Металлургия железа | Металлолом — Part 4

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.

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 (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-

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 ккал3;

SO2 — 0,006 • 0,531 • 950 = 3,0 ккал3;

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

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

1 ….

15

11

3-1 …………………………………

1 ,

22

Scroll to Top