Все о металле, его обработке и переработке
Партнеры
  • .

Металлургия железа

МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА — Часть 110

При этом выделяется углекислого газа: 4 • 0,6783 • 44: : 100 = 1,2 кг или 1,2 ¦ 22,4/44 = 0,6 м3.

Итого на нагрев шихтовых материалов потребуется:

Qrn = Gi + Q2 + Q3 + Q4 + Q5 = Ш44 + 7857 + 4288 + + 768,8 + 1401 = 25507 ккал (105797 кДж).

6. Восстановление оксидов железа:

По реакции Fe2O3 + C = 2FeO + СО — 356 ккал/кг Fe; 67,83 • 356 = 24147 ккал (101015 кДж);

По реакции FeO + С = Fe + СО — 649 ккал/кг; 0,95* х67,82 • 649 = 41820 ккал (175100 кДж). Итого на восстановление оксидов железа:

Q6 = 24147 + 41820 = 65967 ккал (276203 кДж).

7. Механический недожог.

За счет науглероживания металлизованных окатышей угле­родом топлива Q7 = 1,36 • 8000 = 10880 ккал (45554 кДж). где 8000 ккал/кг — теплотворная способность углерода, Равная теплотворной способности кокса. При этом израсхо­Дуется углерода топлива 1,36 кг.

8. Механический недожог. За счет выноса углерода Топлива с пылью:

Q8 = 0,4 • 8000 = 3200 ккал (13398 КДж) 238

9. Потери тепла с охлаждаемой водой принимаются, исходя из практических данных, равными 400000 ккал/т Fe, Тогда на 100 кг окисленных окатышей потери с охлаждающей Водой составят:

Q9 = 0,6783 • 40000 = 27132 ккал (113602 кДж).

10. Потери тепла корпусом печи:

/(3,5 + 0,00 6 2rn)(fn — tB) Qw = 1,25 • 100 — =

- 1 25 ‘ 100 2198(3,5 + 0.0062 • 100)(100—20)‘ 75000

= 1207 ккал (5556 кДж),

Где / — площадь поверхности печи, если ее длина 100 м, днаметр 3,5 м; t — температура поверхности печи, 100 0C; (в — температура окружающего воздуха, 20 0C; G — Производительность печи 75 т/ч.

И. Потери тепла с отходящими газами при 950 0C (влаги топлива, догорание летучих, догорание оксида углерода после восстановления, серы топлива): диоксид углерода:

Qco = (76,51 + 15,737 + 0,405 + 1,2) • 0,305 • 950 =

= 27193 ккал (112403 кДж);

Паров воды: Su ^ = (5,302 + 0,303 + 5,7) • 0,585 • 950 -

H2o

= 6282 ккал (26305 кДж);

Диоксида серы: Qso = 0,668 • 0,206 • 950 = 130 ккал (544 кДж);

Азота воздуха: QNj = (109,8 + 44,244 + 1,318 + 0,441) • 0,284 • 950

В 42035 ккал (176003 кДж);

Кислорода воздуха:

Q = (5,564 + 2,189 + 0,064) • 0,266 • 950 = °2

= 1975 ккал (8270 кДж);

Итого с уходящими газами: Q11 = 77615 ккал (323516 кДж).

12. Потери тепла с уходящими газами при сгорании топлива на фурмах и избытка восстановителя, подаваемого в шихту:

Qi2 = 2710,4(0,5 + В) = 2710,4В + 1355 ккал;

Q12 = 2710,4 • 10,45 + 1355 = 31033 ккал (129938 кДж).

Итого расход тепла во вращающейся печи:

Qpacx = Qi + Qi + Qs + Qa + Q5 + Q6 + Qi + Qi + Q9 + + QiO + Qn + Qi2 = 11144 + 7857 + 4288 + 766,8 + + 1401 + 65967 + 10880 + 3200 + 27132 + 1207 + 77615 + 2710,4В + 1355 = 212871 + 2710,4В.

Приход тепла на 100 кг окисленных окатышей

1. От догорания СО, выделившегося при восстановлении

Оксидов железа C0 + L/202 = CO2+ 3022 ккал/м3; Q1 = 38,96 • 3022 = 117737 ккал (492965 кДж).

2. Тепло от дожигания летучего топлива, подаваемого в шихту, за вычетом избытка топлива, сгораемого на фурмах:

Q‘ = 10,015 • 2417 = 2406 ккал (101135 кДж); со

Q’ = 0,589 • 28905 = 17025 ккал (72283 кДж); Н2

Q’ = 0,147 • 12011 = 1765 ккал (7392 кДж);

CH^ 240

Итого Q’i = 42996 ккал (180036 кДж).

3. Тепло от сжигания серы топлива, подаваемого в шихту:

Qj » (0,334 — 0,5 • 0,007) • 2181 = 728 ккал (3050 кДж).

МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА — Часть 109

Итого 10,94 кг или 7,663 м3.

При а = 1,2 соответственно потребуется кислорода 13,137 кг или 9,195 м3. Перейдет кислорода в дымовые газы 2,189 кг или 1,532 м3.

Азота в дымовые газы при а = 1,0 перейдет: 7,6бЗх *79: 21 = 28,829 M3 или 36,037 кг; при а = 1,2 соответ­ственно 43,244 кг или 33,445 м3.

Количество воздуха при а = 1,0, необходимое для сгора­ния летучих, составит 46,985 кг; при а = 1,2 соответст­венно 56,382 кг или 43,605 м3.

Состав и выход продуктов сгорания серы угля, Подаваемого в шихту

1. Содержание серы угля, подаваемого в шихту, состав­ляет 0,8%, что в пересчете на 100 кг окисленных окатышей составит: 41,28 • 0,008 = 0,33 кг.

2. Сера выгорает по реакции S + O2 = SO2 + 2181 ккал/ /кг. При этом образуется сернистого газа: 0,334(64/32) = = 0,668 кг или 0,233 м3.

3. Для сжигания серы при а = 1,0 потребуется кислоро­да: 0,334 • 32 : 32 = 0,334 кг или 0,233 м3. При а = 1,2 соответственно 0,400 кг или 0,279 м3.

Перейдет кислорода в дымовые газы 0,066 кг или 0,046 м3.

Количество азота, перешедшего в дымовые газы при А = 1,0, составит: 0,233 • 79 : 21 = 0,879 M3 или

1,099 кг; при а = 1,2 соответственно 1,054 м3 или 1,318 кг.

Для сжигания серы угля, подаваемого в шихту, потре­буется воздуха при а = 1,0 • 1,433 кг; при а = 1,2 соот­ветственно 1,719 кг или 1,329 м3.

Расход тепла на 100 кг окисленных окатышей

1. Нагрев окатышей до температуры ИЗО 0C:

Q1 = 73,54^(1130 — 500) = 73,54 • 0,24 • 630 = . = 11144 ккал (46752 кДж),

Где C1 — средняя теплоемкость окатышей в интервале 500- 1130 °С; C1 = 0,240 ккал/кг • 0C.

2. Нагрев угля от 20 до 300 0C и испарение влаги угля:

236

Qi = 47,48Cj(300—20) + 47,48 (И^р/Ю0)9исп = ‘ T» ..v 3 S 47,48 • 0,36 • 220 + 47,48 • 0,12 • 539 =

* 7857 ккал (32897 кДж),

Где C1- средняя теплоемкость бурого угля В, интервале 20-300 °С, которую находим по формуле:

\ l 1

C2 = 0,OlWp + 0,016^(100 - Wf) =

* 0,01 • 12 + 0,01 • 0,27 (100 — 12) = ‘*, ‘ = 0,36 ккал/кг • °С;

?исп ~ количество тепла, затраченное на испарение 1 кг влаги, 539 ккал/кг.

При испарении влаги угля в отходящие газы уходит влаги: 47,48(12/100) = 5,7 кг H2O или 5,7 (22,4/18) = = 7,1 м3.

3. Нагрев угля от 300 до ИЗО 0C.

Поскольку к разгрузочному концу печи доходит незначи­тельное количество несгоревшего и непрореагировавшего угля, то долю угля принимаем 50%, тогда

Q3 — 0,5 • 47,48 — (1130-300) =

= 0,5 • 47,48 • 0,88 • 0,906 • 0,27 • 830 = = 4288 ккал (17953 кДж),

Где Cc- теплоемкость угля в интервале ИЗО—300 °С — -0,27 ккал/(кг • °С).

4. Нагрев золы угля от 300 0C до ИЗО 0C:

Q* = 47’48Т^о"Сзолы (ИЗО-ЗОО) =

= 70 • 0,6783 • 0,0905 • 0,215 • 830 — г = 766,8 ккал (3210,6 кДж),

Где Caojlbl- теплоемкость золы в интертале 300—ИЗО °С, сэолы = 0,215 ккал/кг • °С.

5. Нагрев известняка от 20 до ИЗО 0C и его разло­жение:

Q5 = 2,71С4(900—20) + 9дис + 100 ~ C5X

5,4 100 дис 100 3

Х(1130 - 900) = 2,71 • 0,25 • 880 + 0,4321 • 622 +

+ 0,5679 • 0,214 • 230 = 1401 ккал (5865 кДж),

Где C4- теплоемкость известняка в интервале 20—900 0C; C4 = 0,25 ккал/кг • 0C; C5- теплоемкость извести в ин­тервале 900-1130 0C; C5 = 0,27 ккал/кг • 0C; QMC — необ­ходимое тепло для разложения известняка по реакции CaCO3 —*¦ CaO + CO2; qanc = 622 ккал/кг.

МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА — Часть 108

= 0,15%;

0,01 • 62

0,7218 • 142


С учетом содержания углерода в металлизованном продук­те, равном 1,85 %, окончательный состав металлизованных Окатышей:

Feo6ut — 93,97 • 0,9815 = 92,23;

FeO = 6,04 • 0,9815 = 5,93; Fehier = 89,28 • 0,9815 = 87,63; SiO2 = 2,48 ¦ 0,9815 = 2,43; Al2O3 = 1,00 • 0,9815 = 0,98; CaO = 0,43 ¦ 0,9815 = 0,42; MgO = 0,17 • 0,9815 = 0,17; TiO2 = 0,43 • 0,9815 = 0,42; MnO = 0,15 • 0,9815 = 0,15; P = 0,006 • 0,9815 = 0,006; S = 0,004 • 0,9815 = 0,004; С = 1,85.

Состав и выход газов, образовавшихся при восстановлении и При Их дожигании

5. Всего потребуется на дожигание воздуха: при A = J 27,82 + 91,60 = 119,42 кг или 92,75 м3; при а = 1>2 33,38 + 109,92 = 143,30 кг или 111,31 м3.

Расход углерода на восстановление и науглероживание железа

1. Ha восстановление оксидов железа расходуется — 7,06 + 13,81 = 20,87 кг.

2. Расход окисленных окатышей на 1 кг металлизованного продукта: (92,09/67,83) • 100 = 1,3577 кг.

3. Расход углерода на науглероживание: 1,85/1,3577 = = 1,36/100 кг окисленных окатышей.

4. С дымовыми газами выносится от 1 до 2% сухого угля, принимаем вынос углерода 0,4 кг/100 кг окатышей.

5. Израсходовано всего углерода: 20,87 + 1,36 + 0,4 = = 22,63 кг.

6. Израсходовано сухого угля:

22,63 _ 2 7, 63 = _____ 22,63_______

Снел 100 — - ~ 100 — 35,68 — 9’5

« T^ — .

С целью обеспечения полного протекания процессов вос­становления необходим избыток топлива в шихте от 1 до 2 %, принимаем избыток топлива 0,5 кг. Этот избыток топ­лива дожигается вместе с топливом, подаваемым на фурмы, расчет его горения будет проведен совместно, тогда расход сухого угля, подаваемого в шихту, составит: 41,28 + 0,5 = 41,78 кг.

Состав и выход продуктов сгорания летучих, содержащихся в угле шихты

Принят следующий состав летучих: 24 % CO2; 68 % СО; 1 % CH,; 4% H2; 3%N2.

Тогда выход отдельных компонентов составит:

CO2 — 14,73 • 0,24 = 3,53 кг; СО — 14,73 • 0,68 = 10,02 кг; CH4 — 14,73 • 0,01 = 0,15 кг; H2 — 14,73 • 0,04 = 0,59 кг; N2 — 14,73 • 0,03 = 0,44 кг.

3. Выход продуктов сгорания летучих веществ. Реакции Сгорания летучих:

СО + 1/202 = CO2 + 2417 ккал/кг;

H2 + 1/202 = H2O + 28905 ккал/кг;

CH4 + 202 = CO2 + 2Н20 + 12011 ккал/кг; -

CO2(C0) = Ю,02 (44/28) = 15,75 кг или 8,02 Ms;

Н20.„, = 0,59 (18/2) = 5,31 или 6,60 м3;

H2O. „, = 0,15 (36/16) = 0,34 или 0,42 м3; (CH4J

CoJfcllJ = 0,15 (44/16) = 0,41 кг или 0,21 м3.

4. При этом потребуется кислорода при а* 1,0 Ma дожи­гание летучих угля:

При горении

СО — 10,02 (16/28) = 5,72 кг; CH4 — 0,15 (56/16) = 0,51 кг; H2 — 0,59 (16/2) = 4,71 кг.

МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА — Часть 107

10. Химический состав известняка, %: SiO2 1,59; Al7G3 0,74; CaO 53,70; MgO 0,48; P2O5 0,05; SO3 0,23; п. п.п. 43,21.

11. Химический состав бурого угля, %: Wp 12,0; Ac 9,50; Sc 0,80; Cr 71,00; HJ 5,00; Nr 1,0; Oj 22,1;35,68.

12. Допускаем: летучие вещества угля в восстановлении не участвуют; выносом пыли из печи пренебрегаем; восста­новление оксидов железа идет прямым путем; оксиды марган­ца; кремния, титана не восстанавливаются. Расчет ведется на 100 кг окисленных окатышей.

Определение состава металлизованных окатышей

1. По реакции: Fe2O3 + С = 2Fe + СО образовалось СО: 94,12 (28/160) = 16,47 кг или 16,47 (22,4/28) = = 13,18 м3, где 94,12- содержание Fe2O3 в окисленных ока­тышах.

Потребовалось углерода: 94,12 (12/160) = 7,06 кг.

Переведено кислорода в газовую фазу (убыль массы) 16,47-7,06 = 9,41 кг.

2. По реакции FeO+ C = Fe+ СО образовалось СО: 67,83 • 0,95 (28/56) = 32,22 кг или 32,22 (22,4/28) = = 25,78 м3, где 67,83- содержание Fe в окисленных окаты­шах; 0,95- степень металлизации.

Потребовалось углерода: 67,83 • 0,95 (12/56) = = 13,81 кг. Переведено кислорода в газовую фазу (убыль массы): 32,22 — 13,81 = 18,41 кг.

3. Итого образовалось СО: 13,18+ 25,78 = 38,96 м3, Потребовалось углерода: 7,06 + 13,81 = 20,87 кг. Перевей дено кислорода в газовую фазу (общая убыль массы) 9,41 + 18,41 = 27,82 кг.

4. Железа в виде FeO:

Железа металлического получено: 67,83 • 0,95 а = 64,44 кг; железа двухвалентного осталось: .67,83- — 64,44 = 3,39 кг; количество FeO: 3,39 (72/56) = = 4,36 кг.

5. Потерями массы при восстановлении фосфора и частич­ном удалении серы пренебрегаем.

6. Состав металлизованных окатышей:


67,83

(1 — 0,2782)

Fe,

64,44 0,7218

93,97 %;

Feo6ul =

Мет

89,28 %;

67,83 0,7218


= 0,43 %;


= 0,006%;

МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА — Часть 106

(243)

Во вращающейся печи образуется большое количество га­зов (до 3000-3500 м3/т металлизованного продукта), при этом скорость газа обычно ограничивают величиной * 0,5—2,0 м3/(м2 • с) для уменьшения выноса пыли. Внут­ренний диаметр печи D определяется допустимой скоростью газа Ur и действительным его количеством, определяемым по результатам расчетов материального и теплового балансов и заданной производительности печи:

(242)

Величина Vr должна учитывать полное количество газов, образующихся в печи. Длина печи определяется по условиям 1еплопередачи, причем расчет ее ведется отдельно для зон Нагрева и восстановления, т. е.

L = ^/[(СЛуч + QKohbVX + fiWJJ.

Где А— производительность печи, кг/ч; g — теплопотребде — ние шихтой в данной зоне, кДж/кг (определяется из тепло­вого баланса); Ix и Ia- длина хорды и длина дуги сегмен­та шихты в поперечном ее сечении, и находят их в зависи­мости от степени заполнения печи шихтой, которую можно определить по формуле:

6 = 4Л/ЯЯ2ЫшГм. (244)

Где ыш — скорость движения шихты вдоль оси печи, м/с, ыш = StIbDin, где / — угол наклона печи, град (I = 1,5* +3,0); п — частота вращения печи, мин-1 (обычно п = 0,5+1,5 мин"1).

Общая длина печи должна обеспечить необходимое время пребывания в печи для достижения заданной степени метал­лизации, поэтому рассчитанную длину печи проверяют, исхо­дя из минимального времени пребывания материалов:

Т = L/O>M. (245)

Значение т принимается по экспериментальным данным, обычно оно составляет 3-8 ч (верхний предел — для трудно­восстановимых руд и низкореакционного топлива).

Расчет процесса металлизации во вращающейся печи

Исходные данные.

1. Температура окисленных окатышей на входе во вращаю­щуюся печь. Возможно поступление в печь как холодных, так и предварительно подогретых (например, на колосниковой Решетке газами, выходящими из трубчатой печи) окатышей. W = 500 0C.

2. Температура твердого топлива и флюса (известняка) На входе в печь. Эти компоненты поступают в печь холодны­ми. *ТОПЛ = 20°С.

3. Температура продукта, выходящего из печи. Колеблет­Ся в интервале 900-1300 0C. Tnpoa = ИЗО 0C.

4. Температура газов, выходящих из печи. Изменяется в диапазоне 700-1100 0C. Глг = 950 0C.

5. Степень металлизации окатышей. В зависимости 01 требований потребителей составляет 80-96 %. RiMex = 95 %.

6. Степень десульфурации окатышей. Принято, что 100% S топлива удаляется в газовую фазу, а степенью удаления серы рудной части шихты пренебрегаем.

7. Содержание углерода в металлизованных окатышах. Ко­леблется в пределах 0,5-2,5 % (5-25 кг/т металлизованных окатышей или металлического железа в окатышах). Принято — содержание углерода в металлизованных окатышах 1,85%.

8. Расход известняка на удаление серы. Изменяется в зависимости от прихода серы в печь в пределах 20-100 кг/т окатышей.

9. Химический состав окисленных окатышей, %: Fe0^Iu 67,83; FeO 2,50; Fe2O3 94,12; SiO2 1,79; Al2O3 0,72; CaO 0,31; MgO 0,12; MnO 0,12; TiO2 0,31; P2O5 0,01; SO3 0,01.

МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА — Часть 105

Однако это связано • с повышением расхода газа и пони­женной степенью его использования, что является само по себе недостатком процессов кипящего слоя вследствие низ­кой температуры восстановления и невозможности организа­ции противотока. При восстановлении водородом степень использования его не превышает 5—10 % (температура вос­становления 480—540 0C), поэтому восстановление целесооб­разно проводить в двух — или трехподовых реакторах с использованием рециркуляции газа.

S15. ПОЛУЧЕНИЕ ГУБЧАТОГО ЖЕЛЕЗА ВО ВРАЩАЮЩИХСЯ ТРУБЧАТЫХ ПЕЧАХ

Вращающиеся печи получили применение в промышленном масштабе для металлизации железорудных материалов, глав­ным образом, потому, что позволяют перерабатывать различ­ные руды по химическому и фракционному составу (руды, окатыши, концентраты, пыли и шламы и др.), а в качестве топлива и восстановителя применять коксовую мелочь и уголь всех марок, вплоть до лигнита.

Вместе с железорудным сырьем в печь загружают уголь в качестве восстановителя, известняк или доломит в качестве Десульфуратора. Восстановитель загружают в печь в коли­честве, превышающем теоретически необходимое для удаления кислорода руды (часть избыточного восстановителя исполь­зуется как топливо и для защиты металлического железа от вторичного окисления).

Поскольку процесс восстановления оксидов железа твер­Дым углеродом эндотермичен, вращающиеся печи отапливаются путем сжигания над слоем шихты газообразного, жидкого или 1Bepfloro топлива в горелке, расположенной в разгрузочном ТоРЦе печи, или в горелках, расположенных на корпусе по LwnBte печи. При этом сжигание топлива в обоих случаях а 227

F

Ih- Проводится с недостатком воздуха с получением мягкого длинного факела. Остальной воздух, необходимый для сгора — ния топлива и дожигания оксида углерода, выделяющегося из шихты при восстановлении, вдувается через фурмы, располо­женные на корпусе печи, что позволяет регулировать темпе­ратуру по ее длине. В зависимости от свойств железорудных материалов и золы топлива-восстановителя (опасность настылеобразования) температуры нагрева шихты составляет 1000-1100°С.

По длине вращающуюся печь можно разделить на зоны на­грева и восстановления. Степень восстановления наиболее быстро растет в середине и замедленно в конце печи. К концу процесса восстановления, когда образование оксида углерода уменьшается, создаются условия, способствующие проникновению в шихту окислительных газов. В связи с этим напыляемый на поверхность шихты в конце печи избыточный восстановитель предохраняет металлизованный продукт от окисления этими газами. Степень заполнения шихтой печи (сегмент) составляет обычно 10-20 %.

Для достижения высокой производительности вращающейся печи необходимо применять топливо, отличающееся хорошей реакционной способностью, так как реакция газификации углерода С + CO2 = 2СО является определяющей в процессе восстановления оксидов железа твердым углеродом. Расход углерода можно определить по формуле:

C2 = 0,37500р(€ + 1), (240)

Где ? — степень прямого восстановления (обычно 0,8-0,85); Op- количество кислорода, отнимаемого от руды, кг/кг.

Практика показала, что потребность углерода на восста­Новление составляет ~ 40-45 % от общего расхода углерода В печи, 25-30 % углерода сгорает, а оставшийся выгру­жается из печи вместе с металлизованным продуктом, защи­Щая его от окисления. Общий расход восстановителя состав­Ляет 50—60% массы железорудного материала.

Большую роль на производительность печи оказывает теп­лопередача от газов к слою шихты. Тепло от газового пото­ка передается шихте и футеровке. Тепло, полученное фут®’ 228 Ровкой, передается шихте и теряется в окружающую среду. Количество тепла, получаемое шихтой,

Qm = Q луч + Gkohb + Qn

Где СЛуч и GKohb ~ количество тепла, передаваемого излу­чением и конвекцией на открытую поверхность шихты, Вт/м2; СЛуч ~ количество тепла, передаваемого излучением от фу­теровки на закрытую поверхность шихты, Вт/м2.

(241)

По мере повышения температуры к концу печи (зона вос­становления) решающую роль в теплообмене начинает играть излучение, с помощью которого передается максимальное ко­личество тепла (> 90 %). В интенсивно работающих печах теплоотдача в зонах с высокой температурой достигает 175-230 тыс. Вт/(м2 • К). В этом случае возрастает темпе­ратура отходящих газов (до 800-1000 0C), и для утилизации их тепла используют предварительный нагрев железорудной части сырья (обычно на конвейерных машинах, или в шахтных подогревателях). В результате этого повышается тепловой к. п.д. всей установки, значительно снижается расход топ­лива, и одновременно возрастает удельная производитель­ность печи.

МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА — Часть 104

Загрузка реторты проводится через бункер, установлен­ный над каждой ретортой и равный ее емкости. По окончании цикла губка выгружается через днише реторты на сборный конвейер, затем проходит магнитный сепаратор и подается в смесительные бункера (для усреднения химического соста­ва), откуда в контейнерах транспортируется к электропе­чам. Таким образом, при работе установки каждая из четы­рех реторт находится на одной из описанных четырех стадий технологического цикла.

Отличительной чертой процесса ХиЛ является невысокая степень использования газа и неравномерность степени ме­таллизации по высоте слоя (от 80—82 до 92—94 %). Считают, что неполная металлизация сырья (в нижней части слоя) мо­жет быть компенсирована повышенным содержанием в нем углерода (1 % С эквивалентен степени металлизации 5 %).

Некоторые технико-экономические показатели, характе­ризующие процесс ХиЛ, приведены ниже:

Расход:

Природного газа, м3/т…. 457—470

Электроэнергии, кВт ‘ч/т. . 6—10

Воды, м3/т ……………………………………………………………. 2,59-2,9

Степень металлизации продукта, % 84—88 Потребность в рабочей силе, чело­век/смену 12

S14. ПОЛУЧЕНИЕ ГУБЧАТОГО ЖЕЛЕЗА В РЕАКТОРАХ С КИПЯЩИМ СЛОЕМ

Восстановление мелкой руды или концентрата в кипящем слое осуществляется в реакторе, представляющем собой Футерованный цилиндр, разделенный на несколько камер с Помощью горизонтальных подин. Обычно верхняя камера Используется для сушки и нагрева материала, а последующие камеры являются реакционными. Основными элементами реак — ToPa являются газораспределительные и переточные устройства. Для равномерного распределения газа по сече, нию реактора применяют решетки и диафрагмы, причем решет, ки обеспечивают лучшее распределение газа и изготавли­ваются металлическими, керамическими и из жаростойкого бетона.

Переточное устройство, обеспечивая непрерывные переме­щения материалов в многокамерных реакторах, выполняется в виде переливных труб (цилиндрические, конические, с внутренним и внешним расположением). При высокотемпера­турном восстановлении в кипящем слое лучше всего служат электронные переточные устройства принудительного дейст­вия, которые обеспечивают точную дозировку транспортируе­мой шихты.

Как правило, в процессах кипящего слоя исходная руда подвергается сушке, измельчению, восстановлению и горяче­му брикетированию восстановленного материала. Восстанов­ление осуществляется при «700—760 0C, так как выше этой температуры начинается слипание частиц губчатого железа. Крупность руды обычно находится в пределах 5-0 мм. Сте­пень металлизации материала регулируют в пределах от 70 до 95—98 %. В качестве восстановительного газа применяют газ, получаемый обычно паровой конверсией природного газа и содержащий от 74 до 95—98% водорода.

Наряду с рядом преимуществ (интенсивное перемешивание I твердой фазы, выравнивание температур и концентраций в I слое, высокие значения коэффициентов теплопередачи) про­цессы с кипящим слоем имеют ограниченные возможности | интенсификации вследствие того, что расход газа зависит От гидродинамических характеристик слоя, и его увеличение При сохранении фракционного состава и прочих равных усло­вий приводит к нарушению однородности кипящего слоя и значительному пылевыносу.

Неприятным недостатком процессов восстановления в ки­пящем слое является слипание частиц, нарушающее стабиль­Ность кипящего слоя. Склонность частиц к слипанию начи­нается при достижении степени металлизации 25—30% и заметно развивается при 50-60 %. Чем выше температура Восстановления, тем выше склонность к слипанию. Слипание Уменьшаете при наличии на контактной поверхности оксидо® железа, пустой породы, при использовании крупнозернистой Руды или окатышей, увеличении скоростей газа, восстано»’ 226

Лении руды в смеси с неспекающимися материалами, создании на поверхности частиц предохранительной пленки в виде карбидов железа или сажистого углерода. Наиболее эффек­тивным способом борьбы со слипанием является применение крупнозернистых материалов: использование сырья фракцией > 4 мм температура процесса может быть поднята до 900 0C с достижением степени металлизации до 97 %.

МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА — Часть 103

Ы ~ Ur + 273) • 98 (700 + 273) ¦ 98 = 1 М/°*

Где р — давление газа у фурм, кПа.

Теперь можем определить суммарное сечение фурм:

-ZJr*,4

FU = Vefl° = 39,5:207 = 0,191 М2′ Диаметр фурмы

* « 191

= 4 ——————- — У ‘ „ „0, =* 0,14 м - 140 мм.

Jtn 12 • 0,785

S13. ПОЛУЧЕНИЕ ГУБЧАТОГО ЖЕЛЕЗА В РЕТОРТАХ ПЕРИОДИЧЕСКОГО ДЕЙСТВИЯ

Как и в шахтной печи, металлизация железорудного сырья в ретортах осуществляется с применением горячего восста­новительного газа. В отличие от шахтной печи, где проис­ходит противоточный процесс, в ретортах восстановление протекает в неподвижном слое шихтовых материалов, что обусловливает некоторые особенности тепло — и массообмена и газодинамики слоя.

Впервые этот процесс был реализован в 1957 г. фирмой Охалата и Ламина (ХиЛ) в Монтеррее (Мексика) и является одним из наиболее освоенных в промышленном масштабе про­цессов металлизации. Характерной особенностью процесса • ХиЛ является его периодичность. Восстановление железоруд­ных материалов (руды и окатышей) проводится в ретортах периодического действия (рис. 48).

Технология процесса заключается в восстановлении газом Неподвижного. слоя руды или окатышей при давлении ~ 0,49 МПа и температуре слоя 870-1040 °С. Нагрев руды и покрытие тепловых затрат на процесс проводят за счет фи­зического тепла восстановительного газа, нагреваемого до 980-1240 °С.

Ршс. 48. Схема установки для производства губчатого железа процессом ХиЛ-1: 1 — кусковая руда; 2 — рудная мелочь на агломерацию; 3 — сортированная кус­ковая руда; 4 — природный газ; 5 — очистка природного газа от серы; б — ре — формер; 7 — паровой барабан; 8 — питательная вода котла; P — водяной пар; 10 — воздушный охладитель и водоотделитель; 11 — градирня; 12 — реторты (I—IV); 13 — колошниковый газ; 14 — водоотделитель; 15 — подогреватель; 16- кусковая руда; 17 — губчатое железо; 18 — брикетирование мелочи губча­того железа; 19 — немагнитная фракция

Восстановительный газ получают паровой каталитической конверсией. Конвертированный газ проходит через котел — утилизатор и скруббер. Полученный в котле-утилизаторе пар используется для конверсии природного газа и производства электроэнергии, которая питает все насосы и компрессоры установки. Охлажденный и осушенный восстановительный газ поступает • в реторту, где происходит охлаждение, оконча­тельное восстановление и науглероживание (до 2% С) губ­чатого железа’.

Выходящий из реторты для охлаждения губки газ охлаж­дается с целью удаления водяных паров, образовавшихся при. окончательном восстановлении материала, подогревается в рекуператоре до 710-820 0C, а затем до 980-1240 0C в спе­циальных устройствах путем сжигания части газа воздухом, Предварительно нагретым в таком же рекуператоре, и до тех температур, что и газ. Горячий восстановительный газ по­дается в реторту, где происходит нагрев и предварительное (первичное) восстановление материала.

IN

19 18

Отходящий из реторты для предварительного восстанов­Ления газ охлаждается с целью удаления образовавшихся во­дяных паров, повторно нагревается и подается в следующую реторту, в которой происходит вторичное (окончательное) восстановление материала. Отходящий газ из этой реторты используется в качестве топлива в смеси с природным газом для покрытия тепловых потребностей процесса (отопление газо — и воздухонагревателей, установки конверсии и др.).

МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА — Часть 102

= 4,4 M.

Определение основных размеров шахтной печи: диаметр распара D = dj0,15 = 5,9 м; диаметр цилиндрической зоны охлаждения dl = d J 0,95 = 4,6 м; диаметр нижнего сечения зоны охлаждения d2 = 2,3 м; высота колошника hK = 1,8 м; высота шахты Лш = 6,3 м; высота распара hp = 1,2 м; высо­та заплечиков й3 = 2,0 м; высота фурменной зоны НфЗ = 0,9 м; высота зоны восстановления hB = 12,2 м; вы­сота зоны охлаждения h0 = 9,7 м (в том числе цилиндричес­кой части 6,4 м); полная высота Я = 21,9 м. Углы наклона: шахты аш = 86°27′; заплечиков а3 = 81°37′; конической части зоны охлаждения <х0 = 68°12′.

Определение объема шахтной печи по зонам. Объем ци­линдрических зон определяют по формуле K = 0,785?>2/й. Объемы конических зон по формуле V = (rf + г/2 + г|)х Х3.14Л/3, где T1 и Г2— соответственно радиус верхнего и нижнего сечения зоны; H— высота зоны.

Объем колошника Kic = 0,785 • 4,42 • 1,8 = 27,4 м3.

Объем шахты Кш = (2,22 + 2,2 • 2,85 + 2,852) • 3,14х х6,3/3 = 126,8 м3.

Объем распара Kp = 0,785 • 5,92 • 1,2 = 32,8 м3.

Объем заплечиков K3 = (2,852 + 2,85 • 2,3 + 2,32)х

Х3,14 • 2,0/3 = 41,8 м3.

Фурменная зона Кф.3 = 0,785 • 4,б2 ¦ 0,9 = 14,9 M3.

Цилиндрическая часть зоны охлаждения KIlo = 0,785х х4,62 • 6,4 = 106 м3.

Коническая часть зоны охлаждения Vko = (2,32 + 2,3х XI,2 + 1,22) • 3,14 • 3,3/3 = 32,8 м3.

Нижний цилиндр зоны охлаждения dHU = 2,3 м; Лн. и = * 0,7 м; V = 0,875 • 2,32 • 0,7 = 2,9 м3.

Разгрузочный узел K = 15,5 м3.

Объем зоны восстановления V3b= 27,4 + 126,8 + 32,8 + + 41,8 + 14,9 = 243,7 м3.

Объем зоны охлаждения K3 0 = 106,0 + 32,8 + 2,9 + + 15,5 = 157,2 м3.

Общий объем печи Kn = 243,7 + 157,2 = 400,9 м3.

Определение диаметра и числа Фурм

У

Длина окружности фурменной зоны: d = 4,6 м; L413 = = JTrf = 3,14 • 4,6 = 14,4 м.

Число фурм, по аналогии с малыми доменными печами, Л = 2d +1 = 10.

Расстояние между фурмами составит: 14,4:10 = = 1,44 м. На опытной шахтной печи комбината "Запорож — сталь" (d = 1,5 м; пять фурм) это расстояние составляет 0,94 м. На шахтной печи фирмы "Армко" (США) (<* = 5м; 12 Фурм) это расстояние составляет 1,32 м. С учетом опыта работы указанных печей принимаем для расчета 12 фурм. Тогда расстояние между фурмами составит: 14,4:12 = = 1,2 м.

По данным А. Д.Готлиба, для доменных печей с диаметром горна до 5 м кинетическая энергия вдуваемого газа может быть определена по формуле:

E = 86,Sd2313D + 1160 = 86,5 • 4,б2 — 313 • 4,6 + + 1160 = 1550 кг • м/с.

Количество подаваемого в фурмы восстановительного газа Vt для данного случая 1894 м3/т или 1894 — 75/3600 = = 39,5 M3Zc.

Расход газа на одну фурму: M = 39,5 • 0,637/12 = = 2,1 кг/с, где 0,637— плотность фурменного газа, кг/м3.

Скорость газа в фурмах определяют, исходя из кинети­ческой энергии газа:

E = /Ww2/2; W = / IgE/m =/ 2 • 9,8 • 1550/2,1 = ‘ = 120 м/с.

В связи с тем, что, в отличие от доменной, в фурменной Зоне шахтной печи вместо кокса находятся металлизованные Окатыши, кажущаяся плотность которых выше, чем кокса, Примерно в 2,4 раза, необходимо сделать поправку на ско­рость газа. С учетом этого скорость газа на фурмах

W0 = 120,0 =186 м/с.

222

С учетом температуры и давления скорость газа

0)ар • 273

0 ______________________ = 186 • 392 • 273 п_ .

МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА — Часть 101

Использования газа Tj = 0,13; Tj = 0,44. Расход газа

Hj Со

Qr = 2700 м3/ч.

Расчетная производительность установки в этом случае составит:

Р = 2700(0,694 • 0,13 + 0,221 • 0,44) = ^5 ^4

Г 92 + 0,741 • 2 4 1 4

0,9 ‘ 0,6 ———— 1—— -0,52 —

‘ I. 92 + 1,111 • 2 ‘ 90 J

Или 23,2т/сут (фактическая производительность в этих условиях составляла 22 т/сут).

Расчет профиля шахтной печи

Предельно допустимая скорость газового потока..

Обычно для шахтной печи фактическая скорость движения газов составляет 8-9 м/с, порозность движущегося слоя ~0,4, поэтому скорость движения газа в расчете на сво­бодное сечение составит 3,2-3,6 м/с.

S

Определение диаметра колошника (рис. 47) Диаметр колошника

3600 • 0,785pli

Где V— объем колошникового га — за, м3/т продукта; G — производи — тельность печи, т/ч: и>- скорость газа; р — давление газа на колош, нике, кПа; T — температура колош — никового газа, К; 0,785 = п:4.

Определение основных размеров шахтной печи

Исходя из обобщенных данных по профилям малых доменных печей (250-400 м3), диаметр горна dr = = 4,0-5-5,2 м; диаметр распара D = = 5,0+6,2 м; диаметр колошника DK = 3,8+5,2 м; полезная высота — Я0 = 19+25 м; V-.A = 16+24; H. D = 4,1+4,7; D:dr = 1,2+1,33; DK:D = 0,67+ 0,79; DK:Dr = 0,84 + + 0,97, где V — объем печи; Я — площадь горна.

Ршс. 47. Профиль шахтной печи

Для шахтной печи dr— диаметр цилиндрической части зо­ны охлаждения; А— площадь ее сечения. Угол наклона стен шахты — 84-87°, стен заплечиков 77-86°.

Пример расчета. Исходные данные: производительность печи 1800т/сут; удельная производительность 4,5т/мэ; объем печи 400м3. Давление газа у фурм— 392кПа, на ко­лошнике — 294 кПа. Температура восстановительного газа 700 °С, колошника— 450 0C. Количество восстановительного газа 2100м3/т, колошникового Газа— 1894м3/т.

Определение диаметра колошника: V = 2100 M3/т; T

= 450 + 273 = 723 К; р = 294 кПа; W = 3,5 м/с; G = = 75 т/ч. 220

(1 + OLT)G • 98

723 273

3600 ‘ 0, 785p 3600 • 0,785 • 294 ’3,5