлак
обладает достаточной десульфурирующей способностью. Таким образом, шихта
обеспечивает получение шлака обладающего согласно экспериментальным и
эмпирическим зависимостям достаточной десульфурирующей способностью.
Вязкость шлака
Вязкость шлака определяем по диаграммам Мак-Кефффери при
температурах 1773 К и 1673 К. В данном случае для опредения вязкости шлака
необходимо польтзоваться четверными диаграммами CaO-MgO-SiO2-Al2O3. Содержание основных компонентов берем в пересчете на четыре
компонента (таблица 6). Для того чтобы найти вязкость шлака содержащего 41,13 %
SiO2 необходимо найти вязкость шлака при содержании SiO2 40% и 45 % и затем произвести пересчет (таблица 7).
Таблица 7 - Вязкость
шлака, Пас
Содержание SiO2 в шлаке, %
|
Температура, К
|
|
1773
|
1673
|
40
|
0,33
|
0,69
|
45
|
0,45
|
0,98
|
Получаем, что вязкость шлака при температуре 1773 К составляет
0,357 Пас, а при 1673 К - 0,755 Пас.
Вязкость шлака при коксовой плавки при температуре 1773 К
колеблется от 0,2 до 0,8 Пас, т.е. полученный шлак не препятствует нормальной работе печи.
Вязкость шлака при 1673 К определяется с целью контроля. Вязкость
шлака считается нормальной если вязкость при Т=1673 К примерно в два раза
больше чем при 1773 К.
Температура кристаллизации.
Для определения температуры кристаллизации (плавления) шлака
используем диаграммы состояния системы CaO-MgO-SiO2-Al2O3. Для шлака с содержанием 9,187 % Al2O3 необходимо найти температуры кристаллизации шлака при содержании
5 и 10 % Al2O3, а затем
произвести перерасчет. При содержании 5% Al2O3 температура кристаллизации составляет 1400 К, а при 10% - 1500 К. Соответственно температура
кристаллизации шлака с содержанием 9,187 % Al2O3 составляет 1484 К.
3.4
Определение реального расхода шихтовых материалов
В таблице 5 приведены расходы сухих шихтовых материалов на
100 кг жидкого чугуна без учета их выноса колошниковым газом. В
действительности же шихтовые материалы могут содержать влагу. Некоторое
количество материалов выносится из печи колошниковым газом в виде колошниковой
пыли. Часть вытекающего из печи чугуна теряется в виде скрапа и брызг в связи с
этим расход материалов больше чем приведено в таблице 5.
Расход влажных материалов на 100 кг жидкого чугуна без учета
их выноса будет следующим:
- агломерат 184,677 (1+0) = 84,677 кг;
- агломерат 284,677 (1+0) = 84,677 кг;
- известняк 1,6 (1+0,025) = 1,64 кг;
- кокс 49,3 (1+0,036) = 51,075 кг.
где 0,025 и 0,036 - содержание влаги в известняке и коксе.
Расход влажных материалов на 100 кг товарного чугуна составляет:
- агломерат 184,677 (1+0,005) = 85,1 кг;
- агломерат 284,677 (1+0,005) = 85,1 кг;
- известняк 1,64 (1+0,005) = 1,648 кг;
- кокс 51,075 (1+0,005) = 51,33 кг.
где 0,005 - потери чугуна
со скрапом и шлаком.
Расход влажных материалов на 100 кг товарного чугуна с учётом
выноса пыли составляет:
- агломерат 185,1 (1+0,025) = 87,227 кг;
- агломерат 285,1 (1+0,025) = 87,227 кг;
- известняк 1,648 (1+0,008) = 1,66 кг;
- кокс 51,33 (1+0,007) = 51,69 кг.
где 0,025, 0,008 и 0,007 - вынос пыли из агломерата, окатышей и
кокса в пересчет на кг.
Вынос колошниковой пыли составит на 100 кг чугуна
(87,227+87,227+1,66+51,69) - (85,1+85,1+1,648+51,33) = 4,626 кг
В том числе уловленной колошниковой пыли 4,6260,75=3,47 кг на 100 кг чугуна.
4.
Специальная часть
Внедоменное получение железа. Процесс ROMELT
Под процессом прямого получения железа
понимают такой, который дает возможность получать железо в виде губки
непосредственно из руды, минуя доменную печь. Этот процесс протекает без
применения кокса, что позволяет получать чистый металл, поскольку фосфор и
особенно сера в больших количествах вносит кокс. Агрегатами для реализации
этого процесса служат шахтные печи, а в качестве восстановителя чаще всего
применяют конвертированный природный газ, состоящий в основном из водорода и
оксида углерода (35%), который подают в печь при температуре 1000 oС.
Процесс восстановления железа
(производства металлизированных окатышей) в шахтных печах осуществляют в
противопотоке: железорудные материалы загружают сверху, а восстановительные
газы подают снизу.
Методы прямого получения железа из руды
известны давно, но до сих пор они не нашли технического осуществления в большом
промышленном масштабе. Опробовано более 70 различных способов прямого получения
железа, но лишь немногие из них осуществлены и притом в небольшом промышленном
масштабе. Внедоменная металлургия наибольшее значение имеет пока как способ
производства губчатого железа, применяемого для выплавки высококачественных
сталей и производства железных порошков, используемых в порошковой металлургии,
сварочной технике и химической промышленности, и меньшее значение как способ
выплавки жидкой стали.
Возобновление и рост интереса к этим
процессам связан с прогнозируемым дефицитом кокса и возможностью использования
неокускованных железорудных материалов, а также с экологическими преимуществами
(по сравнению с доменным процессом) процессов жидкофазного восстановления,
которые не требуют наиболее сильно загрязняющих окружающую среду производств
кокса и окускованного железорудного сырья (агломерата и окатышей).
Процесс Romelt
Разработанный в Московском государственном
институте стали и сплавов под руководством профессора В.А. Роменца
одностадийный процесс жидкофазного восстановления неподготовленных железорудных
материалов с использованием в качестве восстановителя энергетических углей
осуществляется в плавильно-восстановительной печи прямоугольного сечения
(рис.4.3.), работающем с небольшим разряжением в рабочем пространстве,
исключающем выбросы газов в атмосферу.
Рисунок 4.3 - Схема плавильного агрегата
процесса Ромелт: а - продольный разрез; б - поперечный разрез; 1 -
барботируемый слой шлака; 2 - металлический сифон; 3 - шлаковый сифон
(отстойник); 4 - горн с подиной; 5 - переток; 6 - загрузочная воронка; 7 -
дымоотводящий патрубок; 8 - фурмы нижнего ряда (барботажные); 9 - фурмы
верхнего ряда (для дожигания); 10 - слой спокойного шлака; 11 - слой металла;
12 - водоохлаждаемые кессоны.
Исходным железорудным сырьем в процессе
Ромелт является железная руда, в том числе пылеобразная, с широким диапазоном
содержания железа. В качестве восстановителя и энергоносителя применяется
энергетический уголь в виде пыли.
Железорудная шихта и уголь подаются в
агрегат из расходных бункеров с помощью системы весовых дозаторов и конвейеров
без специального смешивания. Загрузка осуществляется через специальное
отверстие в своде на шлаковую ванну.
В ванне при температуре 1500 - 1600оС
происходит быстрое плавление железосодержащего сырья и замешивание угля в
барботируемый слой шлака, который образуется при подаче дутья через фурмы
нижнего ряда.
Дутье обеспечивает необходимое
барботирование ванны и генерирование тепла в результате неполного сжигания
углерода до СО. Образовавшийся восстановительный газ, который содержит СО и Н2,
используется для восстановления оксидов железа шлака, а остаток его дожигается
над ванной до СО2 и Н2О в кислороде, который вдувается в
рабочее пространство печи с помощью второго ряда фурм. При этом обеспечивается
дополнительный приход тепла в расплавленную ванну.
Капли восстановленного в шлаковой ванне
железа науглероживаются, укрупняются и опускаются на подину агрегата через зону
спокойного шлака, образуя металлическую ванну с температурой 1375 - 1450оС.
Полученный металл содержит, % мас.: 4,0 - 4,8 С, 0,05 - 0,15 Mn, 0,01 - 0,1 Si,
0,05 - 0,12 P, 0,025 - 0,060 S.
Металл и шлак удаляются из печи через
раздельные сифонные устройства с отстойниками безнапорным способом, что
обеспечивает поддержание в печи необходимого постоянного уровня металла и
шлака. Металлические и шлаковые сифонные устройства и рабочее пространство печи
являются системой сообщающихся сосудов.
Газы в зависимости от степени их дожигания
удаляются из рабочего пространства печи с температурой 1500-1800оС
через дымоотводящий патрубок, проходят котел-утилизатор, мокрую и сухую
очистку.
Заключение
Произведенный расчет доменной шихты показал, что выплавляемый
передельный чугун по химическому составу соответствует заданной марке П1 (ГОСТ
805-80).
Полученный шлак не препятствует нормальному ведению плавки.
Вязкость шлака нормальная и не препятствует восстановлению железа. Полученный
шлак обладает достаточной десульфурирующей способностью, т.к. по расчетам М.С.
Куликова степень использования десульфурирующей способности шлака должна
находится в пределах 30-60 %, а полученная степень составляет 71,59 %.
Список
использованных источников
1. Работы
выпускные квалификационные, проекты и работы курсовые. Стандарт предприятия СТО
ТПУ 2.5.01-2006. - Томск: Издательство ТПУ, 2006. - 60 с.
2. Расчет
доменной шихты: методические указания к выполнению курсовой работы по
дисциплине "Производство чугуна и прямое получение железа" для
студентов специальности 150101 "Металлургия черных металлов" / И.С.
Сулимова - Юрга: Издательство Юргинского технологического института (филиала)
ТПУ, 2010. - 40 с.
. Ермолаев
В.А. и др. Месторождения полезных ископаемых. - М.: Метеллургия, 1985. - 480 с.
. Лимонитовые
руды [Электронный ресурс]: http://www.rusmineral.ru/show. aspx? id=59 (дата
обращения 17.04.13)
. Внедоменное
получение железа. Процессы жидкофазного восстановления - процесс ROMELT.
[Электронный ресурс]:
. http://steeltimes.ru/allmet/noblastfurnace/noblastfurnace.
php (дата обращения 20.04.13)