Category: Металлургия железа

BCCT –

Няк

(11,6 кг)

Кок – – 0,37 – 0,54 1,19 0,61 0,26 0,12 – 0,15 0,004

0,07 – 0,10 0,14 0,05 6,03 0,30 0,02 – 0,005

Итого 73,81 31,0 71,02 6,99 2,68 8,93 1,27 0,13 0,15 0,079 Получено:

Окатыши 59,06 73,81 18,96 6,99 2,68 8,93 1,27 0,12 0,10 0,079

Металли-

Эованные

Расчет количества компонентов, вносимых шихтой, опреде­ляется следующим образом.

Железорудный концентрат вносит: Feo6ui = 113 • 0,6493 = s 73,37 кг; Fe = 113 • 0,2743 = 31 кг и т. д.

Невосстановленное железо в металлизованных окатышах находится в виде FeO, общее количество которого в шихте

Составляет 71,02 • 0,9+ 31,0 = 94,92 кг. При Tj =0,8

Fe

Количество металлического железа в окатышах составит 94,92(56/72) • 0,8 = 59,06 кг, а количество ^ FeO = = (73,81 – 59,06X72/56) = 18,96 кг.

Глава 6. ПОЛУЧЕНИЕ ЖИДКОГО МЕТАЛЛА

Конечной целью металлургического производства является получение жидкого металла заданного состава. В настоящее время она достигается, главным образом, путем использова­ния двухстадийной схемы: доменный процесс – сталеплавиль­ный передел. Разработка и освоение процессов получения губчатого и кричного железа позволяет устранить одно из звеньев этой схемы — доменный процесс и таким образом снизить потребность в дорогостоящем и дефицитном метал­лургическом коксе, существенно уменьшить капитальные затраты при получении жидкой стали, повысить ее качество.

Однако это не устраняет основного недостатка — двух- стадийности при производстве жидкой стали. Ведь губчатое железо и крица представляют собой лишь вид металлической Шихты для выплавки чугуна и стали в агрегатах различного типа. Это противоречие можно устранить при высокотемпера­турном восстановлении железной руды, когда процессы вос­становления и плавления осуществляются в одном агрегате (одностадийный процесс), либо в нескольких, работающих одновременно в единой технологической цепи (многоступен­чатые процессы).

Процессы прямого получения жидкого металла, осуществ­ляемые при высоких температурах, отличаются большой ско­ростью реакций восстановления, а следовательно, и высокой Удельной производительностью агрегатов. Характерной осо­бенностью является возможность применения некоксующихся, недефицитных углей, других видов энергетических топлив, Важным преимуществом восстановительной плавки являет^ возможность использования интенсивных источников тепла например, энергии электродуговых генераторов.

К настоящему времени в нашей стране и за рубежом пред. ложено много вариантов исполнения высокотемпературных восстановительных процессов, осуществляемых в агрегатах различного типа. Однако большинство из них не вышли из стадии лабораторных или полупромышленных испытаний. Основными недостатками являются низкая стойкость футеров – ки агрегатов, ненадежность управления технологическим ре­жимом, отсутствие необходимой техники для ввода в процесс тепла и восстановителей. Тем не менее, возрастающий инте­рес к бескоксовой металлургии в целом и заманчивым воз­можностям восстановительной плавки в частности, требуют рассмотрения и систематизации известных технологических схем прямого получения жидкого металла.

Очевидно, что высокотемпературный процесс прямого по­лучения жидкого металла может осуществляться по двум схе­мам: восстановление оксидов железа протекает в твердой фазе и завершается до начала плавления железорудных мате­риалов и флюса; восстановлению оксидов железа предшест­вует плавление материалов, т. е. железо восстанавливается из расплава.

Первая схема аналогична процессу получения губчатого железа и отличается от последнего более высоким уровнем температур и качества подготовки шихты для восстановле­ния. Однако температура начала плавления восстанавливае­мого материала ограничивает температурный уровень этих процессов на стадии предварительного восстановления, и следовательно, их удельную производительность. В связи с этим в последние годы предпочтение отдается разработке процессов по второй схеме, которая предполагает восста­новление оксидов железа из рудного расплава путем подачи в него газообразного или твердого восстановителя.

Где 0,9(144/160) – отношение масс FeO и Fe2O3. Баланс железа шихты

+

+ Zj 1 – Ia1(Fe2O3)2 + i)Me^2[0,9(Fe2O3)z + (FeO)z +

+ kSz + (п. п.п.)2 + (A/ZnMny} + i){l – Ia1(Fe2O3)15 + + Пмет(«2(0.9(ре203)0 + (FeO)0 + kSD + (п. п.п.)^ +

Где к – степень удаления серы при металлизации; М_ —

ZnlMn

Доля удаляющихся при обжиге соединений цинка, марганца и др.

Баланс основных и кислых оксидов шихты

Обозначим B= * Мв°— — основность

SiO2 + Al2O3

Металлизованного продукта;

Xl(CaO)x + (MgO)*] + Kf(CaO)y + (MgO)y] + ————————–

ArKSiO2)* + (AI2O3)a-] + y[(Si02)y + (Al2O3)y] + + ZI(CaO)z + (MgO)z] + D [(CaO)0 + (MgO2)i,] + Zf(SiO2)z + (Al2O3)z] + Df(SiO2)0 + (Al2O3)0] ‘

Дополнительные уравнения

При использовании в шихте двух видов железорудного Концентрата и необходимости получения готовых окатышей с заранее заданным содержанием железа или марганца состав­ляют дополнительные уравнения— по железу и марганцу:

(Fe)0K = [X(Fe)i – + y(Fe)y + Z(Fe)z + D(Fe)0 +W(Fe)w, + + IZ(Fe)u];

(Mh)ok = [X(Mn)x + Y(Mn)y + Z(Mn)z + ZJ(Mn)0 + w(mnv + + U(Un)u],

^956 257 Где W, U — расходы второго вида железорудного концентрата из марганцевой руды, кг.

Для определения X, Y, Z, W, U нужно решать систему Из пяти уравнений.

Пример расчета (расчет ведут на 100 кг металлизованного продукта)

Химический состав компонентов шихты (%):

Мате – Feo6 FeO Fe2O3 SiO2 Al2O3 CaO MgO SO3 P2O5 n. n.n. So6 Снел V риалы

Желе- 64,93 27,43 62,28 5,01 1,79 2,34 0,75 0,1 0,06 0,24 0,04 ————————–

?оруд­ный кон­цент­рат

Кок – 1,96 – 2,80 6,22 3,20 1,36 0,64 – 0,02 – 0,77* 83,89 1,10

Совая

Мелочь

Из – 0,57 – 0,82 1,18 0,40 52,0 2,60 0,2 0,04 42,76 0,016 ———————————–

Вестняк

Бенто- 10,5 – 15,0 48,0 11,0 0,80 4,00 – – 21Д0 ———————————————-

Нит

Ограничения серы.

Степень металлизации 7}Дет = 0,80.

Степень удаления серы к = 0,3.

Содержание остаточного углерода 1,0 %.

Расход бентонита 1 кг/100 кг металлизованных окатышей.

Основность окатышей (CaO + MgO): (SiO2 + AI2O3) = 1,0.

Составление и решение уравнений Баланс нелетучего углерода:

100 { ‘ 100

ЖГо,9 – Ц&- + -^JLl + у[0,0625 L loo юо J L

+ 0,8 • 0,139 • 0,9 ] + Z [о,0625 ^ 258

+ 1 • 0,0625 jTTT + 100

+ 0,8 . 0,139 • 0,9 + 1,0;

0.8389У = 0,132* + 0,0046У + 0.0013Z +. 1,024; -0,132* + 0.8343У – 0.0013Z = 1,024.

Баланс железа окатышей:

X[l – 0,1625 + 0,8 • 0,361(0,9 j^f – +

27,43 > 0,04 0,24 1

+ + °’3 100 + 100 J +

+ 0,8 • 0,139 • 0,9

+ у{1 – 0,1625 -^g – + 0,8 • 0,361 • 0,9 -^g – +

100

+ 0,8 . 0,361 . 0,9 Ag – + 0,3 JijgS – + –

+

(o. l625 ^ + 0,8-0,361 X

Х 0,9 – ISifi. + = 100;

0,6552* + 0.975У + 0,569Z = 99,275. Баланс основных и кислых оксидов:

10 _ АГ(2,34 + 0,75) + У(1,36 + 0,64) + 2(52,0 + 2,60) + ‘ Х(5,01 + 1,79) + К(6,22 + 3,20) + 2(1,18 + 0,40) +

0(0.80 + 4,0) . + 1,0(48 + 11,0) ‘

259

А

6,8* + 9,42 Y + I, SSZ + 59 = 3,09* + 2 У + 54, SZ + 4,8;

3,71* + 7,42У – 53,02Z + 54,2 = 0.

Решая три уравнения, получили

-0,132* + 0.8343У – 0.0013Z = 1,024; 0,6552* + 0,975У + 0,5690Z = 99,275; 3,71* + 7,42У – 53.02Z + 54,2 = 0,

В результате чего > ,

. ‘ T

X = ИЗ кг; ;

У = 19,12 кг; Z = 11,6 кг.

Состав металлизованных окатышей, кг/100 кг:

Мате – FeMeT Feogul FeO Fe2O3SiO2 Al2O3CaO MgOSO3 S P2O5 риалы

Затра­чено: v>> желе – – 73,37 31,0 70,38 5,66 2,02 2,64 0,85 0,11 – 0,07 зоруд-

НЫЙ 1

KOH – ; ‘ ;

Цент – рат

(113 кг)

Совая мелочь (19,2 кг) из – —

Ri = OiZOui = 0,5С02/(С02 + O1SCO); откуда С0/С02 = (0,5 –

При Ri = 0,2СО/СО2 = 3; при Д, = 0,15СО/СО2 = 4,6. Таким образом, в большинстве случаев СО : CO2 = 3+4,6.

Летучие вещества твердого топлива

При использовании углей, богатых летучими веществами (бурые угли, буроугольный полукокс и пр.), следует, исхо­дя из проектируемой технологии, определить использование их в качестве восстановителя. При этом надо иметь в виду, что если летучие выделяются при низких температурах (ни­же 300—400 0C), их участием в восстановительном процессе можно пренебречь. Это предполагают при сдвиге области выделения летучих в район более высоких температур (500-700 °С) и при металлизации на конвейерной машине. В указанном диапазоне температур в слой подают теплоноси­тель достаточно высокого окислительного потенциала, кото­рый подавляет восстановительные возможности летучих. В отдельных благоприятных случаях можно допустить восста­новление летучими веществами твердого топлива некоторого количества Fe2O3 до FeO.

Поведение попутных элементов,„ v.»,

При металлизации рудоугольных окатышей обычно прини­мают: степень восстановления оксида цинка и перевода в газовую фазу металлического цинка 80—100 %; степень уда" ления мышьяка в виде As2O3 90—100%; степень восстановле – 254 ния меди, никеля, кобальта 100; оксиды марганца полностью восстанавливаются до MnO; степень удаления серы 30-50%; хром, ванадий восстанавливаются до низших оксидов; титан, фосфор, кремний не восстанавливаются.

Составление балансовых уравнений

Определение относительных массовых потерь рудоугольных окатышей при восстановлении Оксидов железа углеродом

При С0/С02 = 4 можно записать восстановление оксидов железа твердым углеродом следующим образом:

6Fe203 + 5С = 12FeO + 4СО + CO2; 12FeO + IOC = 12Fe + 8СО + 2СОг;

6Fe203 + 15С = 12Fe + 12CO + 3C02.

При этом предполагают, что 1/5 часть кислорода на обеих стадиях реакции отнимает продукт прямого восстанов­ления — монооксид углерода. Поэтому вторую реакцию можно записать, как

IOFeO + IOC = IOFe + ЮСО; 2FeO + 2СО = 2Fe + 2СО,;

L2FeO + IOC = 12Fe + 8CO + 2СОг.

Потеря массы смеси углерода и оксида железа при вое – становлении Fe2O3 до FeO (кг/кг Fe2O3): 1

«I = (4 • 28 + 44): (б • 160) = 0,1625.

Потеря массы смеси углерода и FeO при воссхановлекии FeO до Fe:

«г = (8 • 28 + 2 • 44)/(12 • 72) = 0,361.

Расход углерода при восстановлении 1 кг Fe2O3 до FeO:

– 60/(6 • 160) = 0,0625 кг С/кг Fe2O3.

Расход углерода при восстановлении 1 кг FeO до Fe: Ъг = 120/(12 • 72) = 0,139 кг С/кг FeO. Баланс нелетучего углерода шихты

Обозначим: X— расход железорудной смеси, кг/100 кг металлизованного продукта; Y – расход твердого восстано­вителя, кг/100 кг металлизованного продукта; Z – расход флюса, кг/100 кг металлизованного продукта; D – расход добавок, кг/100 кг металлизованного продукта; Fe2O3; FeO и т. д. – содержание соответствующих соединений и элемен­тов в компонентах шихты, доли единицы; Cocr – остаточное содержание углерода в металлизованном продукте, кг/100 кг металлизованных окатышей; Снел – содержание нелетучего углерода в твердом восстановителе, доли единицы.

1 ….

15

11

3-1 …………………………………

1 ,

22 <

И

1-0 …………………………………

9

23

30

Степень восстановления, %

67 H

51

71

Восстановимость металлизованных окатышей-спеков полу­чилась промежуточной между ее значением для агломерата, в образовании которого значительная роль принадлежит жидкой фазе, и для окатышей ССГОК, полученных без заметного участия жидкой фазы. Разрушаемость спеков в процессе вос – 252 становления значительно меньше, чем у агломерата и обыч­ных окатышей. Характер разрушения также различен. Окатыши разрушаются с образованием больших количеств тонкой пыли (<1мм). Агломерат дает меньше тонкой пыли, сумма мелких фракций 5—0 мм после восстановления в нем получается такой же, как у окатышей (50%). Доля этих фракций в спе – ках почти в пять раз меньше.

Использование металлизованного спека в доменных печах обеспечит более высокую газопроницаемость столба шихтовых материалов, чем при работе на агломерате и обычных окаты­шах, ввиду большей прочности спека при восстановлении. Это особенно важно для мощных доменных печей. Для успеш­ной реализации процесса металлизации рудоугольных окаты­шей в промышленном масштабе необходимо решить ряд проб­лем, таких как герметизация обжиговой машины, создание регулируемой атмосферы (имеются разработки ВНИИМТ), воз­можность охлаждения металлизованного продукта, интенсифи­кации процесса металлизации для повышения производитель­ности установки и снижения затрат.

Расчет расхода компонентов при получении металлизованных окатышей из рудоугольной шихты

Шихта для получения рудоугольных окатышей состоит из железорудной части, твердого восстановителя, флюса и раз­личных добавок (связующее вещество, возврат и пр.). Рас­чет предполагает возможность определения расхода всех компонентов шихты. Однако, как показала практика, исполь­зование добавок, их количество определяется не требова­ниями технологического процесса, а другими факторами – регулированием свойств промежуточной продукции, количест­вом поступающих извне отходов и т. д. Поэтому целесообраз­нее задаваться в расчете определенным расходом добавочных компонентов.

Исходные данные. •

Степень металлизации продукта "¦¦"* ?

В общем случае возможно получение продукта с широким Диапазоном колебаний степени металлизации (0-95 %). Ее

253

Выбор определяют, исходя из конкретных условий (тип агре­гата, пути использования продукта и т. д.).

Развитие прямого и непрямого восстановления

Опыты металлизации рудоугольных окатышей на конвейер­ных машинах показали, что 15—20% кислородной шихты отни­мается газом, остальное твердым углеродом, поэтому коли­чество CO2 в отходящем газе чаще всего составляет:

2.Медленное развитие процесса восстановления при сравнительно умеренных температурах (1100-1150 °С), обусловленное наличием градиента температур по высоте слоя окатышей, способствует образованию большого коли­чества монооксида железа, вследствие чего образуется расплав. В этом случае оплавление предшествует металли­зации и задерживает ее ход. Превышение необходимого вре­мени сушки и подогрева на обжиговой машине AK "Тульчер – мет" дополнительно увеличивало вероятность оплавления и спекания.

3.Вытекание железистого расплава из металлизованного образца, обусловленное спеканием частиц металлического железа и низкой адгезией расплава к металлу и наиболее резко проявляющееся при достижении высоких степеней ме­таллизации и при заметном содержании пустой породы.

Спекание в определенной степени зависит и от количест­ва пустой породы. Металлизация бедных железом материалов должна сопровождаться образованием большего количества расплава.

Хотя тенденция к спеканию проявляется весьма четко, этот процесс не следует считать неизбежным. Опыты на обжиговой машине AK "Тулачермет" с малой продолжитель­ностью обжига и низкой высотой слоя не привели к образо­ванию спеков. Быстрый нагрев окатышей до высокой темпера­туры, возможный в тонком слое, обусловливает высокую ско­рость металлизации. Отсутствие существенного температур­ного градиента, вызывающего различия в ходе процесса Металлизации по высоте и обусловливающего возможность вторичного окисления, позволило получить отдельные грану­лы без их заметного спекания. Однако подобный режим про­цесса связан с малой производительностью и низкой эконо­мической эффективностью.

В зависимости от условий процесса спеки могут иметь Различную структуру. Чрезмерное развитие вторичного окис­ления приводит даже к получению монолита – сырья, исполь­зование которого очень усложнено (выход оборудования из строя при этом тоже получается повышенным). Вытекание жидкости из высокометаллизованных окатышей ввиду слабого смачивания расплавом твердой фазы и малого количества расплава приводит к образованию очень слабых и легко рас­сыпающихся спеков. Однако такие спеки могут образоваться лишь при использовании суперконцентратов с небольшим со­держанием пустой породы и при значительной затрате време­ни на процесс, что возможно только при получении сырья для сталеплавильных печей.

При соответствующем режиме обжига получающиеся метал – лизованные спеки имеют высокую прочность, пористость и восстановимость. По структуре они напоминают аглоспек. Основным скрепляющим элементом в них является силикатная связка. Получение спеков значительно облегчает условия процесса и, что немаловажно, увеличивает производитель­ность установки вследствие уменьшения потерь железа.

Металлизованный на 40 % спек, полученный на обжиговой машине AK "Тулачермет", обладает высокими металлургичес­кими свойствами: пористость 40-50 %, барабанная проба 6—10 %; содержание фракции 5—0 мм после четырехкратного сбрасывания с высоты 1,8 м в нем составляет всего 4%. Поведение спека, металлизованного на 42 % (МС), в сравне­нии с обычными окатышами Соколовско-Сарбайского ГОК (О) н агломератом (А) из высокогорской руды в процессе их вос­становления, было изучено в ЦНИИЧМ на установке Линдера:

Металлизованное сырье	MC	А	О
Основность (Ca0/Si02)	0,7	0,8	1,1
Исходная фракция, мм	40-10	20-15	18-
Фракционный состав частиц
После восстановления (%),
Размером (мм):
8-5 …………………………………	3	16	16
5-3 ………………………………… МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА – Часть 115 В нашей стране процесс металлизации рудоугольных ока­тышей впервые реализован в полупромышленном масштабе на заводе "Сибэлектросталь" на конвейерной машине площадью 10 м2, оборудованной водоохлаждаемыми паллетами. Серые окатыши изготавливались на грануляторе диаметром 3 м из Шихты, состоящей из коршуновского концентрата, буроуголь – Koro полукокса, черногорского угля и антрацита. После обработки технологии для оценки максимальной Производительности конвейерной машины процесс вели при оптимальных параметрах: диаметр сырых окатышей 18—24 мм; Содержание углерода в них 11-13%; температура газа в 30. не сушки 300-350 0C, в зоне подогрева 600-900 0C; в пер. вой зоне обжига 1000—1200 0C; во второй зоне обжига 1340-1380 0C. С целью повышения скорости теплоносителя его количество увеличивали путем разбавления воздухом, в зависимости от реакционной способности восстановителя содержание кислорода в горновых газах поддерживалось близким к тому, при котором достигался оптимальный выход годного (без окисленной оболочки); для окатышей с буро – Угольным полукоксом оно составляло 5-8 %, а для окатышей с коксом 12-15 %. Для указанных выше условий при оптимальных показателях металлизации и использования различных восстановителей максимальная удельная производительность была следующей: с коксом 0,52; с антрацитом 0,46; с буроугольным полу­коксом 0,39 т/(м2 • ч) при выходе годного соответственно 92; 92 и 83 %. Повышение скорости прососа газа – теплоносителя за счет рециркуляции без повышения содер­жания кислорода в нем, по-видимому, позволит сблизить показатели металлизации при использовании различных вос­становителей, в том числе и по удельной производитель­ности. Исследования, проведенные Московским институтом стали и сплавов в 1969-1972 гг. на полупромышленных установках Центрального горно-обогатительного комбината и НПО "Тула – чермет", в основном подтвердили принципиальную возмож­ность получения металлизованного сырья для доменной плав­ки на конвейерной обжиговой машине. Вместе с тем во всех опытах была выявлена одна очень важная особенность: стремление при обжиге рудоугольных окатышей в слое к образованию спеков независимо от наличия или отсутствия в газовой фазе кислорода, степени металлизации, расхода восстановителя и т. д. При всей сложности этого процесса можно выделить три основные причины, вызывающие образование расплава и опре­деляющие вероятность спекания окатышей. 1. Вторичное окисление металлического железа ведет к образованию вюстита, а при местном повышении температуры На поверхности окатыша — к образованию легкоплавких фаз с повышенной подвижностью. Жидкая фаза смачивает оксидную пленку соседних окатышей и реагирует с ней, вызывая обра- 250 Зование своеобразной зернистой структуры спека: в закрис­таллизовавшемся расплаве вкраплены крупные зерна оксидов лселеза, а сам расплав окружает сохранившие свою форму остатки окатышей. В этих реликтах связка, как правило, имела низкую подвижность, а в некоторых случаях наблюда­лось наличие нерасплавившейся пустой породы. МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА – Часть 114 247 Чивается при более высокой температуре — до 1350 0C в 3о. не крицеобразования (вместо 1000-1100 0C), где пустая по­рода частично расплавляется, и образуется вязкий TecT0- Образный шлак, в котором включены частицы железа, укруп – няющиеся при вращении печи. Выходящий из печи полупродукт охлаждается водой, дробится и измельчается (при этом Измельчается в основном шлак), подвергается рассеву и магнитной сепарации. Качество крицы (фракция, крупность, плотность, способ­ность отделения от шлака) зависит от состава образующего­ся шлака, и в некоторых случаях в шихту добавляют флюсы или ее составляют из разных руд для получения шлака опти­мального состава с вязкостью в пределах 1000-2000 пз. Этим требованиям удовлетворяют шлаки, содержащие 50-60% SiO2; 10-20 % Al2O3; 15-25 % (CaO + MgO). При переработке хромоникелевых руд с содержанием желе­за 21,2-37 % на 1т крицы расходовали 3,0-3,2 т руды, 780-840 кг коксовой мелочи, 380-430 м3 коксового газа, 30-35 м3 воды и 80-100 кВт • ч; выход шлака составил 1,28 т/т крицы, извлечение железа 95%". Недостатками кричного процесса являются: больший рас­ход тепла (33,4-41,8 млн кДж/т крицы), низкая производи­тельность печей и невысокая стойкость футеровки в кричной зоне. Этот процесс может иметь определенное значение для переработки титансодержащих железных руд и железистых песков, а также окисленных никелевых руд и др. Постоянный интерес вызывает восстановление рудоуголь­ных смесей (моношихт), в частности рудоугольных окаты­шей, в которых, благодаря развитой поверхности контакта реагентов, диффузионное сопротивление сокращено до мини­мума, что позволяет значительно интенсифицировать процес­Сы восстановления оксидов железа твердым углеродом. Добавки твердого топлива в шихту в количестве 10—20 % позволяют получать частично металлизованные окатыши, Представляющие собой совершенно новый вид железорудного сырья для доменной плавки. Применение в шихте доменных печей окускованного сырья, частично восстановленного (металлизованного) за счет использования дешевых недефицитных видов твердого топлива Является одним из основных направлений дальнейшего улуЧ" Шения технико-экономических показателей доменной плавки 248 Особенно важным фактором является то, что применение металлизованного сырья в доменной плавке позволяет значи­Тельно сократить расход кокса, как показали доменные Плавки, на каждые 10 % металлизации шихты можно получить Экономию кокса в 5-7 % и повысить производительность доменных печей на 4—6 %. Многочисленными исследованиями показано, что совмеще­ние процессов упрочнения и восстановления окатышей из рудоугольной шихты при высокотемпературном обжиге являет­ся эффективным методом получения металлизованных окаты­шей. Определено влияние различных факторов (температуры и продолжительности обжига, вида и количества твердого топ­лива, крупности руды и топлива, размера окатышей, окисли­тельного потенциала газовой фазы и др.) на степень метал­лизации (отношение железа металлического к железу общему) и прочностные характеристики окатышей, в результате чего установлена возможность получения достаточно прочных гра­нул с достаточно высокой степенью металлизации при обжиге рудоугольных окатышей в среде дымовых газов. Поскольку процесс упрочнения и металлизации рудоуголь­ных окатышей проходит лишь на последней стадии обжига, было предложено осуществлять термообработку таких окаты­шей в неподвижном слое на колосниковой решетке. Этот про­цесс впервые был реализован в США в 1954 г. на опытной установке (способ ДЛМ), в состав которой входила кон­вейерная обжиговая машина площадью 3 м2. Рудоугольные окатыши диаметром 9-35 мм (слой высотой 75—200 мм) прохо­дят последовательно зоны сушки, нагрева и обжига при тем­пературе просасываемого газа соответственно 150—370; 540—1100 и 1050—1370 0C. Степень металлизации полученных окатышей составляла 30—40 %. МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА – Часть 113 Расход материалов Таблица 26. Материальный баланс вращающейся трубчаток печи иа 100% окисленных окатышей (числитель — кг, знаменатель — %) Приход материалов 1. Поступило окисленных 100/21,4 окатышей 2. Поступило известняка 2,71/0,6 3. Поступило восстанови – 47,48/10,2 теля в шнхту 4. Поступило топлива на 10,45/2,2 фурмах 5. Поступило воздуха 306,90/65,2 Итого 467,54/100 1. Получено металлнзо – 73,54/15,8 ванных окатышей 2. Выход нз печи: Извести, золы, 7,33/1,6 угля Итого Дымовые газы 384,50/82,6 465,40/100 Расход тепла Примечание. Невязка баланса составляет ~ 0,4 %. Таблица 27. Тепловой баланс трубчатой вращающейся печи и а 100 кг окисленных окатышей (числитель — ккал (кДж), знаменатель — %) Приход тепла 1. Догорание от Восстановле­ния оксидов 2. Дожигание ле­тучих топлива шнхты 3. Тепло от сжи­гания избытка восстановителя и топлива иа фурмах 4. Тепло, вноси­мое шихтой 5. Тепло, вноси­мое дутьем 6. Тепло от выго­рания серы угля, подавае­мого н шихту Итого Примечание. 241229(1010025) 100 Невязка составляет ~ 0,5 42996(180024) 17,74 27,12 12939(54175) 5,36 0,60 728(30481 0,30 На иагрев Шнхты 2. Тепло на восста­новление окислов железа 3. Механический не­дожог 4. Потерн с охлаж­дающей водой 5. Потерн корпусом 117737(4929641 . „ 48,85 У Тепло Печн в окружающую среду 6. Потерн с уходящи­ми дымовыми газа­ми Итого 25507/(1067971 10,42 27,22 14080(58952) 5,82 27132(113601). 11,19 1207(5053) 0,49 IOSMSf 4549091 44,83 242541(10155191 100 Q2 = 5,564 + 2,189 + 0,064 + 4,082 = = 11,899 кг (3,09 %); N2 = 109,8 + 44,244 + 1,318 + 0,441 + 80,728 = = 236,531 кг (61,53 %). Итого: ^ 384,495 кг 100 %. Максимальное распространение за рубежом получили спо­собы CJI–PH и Крупп, в нашей стране – технология металли­зации железорудного сырья во вращающейся печи разработана на заводе "Сибэлектросталь". На рис. 49 показана схема процесса СЛ-РН. Глава 5. ПОЛУЧЕНИЕ КРИЧНОГО МЕТАЛЛА И ВОССТАНОВЛЕНИЕ РУДОУГОЛЬНЫХ ОКАТЫШЕЙ Кричный процесс представляет собой метод переработки бедных руд, не поддающихся обогащению обычными методами. К ним относятся бурые железняки, гематитовые кварциты, бедные комплексные (хромоникелевые, титановые и др.) ру­ды, а также железосодержащие отходы. Содержание железа в перерабатываемой руде колеблется от 10 до 40 % и обычно составляет 25-35 %. Использование богатых руд исключает­ся, так как для протекания процесса крицеобразоваттая необходимо большое количество шлака. Кричный металл (крица) представляет частицы железа Фракцией до 10 мм округлой формы с включением шлака и со­держит 80-90 % Fe, ~ 1 % С, значительное количество серы и фосфора, используется в основном в доменных печах. В Крицу переходит из руды 85-95% Fe; 90-95% Ni; 20% Cr; 20% Mn; 85 % P и 20-25 %S. Производство крицы осуществляют во вращающихся печах Длиной от 60 до 110 м с наружным диаметром от 3,6 до 4>б м (производительностью от 80 до 350 т кричного железа 8 сутки) по технологии, близкой к технологии получения губчатого железа во вращающихся печах. В отличие от про­цессов получения губчатого железа кричный процесс закан- МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА – Часть 112 Поступило: Получено: Уголь 1,0 кг, CO2 1,964 • 1,187 = 2,331 кг Воздух 1,293 • 7,460 = SO2 2,857 * 0,006 = 0,017 кг = 9,645 кг H2O 0,864 • 0,514 = 0,413 кг FiCero 10,645 кг O2 1,428 • 0,26 = 0,371 кг N2 1,25 – 5,898 = 7,372 кг Всего 10,504 кг Золы 0,0941 кг Итого, , 10,598 кг 243 Невязка составляет: 10,645 —10,598 = 0,043 кг, Чхо приемлемо для подобных расчетов. Плотность каждого компонента продуктов сгорания опре­делили, разделив молекулярную массу на объем, который за – нимает 1 моль компонента (22,4 м3). Плотность продуктов сгорания р можно найти, разделив их массу на объем, т. е. р = 10,504/7,865 = 1,335 кг/м3. Низшая теплота сгорания угля определяется по формуле Д. И.Менделеева: QK = 339,1СР + 1256НР – 108,9(0" – S") – 25(J/ + + н") = 339,1 • 63,62 + 1256 • 4,48 – 108,9(19,8 – 0,79) – 25(1 + 4,48) = 21573,5 + 5626,8 – 2070,1 – – 137 = 24993,2 кДж/кг или 5969,2 ккал/кг. Теплосодержание продуктов сгорания при 950 0C соста­вит: CO2 – 1,187 • 0,522 ¦ 950 = 588,6 ккал/м3; SO2 – 0,006 • 0,531 • 950 = 3,0 ккал/м3; H2O – 0,514 • 0,408 • 950 = 192,2 ккал/м3; O2 – 0,216 • 0,351 • 950 = 72,0 ккал/м3; N2 – 5,898 • 0,331 • 950 = 1854,6 ккал/м3 Итого: 2710,4 ккал/м3. Количество дымовых газов, образующихся при сгорании избытка восстановителя и топлива, подаваемого на фурмы, и количество воздуха, требуемого для его горения CO2 = 1,187(10,45 + 0,5) = 12,977 м3; (25,531 кг); H2O = 0,514(10,45 + 0,5) = 5,628 м3; (4,522’кг); SO2 = 0,006(10,45 + 0,5) = 0,065 м3; (0,187 кг); 244 O2 ~ 0,261(10,45 + 0,5) = 2,857 м3; N2 = 5,898(10,45 + 0,5) = 64,583 м3; Итого: Количество воздуха для сжигания избытка восстановителя и топлива, подаваемого на фурмы: 7,46(10,45 + 0,5) = 81,687 M3 или 105,621 кг. * Состав газообразных продуктов, отходящих из вращающейся печи CO2 = 76,51 + 15,737 + 0,405 + 1,2 + 25,531 = = 119,383 кг (31,05 %); H2O = 5,302 + 0,303 + 5,7 + 4,522 = = 15,827 кг (4,11 %); SO2 = 0,668 + 0,187 = 0,855 кг (0,22 %); 12 3 4 (4,082 кг); (80,728 кг). 115,050 кг. 49. Схема процесса СЛ-РН: * – оборотный уголь; 2 — руда; 3 — известим; 4 — уголь; 5 — дымовые газы; 6 — газоочистка; 7 — воздух; 8 — пыль; 9 — вращающаяся печь; 10 — природный rW или мазут; 11 — воздух; 12 — вода; 13 — холодильник; 14 — грохот; 15 — ^гаитный сепаратор; 16 — грохот и воздушный сепаратор; 17 — металлизован- Hoe сырье; 18 — хвосты в отвал МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА – Часть 111 4.Тепло, вносимое шихтой (окатыши, известняк, уголь): Gj = 100 • 0,25 • 500 + 4 • 0,25 • 20 + (47,48 + В)х Х0,36 • 20 = 12500 + 20 + 341 + 7,2В = 12861 + 1,2В ккал; Q\ = 12861 + 7,2 ¦ 10,45 = 12939 ккал (54175 кДж). 5. Тепло, вносимое дутьем воздуха: = 143,184 + 56,382 + 1,433 ( > х ^s 1,293 X 20 • 0,31 = 986 + 46,25В ккал; Q’s = 986 + 46,25 • 10,45 = 1469 ккал (6150 кДж). 6.Тепло от сжигания избытка восстановителя, подаваемого в шихту: Q’6 = 0,5 • 5969 = 2984,5 ккал (12496 кДж). 7.Тепло от сжигания топлива на фурмах: Qy = В • 5669 = 5969J3 ккал; % = 10,45 • 5969 = 62376 ккал (261168 кДж). Итого приход тепла во вращающуюся печь составит: ЕпРих = Qi + Q12 + Q‘3 + Q‘< + Qs + Ql + Qy = = 117737 + 42996 + 728 + 12861 + 7,2В + 986 + + 42,25В + 2984 + 5969J3 = 178274 + 6022,55. Определение расхода топлива на фурмах Количество топлива В, сжигаемого на фурмах, определяется из уравнения теплового баланса Qnpnx= Qpacx 178274 + 6022,5 = 212871 + 2710J3; В = 34597/3312,5 = 10,45 кг. Расчет горения топлива В качестве топлива в трубчатой печи используется сухой Иршабородинский бурый уголь с влажностью 1%. На рабочую массу Wp = 1,0%; ЛР = 9’5 ‘"Loo 1 = 9,41 %; CP и 71>0 "0 – »¦« – 1.0 = 63)62 100 Hp = 5,0 • 0,8959 = 4,48 %; Op = 22,1 • 0,8959 = 19,80 %; Np = 1,0 • 0,8959 = 0,9 %; Sp = 0,79 %. Количество кислорода на горение топлива V = 0,01[1,867 • Cp + 5,6НР + 0,7(SP – Op)] = ‘ °2 = 0,01[1,867 • 63,62 + 5,6 • 4,48 + 0,7(0,79 – – 19,80)] = 0,01(118,77 + 25,09 – 13,31) = = 1,305 м3/кг. При сжигании угля в обычном воздухе при а = 1,2 расход Сухого воздуха Vb = а(1 + 3,762)К = 1,2 • 4,762х 2 XI,305= 7,46 М3. Объемы компонентов продуктов сгорания V = 0,01 • 1,867СР = 0,01 • 1,867 • 63,62 = COj » 1,187 м3/кг; И2 V » 0,01 • 0,7SP = 0,01 • 0,7 • 0,79 = SO2 = 0,006 M3/кг; У = 0,01(11,2H + 1,24W ) = 0,01(11,2 • 4,4* * H2O + 1,24- 1,0) = 0,514 м3/кг; • . Т. V’ = (1 – A)K = (1,2 – 1) 1,305 = 0,261 м3/кг; O2 O2 KN = 0,008NP + A 3,762KQ = 0,008 • 0,9 + L,2x X3,762 • 1,305 = 5,898 м3/кг; = V + ^H2O + K02 + KN2 = 2’187 + 0^ + + 0,514 + 0,26 + 5,898 = 7,865 м3/кг. Состав продуктов сгорания, %: CO2 – ^со/Кп С)’ 100 = 1,187 : 7,865 • 100 = 15,09; H2O – (КН20/К-) • 100 = 0,514 : 7,865 • 100 = 6,53; SO2 – (kSO2AVc) • 100 = 0,006 : 7,865 • 100 = 0,07; O2- ¦ (^O2AVc) • юо = 0,26 : 7,865 • 100 = 3,30; N2- – O^N AVc) • юо = 5,898 : 7,865 • 100 = 74,99. Материальный баланс