Страница 3 из 15«12345…10…»Последняя »
Для получения рудно-топливных окатышей можно использовать тонкоизмельченные рудные материалы (руда, концентрат, окалина) в количестве 72-76 %, а также твердые восстановители (уголь, антрацит, полукокс и кокс)- 20—22 %. В качестве связующего — каменно-угольный пек в количестве 4—5 % от всей массы шихты. На грануляторе получают сырые окатыши размером 20—30 мм, которые затем подвергают сушке при 100—250 0C в течение 5—8 ч.
Подготовительные окатыши непрерывно загружают в печь на поверхность расплавленного шлака (1500-1650 0C). Окатыши, имеющие объемную массу 2,44—2,48 г/см3, частично погружаются в толщу шлака, где происходит их восстановление, которое практически завершается к моменту расплавле — 282
Рис. 59. Схема процесса «КШС и варианты подачи рудно — топливных окускованных материалов в факел через торец печи (а) и в шлак через рабочие оква печи (ff): 1 — факел; 2 — восстановительный газ (СО); 3 — шлак; 4 — металл; 5 — металлизо — ванные корольки
Ния окатышей. Восстановленные окатыши постепенно плавятся, и жидкий металл осаждается из шлака.
Образующийся газ, состоящий из СО и летучих компонентов топлива, вспенивает шлак, что улучшает теплопередачу в системе газ—шлак-металл. Суммарный коэффициент теплопередачи в 3,5—4 раза выше, чем для мартеновского процесса. Восстановительные газы создают непосредственно над поверхностью слоя защитную атмосферу и предохраняют восстановленное железо от окисления.
Дожигание монооксида углерода над кипящим шлаком повышает общую эффективность использования углерода в качестве восстановителя и энергоносителя. Отопление печи осуществляется сжиганием в ее рабочем пространстве мазута Или газа, а также дожиганием выделяющегося газа. В таком процессе обеспечивается высокая скорость и степень восстановления, а наличие основных шлаков (основность 1,8) Позволяет осуществить селективное восстановление железа и Получить металл с содержанием углерода 0,03-1,35 %. Степень извлечения железа составляет ~ 90 %, содержание железа в шлаке 10-12%.
Процесс КШС можно осуществлять по различным схемам: в одной качающейся отражательной печи, где накопленный в ванне металл в последующем доводится до марочной стали и частично выпускается (монопроцесс), либо в отражательной печи получают жидкий полупродукт с контролируемым содержанием углерода, а доводка металла проводится в электропечи (двухстадийный процесс). Во втором случае операции) перелива полупродукта в электропечь можно сопровождать десульфурацией металла синтетическими шлаками. Удельная производительность процесса КШС составляет
3,2—4,9 т/(м2 • сут), а при использовании кислорода (270-400 м3/т) она возрастает до 4,5-5,5 т/(м2 • сут).
Преимуществом процесса КШС является возможность непрерывного контроля и регулирования технологических параметров и получения металла с низким содержанием Si; Mn; Р, примесей цветных металлов и газов. Недостатком процесса является повышенное содержание серы в получаемом продукте (0,058-0,076%), что требует дополнительной обработки металла с целью его десульфурации, а также большие потери железа со шлаком. Аналогичные процессы разрабатываются во многих странах.
Они обладают рядом преимуществ по сравнению с ранее рассмотренными процессами. Для сравнения в табл. 30 приведены основные показатели процессов, осуществляемых в трубчатых вращающихся печах, во вращающемся конвертере и отражательных печах. Как следует, в агрегатах последнего типа восстановление протекает с большей скоростью при меньших затратах угля, топлива и кислорода.
279
Вых электропечах. Можно выделить два принципиально возможных варианта организации таких процессов.
Первый заключается в погружении электродов в слой шлака, над которым расположен слой рудно-угольной смеси (рис. 57, а). При этом в слое шлака выделяется тепло и образуются газы (СО), которые вспенивают шлак, уровень его повышается, и в шлак вовлекаются частицы рудно — угольного слоя. В результате образуется угольно-шлаковый кипящий слой (рис. 57, б), представляющий собой гетерогенную систему, состоящую из частиц шлака, угля, плавящей руды, восстановленного железа и пузырьков газа.
Второй вариант (рис. 57, в) состоит в погружении электродов в рудно-угольный слой, расположенный над слоем шлака. В этом случае тепло и газы выделяются в слое шихты, в результате чего образуется угольно-рудный кипящий слой. Примером исполнения процесса по первому варианту
Рже. 57. Схема процесса восстановления руд твердым углеродом в печах сопротивления:
А, б — угольно-шлаковый кипящий слой; е — угольно-рудный кипящий слой; 1 — шлак; 2 — металл; 3 — рудно-угольная смесь; 4 — угольно-шлаковый кипящий слой; 5 — угольно-рудный кипящий слой
Является способ Любатти, схема которого представлена на рис. 58.
Печь оборудована шестью подвижными электродами и устройством для подачи измельченной рудно-угольной смеси. Электроды полностью погружены в слой шлака, но не соприкасаются с ванной металла и загружаемой шихтой. Это предохраняет электроды от разрушения. Шихта, загружаемая на слой шлака, нагревается последним, а также отходящим газом. В слое шихты последовательно протекают процессы нагрева, разложения гидратов и карбонатов, восстановления оксидов железа твердым углеродом и восстановительным газом.
Восстанавливаемая шихта постепенно опускается в Pe*
Рже. 58. Печь сопротивления Любатти:
1- футерованная чаша; 2- кожух; J — смеситель шихты; 4- питатель; 5- графитовые электроды; 6 — трансформатор; 7 — медные водоохлаждаемые элект — рододержатели; 8 — колпак вытяжного устройства
Зультате ее плавления в высокотемпературной зоне, граничащей со слоем шлака. Образующиеся капли металла проходят через слой шлака и накапливаются на подине печи.
Преимуществом способа Любатти является возможность получения металла с низким содержанием серы (0,01—0,03 %), благодаря интенсивному ее удалению во время нагрева, а также возможности десульфурации при прохождении капель металла через слой шлака. В этом процессе можно получать жидкий полупродукт, содержащий 1,3-2,8 % С. Регулируя тепловой и шлаковый режимы плавки, можно обеспечить селективное извлечение железа при незначительном восстановлении и переходе в металл Si, Mn и Р.
Недостатком процесса является отсутствие необходимых условий для дожигания выделяющегося при восстановлении газа, утилизации его тепла, высокий расход электроэнергии (2200-3225 кВт • ч/т в зависимости от условий плавки).
Процесс по второму варианту с погружением электродов не в шлак, а в рудно-угольную смесь осуществлен в лабораторных условиях. Опыты показали, что благодаря выделяющемуся газу в слое рудно-угольной смеси происходит интенсивное перемешивание частиц этого слоя, что обеспечивает быстрый его нагрев, выравнивание температур в объеме слоя, облегчается подвод тепла к различным реакционным участкам. Процесс характеризуется высокой производительностью и значительным колебанием состава получаемого жидкого металла (содержание углерода изменяется от 0,5 до 0,4 %). Известны и другие предположения по осуществлению подобных процессов, которые, однако, не вышли из стадии лабораторного опробования.
Все рассмотренные процессы, основанные на использовании рудно-угольных смесей, имеют общий недостаток — в разных участках слоя практически невозможно обеспечить одинаковое соотношение частиц руды и твердого восстановителя. Это приводит к неравномерности развития восстановительного процесса в объеме слоя и, соответственно, требует подвода разного количества тепла. Осуществить это в реальных условиях не представляется возможным.
Задача облегчается при использовании рудно-топливных окускованных материалов, в которых при соответствующей подготовке содержание окбидов железа и твердого углерода в объеме практически одинаковое.
В этом случае потребление тепла при развитии эндотермических реакций прямого восстановления будет локализоваться объемами рудно-топливных окатышей или брикетов. Причем подводимое тепло будет обеспечивать развитие реакций прямого восстановления уже при таких температурах, которые значительно ниже температур плавления руды и золы топлива. В связи с этим особый интерес представляют одностадийные высокотемпературные процессы прямого получения жидкого металла, основанные на использовании рудно — угольных окатышей или брикетов. Такой процесс предложен в нашей стране и осуществлен в качающейся отражательной регенеративной печи с кипящим шлаковым слоем. Он получил название КШС-процесс (рис. 59).
Преимуществом Доред-процесса является возможность регулирования содержания в чугуне Si; Mn; P путем изменения температуры и состава основного шлака. Удельная производительность Доред-процесса в 3—4 раза превышает производительность трубчатых вращающихся печей для получения чугуна.
К недостаткам следует отнести высокое содержание серы в чугуне (до 0,2 %\ переходящей из топлива, что требует дополнительной десульфурации чугуна вне печи, а также относительно большие потери железа со шлаком (3—5 %) и необходимость использования в большом количестве (420-720 м3/т чугуна) технического кислорода. Замена кислорода воздухом не допускается, так как потребность процесса в тепле покрывается только путем дожигания СО.
Восстановление рудно-угольных смесей может осуществляться также в агрегатах циклонного типа (процесс циклосталь). Схема такого процесса представлена на рис. 56. Тонкоизмельченная руда, известь и уголь тангенциально вдуваются в верхнюю часть циклона струей нагретого рециркулирующего восстановительного газа и кислорода — Также тангенциально в нижнюю часть циклона дополнительно 278
Рас. 55. Схема вращающегося конвертера для производства. Ajyiyua процессом Доред:
1 — смесь руды и угля; 2 — кислород; 3 — отходящие газы; 4 — горение оксида углерода; 5 — реакционный слой (шлак); б — чугун
Рже. 56. Схема процесса Циклосталь:
1 — реактор с кипящим слоем; 2 — циклон; 3 — плавильный горн, камера осаждения; 4 — газовая горелка; 5 — вспомогательная горелка
Вводится кислород или воздух в количестве, обеспечивающем неполное горение твердого топлива (до СО). При этом создаются условия для восстановления железной руды в циклоне.
Для предварительного подогрева руды и флюса может применяться реактор с кипящим слоем с использованием газа, отходящего из циклона и плавильного горна. Мелкие частицы руды, восстанавливаясь, расплавляются, капли чугуна и шлака, укрупняясь, выпадают из столба газа и собираются в плавильном горне.
Преимуществом циклонных процессов является возможность применения пылеватых руд и концентратов, достижения высокой производительности агрегата. Недостатком — сложность регулировки температурного режима в различных участках объема циклона, что может сопровождаться преждевременным плавлением частиц железорудного материала, образованием Железистых шлаков, снижающих срок службы огнеупоров циклона и плавильного горна. Одностадийные процессы, протекающие по схеме восстановление—плавление с применением РУдно-угольных смесей, могут осуществляться также в дуго-
,4 ^Горнчие
Газы
Уголь, кислород, газ
Воздух^ кислород
Руда CO2
275
Руда
Рис. 54. Схема установки прямого получения жидкого металла по способу KR: 1 — восстановительная шахтная печь; 2 — плавильный газификатор; 3 — бункер для угля; 4 — шнеки; 5 — циклон; б — холодильник с вбрызгиванием воды; 7 — нагнетатель охлаждающего газа; 8 — нагнетатель рабочего газа; 9 — скруббер колошникового газа; 10 — сгуститель
В кипящем слое в токе вдуваемого кислорода, развивая температуру до 2500 0C.
Верхняя часть плавильного газификатора выполнена в виде камеры успокоения. В этом зоне из вихревого слоя осаждаются мелкие частицы твердого топлива, чем предотвращается их вынос газовым потоком. Здесь же осуществляется газификация твердого топлива. Образующийся газ, содержащий 90-95% СО и H2 (Н2/С0»0,3) и 1-5% СО, а также немного азота, разбавляется охлажденным газом того же состава и после очистки с температурой 800—900 0C вдувается в шахту, обеспечивая в ней степень металлизации рудных материалов до 96%.
Шнеками через специальные трубы рудные материалы направляются в камеру успокоения плавильного газификатора. Плавление металла происходит в нижнем конце вихревого слоя вблизи кислородных форсунок. При этом образуется чугун, содержащий до 4% С; 0,4-2,5 % Si и 0,02-0,1 %S. Содержание фосфора зависит от состава угля и рудного материала. Температура жидкого чугуна и шлака составляет 1450—1550 0C. Удельная потребность в кислороде составляет 500—600м3/т чугуна. Потребность в угле зависит от его качества и равна 500-800 кг/т чугуна.
Однако этот процесс также не решает проблемы бескоксовой металлургии. Получаемый полупродукт (чугун) требует дальнейшего передела в сталь. Производительность процесса в целом ограничивается производительностью шахтной восстановительной печи (для получения степени металлизации рудных материалов 95—96 % требуется их пребывание в печи — 7-9 ч).
Принципиальным недостатком этих и других аналогичных процессов является зависимость производительности агрегата от скорости восстановления железорудных материалов в твердой фазе, которая в свою очередь определяется температурным уровнем процесса. Существенное повышение температур в рассмотренных агрегатах невозможно из-за слипания материалов настылеобразования.
В связи с этим особый интерес представляют одностадийные процессы, в которых восстановление в твердой фазе — протекает в среде с максимальным тепловыделением. Роль среды может выполнять жидкий шлак или высокотемпературный факел. Однако в этом случае требуется специальная подготовка шихты, так как ввод железорудных материалов в высокотемпературную среду приводит к преждевременному их расплавлению, образованию железистого шлака, что вызывает износ огнеупорной футеровки агрегата. Применение тонко — измельченных рудно-угольных смесей, а тем более брикетов или окатышей из них, позволяет осуществить восстановление в твердой фазе без плавления реагентов и продуктов восстановления несмотря на высокую температуру среды.
Примером осуществления такого способа одностадийного Получения жидкого металла является процесс во вращающемся Конвертере, получивший название Доред-процесс. Процесс основан на восстановлении измельченной руды или концентрата коксовой мелочью в шлаке при высоких температурах.
Шлак в данном случае выполняет функции реакционной среды — теплоносителя. Образующийся при восстановлении монооксид углерода дожигается в конвертере над поверхностью шлака в токе кислорода, что является источником тепла в этом процессе.
Схема процесса представлена на рис. 55. Процесс периодический и ведется следующим образом. Во вращающийся конвертер загружается в небольшом количестве коксовая мелочь (или другой твердый восстановитель), которая нагревается до 1300—1350 0C. Затем в конвертер подают измельченную руду, коксик и при необходимости флюс. При дожигании образующегося при восстановлении монооксида углерода температура материалов повышается, происходит восстановление оксидов железа углеродом кокса, плавление с образованием шлака и чугуна.
Вращение конвертера улучшает в нем тепло — и массо- обменные процессы. Чугун скапливается под слоем шлака, чем предохраняет его воздействие на футеровку вращающегося конвертера. По мере накопления чугуна и шлака проводят их выпуск, после чего цикл повторяется.
Недостатком одностадийных процессов является то, что при высоких температурах практически невозможно разделить во времени процессы восстановления и плавления железорудных материалов. Это предопределяет наличие жидких расплавов, содержащих оксиды железа, агрессивно воздействующих На огнеунорную футеровку агрегатов. При реализации одностадийных процессов проблематичным является также вопрос получения металла строго заданного состава, его регулирования.
Несмотря на эти недостатки, одностадийные высокотемпе-
273
Ратурные восстановительные процессы представляют наибольший интерес для решения задач бескоксовой металлургии. По условиям протекания восстановительных процессов и типу применяемых агрегатов на стадии предварительного восстановления железорудных материалов многоступенчатые процес — • сы мало чем отличаются от рассмотренных ранее способов получения губчатого железа. В связи с этим ограничимся рассмотрением одностадийных высокотемпературных процессов прямого получения жидкого металла. Перспективные процессы с использованием плазменного нагрева приведены отдельно в следующей главе.
Одностадийные способы прямого получения жидкого металла условно можно разделить на два вида. Первый вид, когда восстановление железорудных материалов протекает в твердой фазе с последующим плавлением и довосстановлением окислов железа из расплава (т. е. по схеме восстановление—плавление). Второй вид, когда восстановление оксидов железа осуществляется из расплава железорудных материалов (т. е. по схеме плавление—восстановление).
Рассмотрим предложенные способы согласно приведенной классификации.
Одностадийные способы, осуществляемые по схеме восстановление—плавление
Процессы подобного типа можно осуществлять в различных агрегатах. Существует ряд предложений по использованию для этих целей трубчатых вращающихся печей, имеющих в разгрузочном конце высокотемпературную зону для плавления восстановленных железорудных материалов. Схема установки для прямого получения жидкого металла с использованием вращающихся печей представлена на рис.53. В качестве рудного сырья можно использовать железную руду или окус — кованные железорудные материалы. Восстановителем может служить уголь, коксовая мелочь, полукокс.
С помощью горелок, установленных в плавильной зоне вращающейся печи, проводится плавление поступающих сюда восстановительных материалов. Высоконагретые газы из зоны плавления движутся во вращающейся печи навстречу шихте и нагревают ее. Восстановление осуществляется твердым угле’ родом шихты. Конечным продуктом является чугун. Благодаря 274
П
/Ц-Ж, 3
Рже. S3. Схема установки с применением трубчатых вращающихся печей (способ Азиикур):
1 — элеватор; 2 — исходная шихта; 3 — вращающаяся печь; 4 — вибропитатель; 5 — пылеуловитель; б — уборка пыли; 7 — зона горения топлива и плавления материалов; 8 — горелка
Повышению температуры в разгрузочном узле печи удельная производительность таких процессов составляет 0,6-0,9 т/(м3 • сутки), что в 1,5-2 раза выше, чем при получении губчатого железа во вращающихся трубчатых печах.
Преимуществами одностадийных способов получения жидкого металла в трубчатых вращающихся печах являются возможность использования неподготовленного железорудного сырья, возможность удаления большого количества серы и фосфора при применении высокоосновных шлаков и получения чугуна с низким содержанием кремния и марганца, простота схемы. Недостатком процесса является необходимость дальнейшей переработки получаемого продукта в сталь. Процессы по схеме восстановление—плавление в одну стадию могут осуществляться в агрегатах и другого типа.
Например, в Германии разработан и опробован в промышленных условиях способ KR. В этом процессе восстановителем и источником тепла является уголь. Установка (рис. 54) имеет два расположенных друг над другом реактора: нижний плавильный реактор, в котором также регенерируется восстановительный газ, и верхний восстановительный реактор — шахтная печь, в которой получают губчатое железо. Плавильный реактор является основным агрегатом установки. Он представляет собой угольный газификатор с вихревым слоем. Загружаемый в реактор уголь (0-50 мм) горит
Например, в доменной плавке медь и никель, имеющие меньшее сродство к кислороду, чем железо, восстанавливаются и переходят в чугун практически полностью. Наоборот, Al, Mg, Ca остаются в основном в шлаке (содержание этих металлов в чугуне составляет тысячные и даже десятитысячные доли процента). Фосфор, марганец и кремний распределяются между шлаком и чугуном в соизмеримых количествах.
Восстановление этих металлов (а также Cr, V и др.) облегчается в результате их растворения в чугуне или образования с железом химических соединений. Например, за одинаковый промежуток времени достигается значительно более высокая степень восстановления SiO2 твердым углеродом в присутствии железа (рис. 52). Причем этот процесс Иолучает развитие при относительно более низких темпера-
271
Рмс. 52. Влияние железа M достигаемую
Степень восстановления кремнезема твер. дым углеродом за 2 ч
Турах. Аналогичные закономерности наблюдаются и при восстановлении других металлов в присутствии железа.
§17. КЛАССИФИКАЦИЯ ПРОЦЕССОВ ПРЯМОГО ПОЛУЧЕНИЯ ЖИДКОГО МЕТАЛЛА
Процессы прямого получения жидкого металла непосредственно из железорудных материалов, как достигшие промышленных масштабов, так и находящиеся в стадии лабораторных и полунромышленных испытаний, очень многообразны по типу агрегатов, используемых восстановителей и получаемых продуктов, поэтому можно с различных позиций их и классифицировать.
Прежде всего целесообразно разделить все предложенные технологические схемы прямого получения жидкого металла на две группы: многоступенчатые процессы, которые предусматривают две и более стадий, на пути переработки железорудных материалов в жидкий металл, и одностадийные- процессы, осуществляемые в одном агрегате.
Многоступенчатые процессы включают стадии нагрева и восстановления железорудных материалов, плавления и рафинирования получаемого металла. Все эти стадии могут осуществляться в агрегатах различного типа, работающих в одной технологической цепи. Например, для нагрева и частичного восстановления железорудных материалов могут быть применены шахтные или вращающиеся печи, реакторы кипящего слоя, циклонные камеры, конвейерные машины или другие агрегаты, а для окончательного восстановления, плавления и рафинирования металла — электропечи (сопротивления, индукционные, дуговые, плазменные), отражательные печи и другие.
Разделение во времени и пространстве стадий восстановления и плавления железорудных материалов, осуществляемы* 272
При различных температурах, является основным преимуществом многоступенчатых процессов, так как позволяет повысить стойкость огнеупорной футеровки агрегатов, избежать нежелательного явления — настылеобразования и слипания материалов. Многостадийность процесса позволяет также повысить эффективность использования тепловой и химической энергии газов, отходящих из агрегатов последующих ступеней. Отдельные стадии и процесс в целом поддаются регулированию и управлению.
Недостатком многоступенчатых процессов является взаимозависимость работы отдельных агрегатов, сравнительно низкие температуры на стадии предварительного восстановления, уровень которых ограничивается температурой начала плавления восстанавливаемых железорудных материалов. Это исключает возможность существенного повышения скорости восстановления и, следовательно, производительности многоступенчатого процесса в целом.
В связи с многообразием агрегатов, которые могут применяться на стадии предварительного восстановления, многоступенчатые процессы целесообразно сгруппировать по видам этих агрегатов: процессы с использованием вращающихся шахтных печей, циклонных камер и т. д.
Характерные для многоступенчатых способов недостатки можно устранить организацией высокотемпературного процесса прямого получения жидкого металла в одну стадию. В этом случае в одном агрегате совмещаются стадии нагрева, восстановления, плавления и рафинирования металла. Восстановление железорудных материалов можно осуществлять при неограниченно высоких температурах, что благоприятно сказывается на кинетических параметрах процесса и производительности агрегата.
Tp, Tp, Tpl Tp0 Tpb Tpt Tpt Tp2 Tpi
Исходя из механизма восстановления FeO из расплава 1вердым углеродом [восстановление осуществляется через Газовую фазу по реакциям (246) и (250)], можно предположи,, что суммарная скорость процесса в конкретных усло — вИях может лимитироваться одной из этих реакций. Момент контакта расплава с углеродом сопровождается образованием на активных центрах поверхности углерода новой фазы— металла и газовой прослойки между углеродом и расплавом, в результате возникают две поверхности раздела: газ—расплав и газ—углерод. На поверхности раздела газ—расплав осуществляется химический акт восстановления, а на поверхности раздела газ—углерод обновляется газообразный восстановитель. При высокой концентрации FeO вязкость расплава низка, облегчается диффузия FeO к реакционной поверхности. В этих условиях скорость реакции газификации углерода может оказаться лимитирующим звеном процесса.
При снижении по мере восстановления концентрации FeO в расплаве вязкость последнего повышается, затрудняется диффузия FeO к поверхности раздела фаз, и процесс будет лимитироваться реакцией (246). В этом случае увеличение поверхности контакта реагирующих фаз (например, путем механического перемешивания расплава) будет сопровождаться повышением скорости восстановительного процесса и степени извлечения железа из расплава.
Восстановление из расплава других элементов
В железных рудах, а следовательно, и в их расплавах, могут находиться примеси оксидов других металлов (Si; Mn; Cr; Ti; Ni; Р; Mg; Al; Ca и т. д.). Эти примеси при восстановлении распределяются между сплавом, образующимся на основе железа, и расплавом (шлаком) в соответствии с величинами их сродства к кислороду. С учетом растворимости этих металлов в образующемся сплаве можно написать общее уравнение равновесия при восстановлении монооксидом углерода:
Wco = Цю/’а^ = (flMn0ZflMn^ = — ‘
— = {aMeP/aMe}Ki и твердым углеродом:
О = (а /а )К’: = (а /а )К’г = …
СО 4 SiO2 Si ‘ MnO Mn 2
A/e.O Mei
Термодинамические свойства оксидов отражены в величине констант равновесия. Если Kj или K1i большая величина, то активность (концентрация) [Mel] в сплаве также должна быть большой, а активность (концентрация) (MeiO) в расплаве представляет собой малую величину. Чем выше сродство металла к кислороду, тем меньше значение К;. В этом случае затрудняется восстановление этого оксида, и он в большей степени остается в расплаве (шлаке). У металлов с низким сродством к кислороду величины Ki выше, металл легко восстанавливается и концентрируется в образующемся металлическом сплаве.
Из приведенных уравнений следует также, что при неизменных условиях восстановления (составе газовой фазы, температуре, давлении) растворение металлов в железе «яп образование с ним химических соединений (знаменатель в уравнении уменьшается) облегчают восстановление примесей.
Таким образом, при восстановлении многокомпонентного расплава газом или твердым углеродом устанавливаются равновесные концентрации для каждого металла в образующемся сплаве и его оксида в шлаке. Иначе говоря, все металлы, оксиды которых содержатся в расплаве, в определенной степени восстанавливаются и переходят в сплав. В связи с этим при восстановлении расплавов железорудных материалов нельзя получить чистое железо; оно всегда будет сопровождаться другими металлами.
Константа равновесия реакции (246) K2m = pcQ a^J
7^COflFeOx 3 Р6аКЦИИ (250)- К^ = РС0,{рС0гаС^ ‘ ГД6 о — активность (концентрация) углерода.
Обозначив через х концентрацию СО в смеси (СО + CO2) « соответственно через (1 — х) концентрацию CO2 в смеси газов, получили:
1-х a ^2 J
AFeo 1 ~Х AC °бш
ГДе Poбш — общее равновесное давление газов (СО + CO2), развиваемое реакциями (246) и (250).
Величина х в этих уравнениях одна и та же, поэтому, решая уравнения относительно получили:
Pk Ш = IK246K2soCa^ + flFe0^>Fe0flc]/^e- ,
Давление газов при восстановлении углеродом FeO из расплава является функцией температуры (так как при увеличении температуры растут значения K246 и K250), активности (концентрации) FeO в расплаве и железа в металлической фазе, а также активности (концентрации) углерода- восстановителя.
При и 1 и в «1 уравнение для ркш примет вид:
Отсюда следует, что увеличить степень восстановления FeO из расплава можно путем повышения температуры процесса при неизменном давлении газа в системе, либо путем снижения общего давления газов в реакционном пространстве (при постоянной температуре процесса), так как при непрерывном снижении величины a^e0 уменьшается и величина
Роб иг Снижение давления газов в рабочем пространстве при восстановлении FeO из расплава не только повышает полноту извлечения железа, но и позволяет снизить температуру начала восстановления.
Из рис. 51 следует, что каждому содержанию FeO в расплаве (кривые а ; а’ ; а» и т. д.) отвечает своя точка 4 r FeO FeO’ FeO
Пересечения с равновесной кривой для реакций CO2 + Ctb = 2С0 (кривая р%бш), т. е. своя температура равновесия (или начала) реакции прямого восстановления (Т ‘
Рве. 51. Характер изменения равновесных кривых и температуры равновесия (Tp) при восстановлении FeO из расплава при «ре0
Т ). P Po Po Po
Уменьшение давления газа в реакционном пространстве (Робш < Робш) смещает равновесную кривую реакции (250) влево (рис. 51, кривая р’0бш), и ее пересечение с кривыми для различных значений аре0 достигается при более низких
Температурах (например, для а „ T < T, для а’
R FeO P1 P0 * FeO
T’ < T’ и т. д.). Наоборот, увеличение давления газов, Pi Po
Когда Pqбш > Poбш, повышает Tp для всех значений вре0 и
Тем в большей степени, чем ниже величина
FeO
(Г 1539 0C (температура плавления чистого железа) протекают реакции:
(FeO)p + СО = [Fe]cnjl + CO2, (246)
(FeO)p + H2 = [FeJciwi + H2O, (247)
Где (FeO)p — концентрация FeO в расплаве; [FeJcra — концентрация Fe в сплаве.
Поскольку реакции (246) и (247) подобны, ограничимся рассмотрением условий восстановления железа из расплава монооксидом углерода. Константа равновесия (Kp) для реакции (246) имеет вид:
Kp = P ‘P IP mP
Н rO. г ГП ‘ г Е. П * Г
ГДе ^Ve jPpeQ’ Pqq’ Pco ~ соответственно давления паров
(Fe и FeO) и газов (СО и CO2) при равновесии реакции
TOC \o «1-3» \h \z Значения d и р зависят от концентраций Fe FeO
(активностей) Fe и FeO в растворах:
PFe = ^FeV ^FeO = ^FeO » flFeO’
•Где и в® — давления паров железа и его. монооксида в Fe FeO г
Свободном состоянии (постоянные величины); а и а —
Подставив значения р^ и в уравнение для констан-
Fe FeO
Активность Fe и FeO соответственно в сплаве и расплаве Подставив значения ,
IbI равновесия, получили
P0 А р p0
Fe Fe CO2 pFeO Kp = —————— ИЛИ
P0 а р о0
FeO FeO СО ^Fe
Kp =
О P Fe CO2
О P FeO СО
Обозначив (Pfd0/PpJkр ~ после преобразований получили уравнение:
PC0J Pco = ^flFeO7flFex
Таким образом, равновесный состав газа при восстановлении оксидов железа из расплава зависит от температуры и соотношения активностей (концентраций) FeO и Fe в нем. С повышением температуры (величина К возрастает) увеличивается равновесное значение Pco Арсо> т-е — восстановление
Оксидов железа облегчается.
При неизменной температуре снижение концентрации FeO в расплаве, в результате его восстановления, и соответствующее повышение активности железа уменьшают равновесную величину Prr./Prr. i равновесный состав газовой фазы
UL>2 LU
Сдвигается в сторону увеличения концентрации СО и снижения CO2. Иначе говоря, чем ниже содержание FeO в расплаве, тем труднее его довосстанавливать и тем богаче восстановителем должна быть газовая смесь. Так, по данным И. Ю.Кожевникова, даже при восстановлении чистого расплавленного FeO (epe0 = 1) выход CO2 при 1600 0C не превышает
16 % и снижается по мере восстановления (при аре0 = 0,5
Концентрация CO2 в газе составляет 6 %).
Присутствие в расплаве других компонентов, входящих в состав пустой породы железных руд, еще в большей степени снижают выход CO2. Например, при 2 % SiO2 в системе FeO-SiO2 выход CO2 в ходе восстановления расплава изменяется от 14 до 6 %, а при 12 % SiO2 — соответственно от 8 до 6 %. В зависимости от содержания SiO2 степень восстановления железа из расплава может достигать 86—97 %• 264
При использовании в качестве восстановителя водорода, обладающего термодинамическими преимуществами перед СО при высоких температурах, выход H2O при восстановлении чистого монооксида железа достигает 51 %, однако также резко снижается по ходу восстановительного процесса (при в = 0,5 содержание H2O в газе составляет 26 %).
Таким образом, для обеспечения полного восстановления FeO из расплава необходим большой расход восстановительного газа, величина которого должна повышаться по мере снижения концентрации FeO. Так, для восстановления 1 т железа из железистосиликатного расплава при 1600 0C необходимо продуть через него 3000-6000 м3 СО. Удельный расход водорода также велик: при 1600 0C и в = 0,9 он