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; Vе 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%;
(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.
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.
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 %.
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.
I—N
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.).
= 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 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) (- 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
Расчет ведется на основании данных о составе железорудного материала и готового продукта, а также восстановительной работы газа. При восстановлении 1 кг Fe из Fe2O3 отнимается кислорода (FejO3 = 2Fe + 3/202):
-В-4 ‘ 3/2- = 0,3 м3/кг Fe. 112
При известных содержаниях СО и H2 (в долях единицы) в
Газе и степени их использования Tj и Tj 1 м3 восстано-
CO Hj
Вительного газа отнимает кислорода 0,5(Шт} + H2Tj )
СО –K2
M3ZM3 газа.
Тогда для восстановления 1 кг Fe из Fe2O3 потребуется
Газа (м3/кг Fer, ^ ): Fe2O3
_ 0.3_____________ JML
Г OMCOrtc Q + H2Tfllj) А ‘
Где А— количество СО и H2 газа, использованного на восстановление, равное COTjCo = H2TJH .
Аналогично находим количество газа, необходимого для восстановления железа из FeO. При восстановлении 1 кг Fe из FeO (FeO = Fe + 0,502) нужно отнять кислорода (22,4/56) • 2 = 0,2 м3/кг Fe
FeO
Для этого потребуется восстановительного газа (м3/кг’ Fe );
FeO FeO
TOC \o «1-3» \h \z у _ ______________ 0_5_2________ _ 0,4
Г 0,5ССОТ7со + H2TJHj) А ¦
При совместном использовании железа из FeO и Fe2O1 ^ебуется газа:
0,6Fe„ л + 0, 4Fe
Fe2O3 FeO
V _ Iz3
Т г, s м. I ¦¦¦« яш
Г А Fer. л + Fer, л Fe2O3 FeO
0,6Fe20^(l 12/160) + 0, 4 РеОш(56/72)
А FejO^l 12/160) + РеОш(5 6/72)
Л, Fe2Oj1 + 0,741 FeOu5
А Fe2O J1 + I1IllFeOul ^
Fe2O31 + 0,741 FeOul
Fe2O1J + 1,111 FeOul
Где Fe2O1?, FeOul – содержание Fe2O3 и FeO в шихте, %.
С учетом окисленности металлизованного продукта количество восстановительного газа
Vr = СВ – С)Fe^6Iu,
Где С — поправка на окисленность металлизованного продукта, равная 0,52FeOM/Fe?6Lll; Fe^Ui, FeOM– содержание общего железа и FeO в металлизованном продукте, %. В этом случае
Kr= —– ^
СОт>со + H^H2
Fe2O1? + 0,741 FeOm Fe2O13 + I1IllFeOul
FeOM
– 0,52
Зная расход восстановительного газа в час, можно определить производительность установки по металлизованному Продукту:
Gr Сг( COrjco + Н2т, Нг)
P =
Fe*
ГСг,—- ,
Fe2O1? + 1,11 IFeOul FeS6s
Ут С Fe2O1? + 0,741 FeOu* ^ – J ембщ0>6 ——————- _ 0 52 —————-
V и. г»ш. 1 ,1 1 с – г, Ul C-M— J
Где Qr — расход восстановительного газа, м3/ч. 218
Из полученных выражений видно, что как удельный расход газа, так и часовая (суточная) производительность шахтной печи зависят от качества исходного и металлизованного продукта и степени использования газа. Это подтвердили исследования, проведенные на установке Белорецкого металлургического комбината, которые показали, что в данных условиях изменение производительности прямо связано со степенью использования водорода, в то время как степень использования СО остается практически постоянной.
Пример расчета (для условий БМК). Шихта состоит из окатышей с содержанием 92 % Fe2O^ и 2 % FeOui. Металлизо- ванный продукт содержит 90% Fe^6Ui и 4%FeOM. Восстановительный газ содержит 69,4 % H2; 22,1 % СО. Степень
Hj в-г ш
% н2 = ——————— ;;——- – »,« « • юо = 61,69%,
С0В-Г + H2 вт 33,60 + 54,10
Количество кислорода оксидов железа, отнимаемое СО
Дг при восстановлении FejO3 до FeO (принято допущение о 10м, что количество отнимаемого кислорода пропорционально доле данного восстановителя):
Ojco = 13,232 • 0,3831 = 5,069 кг;
O2 = 13,232 • 0,6169 = 8,163 кг. Hj
Количество кислорода оксидов железа, отнимаемого СО и H2 при восстановлении FeO до Fe:
0. = 23,953 • 0,3831 = 9,176 кг; ‘
ICO
O2 = 23,953 • 0,6169 = 14,777 кг. Н2
Расход тепла на восстановление Fe2O3 до FeO:
Qc0________ Л = 5,069 • 23 = 117 ккал (489 кДж);
Fe2O3 —^FeO
Dt1 Л „ = 8,163 • 640 = 5224 ккал (21836 кДж); Fe2O3 —^FeO
О Л = 117 + 5224 = 5341 ккал (22325 кДж).
Fe2O3 —^FeO
Расход тепла на восстановление FeO до Fe:
(Y)
¦ – 9,176 • (-203) = -1863 ккал (7787 кДж); FeO —^Fe
= 14,777 • 413 = 6103 ккал (25511 кДж);
ГеО —’»Fc
Гч = 6103 – 1863 = 4240 ккал (17723 кДж). геи —*»Fe
Расход тепла на процесс восстановления:
^энд. p = 5341 + 4240 = 9581 ккал (40049 кДж).
Тепло колошникового газа QKr = KicrC tK г.
По аналогии
Ск. г = 0,3148 • 0,2185 + 0,4452 • 0,1426 + 0,3108 х
215
*0,3577 + 0,3687-0,2423 + 0,3124-0,026 + 0,451 X х0,019 = 0,3475.
GK.Г = 169,6 • 0,3475 • 300 = 17681 ккал (73907 кДж). Общий расход тепла:
Qpacx = GM.O + Оэнд. Р + QKX = 13725 + 9581 + 17581 = = 40987 ккал (171326 кДж).
Оценкой точности расчета теплового баланса является величина тепловых потерь, в которую входит и невязка расчета
GnoT = Ов. г-брасх = 43000-40987 = 2013 ккал (8414 кДж) или (2013/43000) • 100 = 4,68 %,
Что находится в пределах допустимого (4 —10 %). В случае завышения величины потерь следует повысить температуру колошникового газа. Если потери меньше допустимых или составляют отрицательную величину, следует снизить температуру колошникового газа (в пределах 200-400 0C) или увеличить количество восстановительного газа. В этом слу – I чае степень использования восстановительного газа понизится. J
Тепловой баланс процесса
(на 100 кг металлизованных окатышей)
Расход тепла
Тепло метал – г ‘
Лнзованных
Окатышей . 13725 57370 31,92 Тепло эндотермических
Реакций . 9581 40049 22,2» Тепло колош-
Приход тепла
Ккал кДж %
Тепло восстановительного
Газа… 43000 179740 100,0
Итого 43000 179740 100,0
Ннкового газа 17681 73907 41,J2 Тепловые потерн. . . 2013 8414 4,6» Итого 43000 179740 It»-«
Расчет количества газа-восстановителя и производительности установки
24,18 + 41,10 – 2,50 – 5,30 я Q 35 ^r 37,05 + 24,18 + 59,64 + 41,10 * ‘
212
139,83 – 139,75 лпп nneof Невязка ‘ = 0,05
Допускается невязка до 0,3 %. Тепловой баланс процесса Приход тепла
Тепло восстановительного газа:
Qu – VkjC FB.R; С Лс Mh .я
Рв. г P в. г 1-1 Pi
Где С — теплоемкость I‘-го компонента Лег, Т,— кон– Pi
Центрация /-го компонента газа.
С = 0,3296 • 0,336 + 0,5069 • 0,025 + 0,3132 • 0,541+ Рв. г
+ 0,3967 • 0,053 + 0,3251 • 0,026 + 0,5931 • 0,019 » = 0,3336 ккал/(м3 • 0C), или 1,3944 кДж/(м3 • 0C).
Qax = 169,6 • 0,3336 • 760 = 43000 ккал или 179,74 МДж.
Расход тепла
Физическое тепло металлизованных окатышей: QM 0 = = IOOC FM0. Обычно температура металлизованных окаты – Рм. о
Шей на выходе из зоны восстановления на 10—40 0C ниже температуры восстановительного газа. Принимаем FMl0 = 750 0C.
Теплоемкость металлического железа:
Cp = 17,49 + 24,77 • IO-3T кДж/(моль’ • К).
Для 750 0C: СР = 17,49 + 24,77 • IO«3 • 1023 = 42,83 или
42,83/56 = 0,7648 кДж/(кг ¦ К) = 0,183 ккалДкг • 0C). QM. o = 100 • 0,183 • 750 = 13725 ккал или 57,37 МДж.
Расход тепла на восстановление оксидов
Тепловые эффекты реакций восстановления:
FejO3 + СО = 2FeO + CO2 – 370 ккал (1547 кДж) или 23 ккал/кг O2 (97 кДж/кг O2);
Fe2O3 + H2 = 2FeO + H2O – 10240 ккал (42803 кДж) или 640 ккал/кг O2 (2675 кДж/кг O2);
FeO + СО = Fe + CO2 + 3250 ккал (13585 кДж) или 203 ккал/кг O2 (848 кДж/кг O2);
FeO + H2 = Fe + H2O – 6620 ккал (27670 кДж) или 413 ккал/кг O2 (1729 кДж/кг O2).
Количество кислорода, отнимаемого от шихты при восста новлении Fe2O3 до FeO, равно одной трети всего поступаю щего кислорода, связанного с трехвалентным железом, т. е.
FejO3-^FeO
Количество кислорода, отнимаемого от шихты при восстановлении FeO до Fe:
FeO —S-Fe F е 203 —sMFeO
Af = M-M = 37,185 – 13,232 *
Ощ Ощ Оц]
= 23,953 кг.
Доли СО и H2 в сумме восстановителей (СО+ H2) в вое становительном газе:
Сов г
% СО = ————————– = ——– Л • 100 = 38,31 %\
С0В-Г +H2 В-Г 33,60 + 54,10 ‘
|
+ Vk ‘г |
_ ^B .г |
– ^b |
|
|
CO2 |
H2O |
СО |
H2O |
|
К. г |
+ Vk ¦ г |
+ V*-r |
+ VKr |
|
СО |
CO2 |
H2 |
H2O |