Расчет чистых компонентов из окислов

Содержание

Введение

1. Описание сырьевой и топливной базы завода

2. Подготовка руд к доменной плавке

3. Металлургические расчеты печи

3.1 Расчет чистых компонентов из окислов

3.2 Определение удельного расхода шихтовых материалов

3.3 Определение физико-химических свойств шлака

3.4 Определение реального расхода шихтовых материалов

4. Специальная часть

Заключение

Список использованных источников

Введение

Доменное производство - это производство чугуна восстановительной плавкой железных руд или окускованных железорудных материалов в доменных печах. Первое основное звено в общем производственном цикле чёрной металлургии. Цель доменного производства состоит в получении чугуна из железных руд путем их переработки в доменных печах. Сырыми материалами доменной плавки являются топливо, железные и марганцевые руды и флюс. Топливом для доменной плавки служит кокс, получаемый из каменного угля. Его роль состоит в обеспечении процесса теплом и восстановительной энергией. Кроме того кокс разрыхляет столб шихтовых материалов и облегчает прохождение газового потока в шихте доменной печи. Железные руды вносят в доменную печь химически связанное с другими элементами железо. Восстанавливаясь и науглераживаясь в печи, железо переходит в чугун. Флюсом называются добавки, загружаемые в доменную печь для понижения температуры плавления пустой породы руды, офлюсования золы кокса и придания шлаку требуемых технологией выплавки чугуна физико-химических свойств. Для руд с кремнеземистой (кислой) пустой породой в качестве флюса используют материалы, содержащие оксиды кальция и магния: известняк и доломитизированный известняк. Для получения высоких технико-экономических показателей доменной плавки сырье и материалы предварительно подвергают специальной подготовке. Совершенствование доменного производства направлено на улучшение подготовки сырых материалов к плавке, увеличение мощности (объёма) доменных печей, внедрение прогрессивной технологии, автоматического управления ходом доменной печи.

Основной задачей модернизации доменного производства является восстановление и совершенствование производственных мощностей, уменьшение энергозатрат и себестоимости производства.

1. Описание сырьевой и топливной базы завода

На Магнитогорский металлургический комбинат (ММК) железная руда будет поставляться с Бакальского месторождения, которое располагается на западе от Челябинска, является вторым перспективным месторождением Урала. Запасы оцениваются в 1,1 млрд. т. Верхний слой месторождения представляет собой продукты окисления сидеритов - бурые железняки, в то время как в коренных слоях находятся сидериты. Руды чистые по сере и фосфору с повышенным (до 2 %) содержанием марганца. Бурые железняки -  - водные окислы железа. В зависимости от значения n образуются разные гидроокислы. Выделяются такие водные окислы железа n = ~ 0,1 - гидрогематит; n = ~ 1,0 - гематит; n = ~ 1,5 - лимонит и др. Наиболее часто встречаются бурые железняки на основе лимонита , которые называются лимонитовыми. Такие руды обычны в осадочных месторождениях и месторождениях коры выветривания. Бурые железняки характеризуются пониженным содержанием железа, рыхлы, часто сопровождаются марганцем, фосфором, обладают высокой пористостью и восстановимостью. Содержание Fe колеблется от 55 до 30 % и менее. Обычно требуют обогащения.

Важное значение имеют комплексные хромо-никелевые бурые железняки. При наличии 32-48 % железа в них нередко содержится также до 1 % Ni, до 2 % Cr, сотые доли процента Co, иногда V. Из таких руд могут без добавок выплавляться хромо-никелевые чугуны и низколегированная сталь.

Пустая порода бурых железняков глинистая, иногда кремнисто-глиноземистая.

Сидерит, имеющий химический состав FeCO₃ - карбонат железа, содержит 30-48 % железа. Образованная сидеритом руда называется шпатовым железняком, или сидеритом. Сидериты распространены гораздо меньше, чем другие руды, характеризуются высокой восстановимостью, низким содержанием железа из-за незначительного содержания его в рудном минерале и большого количества пустой породы. После обжига, в результате удаления CO₂, сидеритовые руды превращаются в промышленные ценные тонкопористые железо-окисные (обычно содержат до 1-2 % Mn, иногда до 10%). Под воздействии влаги и кислорода атмосферы сидериты могут переходить в бурые железняки, так как закись железа в молекуле FeO∙CO₂ окисляется и поглощает влагу. Поэтому встречаются месторождения, в которых верхние слои руды являются бурыми железняками, а нижние, коренные - сидеритами.

Пустая порода сидерита состоит из кремнезема, глинозема и небольшого количества окиси магния.

Также на Магнитогорский металлургический комбинат железная руда будет поставляться с Алапаевской группы месторождений коры выветривания расположенной вблизи г. Алапаевска Свердловской области. Рудные залежи имеют пластообразную форму. Мощность рудных тел, включая участки некондиционных руд и пустых пород, изменяется в широких пределах - от 0,5 до 70 м. Рудные залежи по простиранию прослеживаются до 5-40 км. На Алапаевских месторождениях выделяются два типа руд: лимонитовые, слагающие верхние горизонты рудных залежей, выше уровня грунтовых вод, и стриговит-лимонитовые, расположенные ниже уровня грунтовых вод, где встречаются и сидериты. Содержание железа в рудах изменяется от 20 до 58 %. В балансовых рудах в среднем содержится (в вес. %): Fe - 38,5; Al₂O₃ - 6,4-6,9; MnO - 0,3-0,4; CaO - 0,8; Cr₂O₃ - 0,07-0,22; MnO - 0,15-0,36; Ni около 0,1; Co около 0,01; п. п. п.8,4-10,8; As до 0,27; S - 0,02-0,06; P - 0,06-0,09.

Лимонит - минеральный агрегат, представляющий собой смесь гидроокислов трехвалентного железа и состоящий преимущественно из скрытокристаллического гётита. Лимонит не является самостоятельным минеральным видом, а представляет гидратированную разновидность гётита в смеси с гидрогематитом, лепидокрокитом. Химическую формулу лимонита обычно пишут в виде Fe₂O₃·nH₂O

Лимонит имеет приповерхностное происхождение и образуется в результате гидролиза солей при окислении и разложении железосодержащих минералов: сульфидов, карбонатов, силикатов и других, в которых железо присутствует в двухвалентной форме. Часто скопления бурых железняков образуются в зонах окисления сульфидных месторождений, такие образования имеют собственное название "железная шляпа". Образование лимонита происходит также на дне болот (болотная руда), озер (озерная руда) и в мелководной части морских бассейнов. Этот процесс происходит в результате жизнедеятельности железобактерий. Практически во всех случаях лимонит образуется вблизи от поверхности земли в условиях свободного доступа кислорода и влаги. При региональном метаморфизме, в условиях высокой температуры и давления, лимонит обезвоживается и превращается в гематит и магнетит.

Лимонит служит рудой для получения железа, но в современной черной металлургии его использование минимально в связи с тем, что он часто содержит вредную примесь фосфора.

Флюсы для ММК будут поступать с Агаповского месторождения, расположенного в Агаповском районе Челябинской области, в 12 км от города Магнитогорск. Месторождение представлено чередующимися слоями чистых и доломитизированных известняков и доломитов, что обуславливает повышенное содержание магнезии (3,75 %) в добываемых известняках. Содержание CaO в них составляет 52,0 % при низком содержании фосфора (0,015 %) и серы (0,07 %). Месторождение разрабатывается открытым способом.

Топливо для Магнитогорского металлургического комбината будет поставляться с Донецкого угольного бассейна (ДОНБАСС), расположенного в Ворошиловградской, Донецкой и Днепропетровской областях Украины и Ростовской области РФ.

Занимает площадь около 60 тысяч км², вытянутую в широтном направлении на 650 км при максимальной ширине до 200 км.

Суммарные запасы угля до глубины 1800 м оцениваются в 140,8 млрд. т. Разведанные запасы промышленных категорий угля составляют 57,5 млрд. т и перспективные 18,3 млрд. т.

Средняя теплота сгорания товарного рабочего топлива 21,2-26,1 МДж/кг. Угли малофосфористые от мало - до высокосернистых (до 2 %). Среднее содержание природной золы в большинстве угольных пластов находится в пределах 7-20 %. Малозольных углей с зольностью до 7-8 % в бассейне не много. Угли Донецкого бассейна в основном имеют лёгкую и среднюю обогатимость.

шихта компонент доменная плавка

2. Подготовка руд к доменной плавке

В настоящие время ни один вид металлургического сырья не используется без предварительной подготовки, техническая необходимость и высокая экономическая эффективность подготовки привели к быстрому ее развитию. В общем комплексе подготовки сырья главными являются обогащение и окускование, однако осуществить их можно только после ряда вспомогательных операций. Поэтому всю подготовку сырья делят на дробление измельчение, грохочение и классификацию, обогащение, окускование и обжиг.

Добываемая руда подвергается дроблению и измельчению, так как величина крупных кусков при добыче превышает размеры кусков руды, допустимых по условиям технологии доменной плавки.

Для крупного и среднего дробления используют установки, называемые дробилками, а для тонкого измельчения применяют мельницы. Различают следующие виды дробления:

·              крупное дробление от 1500 до 250 мм;

·              среднее дробление от 250 до 50 мм;

·              мелкое дробление от 50 до 5 мм;

·              тонкое измельчение до 0,04 мм.

Для крупного и среднего дробления используют в основном щековые и конусные дробилки, для мелкого дробления - валковые и молотковые, а для тонкого измельчения - шаровые мельницы.

Грохочение - просеивание руды через сито или решето с калиброванными отверстиями. Плоские подвижные грохоты характеризуются количеством просеивающих поверхностей, углом их наклона, материалом, из которого изготовлены просеивающие поверхности (проволока, резина, полиуретан и т.п.), размером и формой отверстий, а также движением просеивающих поверхностей (прямолинейная, круговая или элиптическая вибрация).

Классификация - разделение фракций по крупности зёрен размером менее 1 мм за счёт действия центробежных сил или силы тяжести.

Мокрая классификация, в гидроциклонах. В гидроциклонах центробежные силы играют решающую роль. Гидроциклон представляет собой неподвижную центрифугу, где вращается суспензия. Из-за сильного поля центробежных сил твердые частицы отбрасываются к стенкам аппарата, что обеспечивает быстрое и точное разделение и высокую производительность гидроциклона.

Обогащением руды называется операция, увеличивающая содержание железа или снижающая содержание вредных примесей в руде. Обогащение позволяет существенно повысить содержание железа в шихте доменных печей, улучшить условия восстановления железа, уменьшить выход шлака, улучшая тем самым ход печи и снижая расход кокса при возрастающей производительности.

Для обогащения руд применяют пенную флотацию, основанную на том, что отдельные мелкие частицы всплывают на поверхность воды вместе с пеной.

Для флотации необходимы активаторы - неорганические вещества, увеличивающие способность адсорбировать необходимый собиратель, и депрессоры (подавители) - неорганические вещества, предотвращающие возможность адсорбции собирателя на поверхности минерала, который по условиям процесса не должен увлекаться в пену.

Флотационные машины бывают механические и пневматические. В первых для перемешивания пульпы и засасывания воздуха используют мешалки, а во вторых - специальные трубки, по которым подают под небольшим давлением воздух.

Окускование полезных ископаемых - это процесс превращения мелких классов полезных ископаемых в куски с заданными свойствами для их более эффективного использования. Получаемые в результате глубокого обогащения концентраты руд чёрных и цветных металлов, как правило, непригодны для непосредственного использования в плавке или других технологических процессах и требуют окускования. В зависимости от вида полезного ископаемого и его последующего передела окускование осуществляется агломерацией, окомкованием или брикетированием.

Агломерация - спекание мелких руд или концентратов в твёрдые пористые куски.

Спекание происходит непосредственным слипанием отдельных нагретых частиц шихты при поверхностном их размягчении либо в результате образования легкоплавких соединений, связывающих частицы при остывании агломерируемого продукта. Тепло, необходимое для спекания, получается от горения углеродистого топлива, прибавляемого к агломерируемому материалу, либо от окисления сульфидов, если агломерации подвергаются сернистые рудные концентраты. На практике агломерацию чаще всего осуществляется на колосниковых решётках, с просасыванием воздуха сверху вниз сквозь лежащую на решётке шихту. При этом происходит последовательное горение топлива в лежащих один под другим её слоях.

На современных агломерационных фабриках приём сырья, дозировка и подготовка шихты, укладка её на агломерационные машины, а также обработка готового агломерата полностью механизированы и в значительной степени автоматизированы.

Агломерацию следует рассматривать шире, чем окускование, так как при этом удаляются некоторые вредные примеси (сера и частично мышьяк), разлагаются карбонаты и получается кусковой пористый, к тому же офлюсованный материал.

Окомкование (окатывание шихты) - процесс получения гранул сферической формы - окатышей, подвергаемых для упрочнения обжигу.

Осуществляется на барабанных, тарельчатых или чашевых окомкователях в результате взаимодействия между частицами руды или концентрата с водой. Основные стадии окатывания шихты - образование зародышей гранул за счет флуктуации влажности, накатывание частиц рудных материалов на поверхность зародышей по принципу "снежного кома". Для улучшения процесса окатывания шихты используют добавки связующие вещества (бентонит, нонтронит и др.). Сырые окатыши затем подвергают обжигу.

3. Металлургические расчеты печи

Расчет доменной шихты выполняется на 100 кг чугуна. Цель расчета обеспечить заданный состав металла и шлака для получения качественного передельного чугуна с требуемыми составом и свойствами.

Исходные данные

Таблица 1 - Химический состав чугуна, %

Таблица 2 - Химический состав шихтовых материалов и золы кокса %

Таблица 3 - Технический состав кокса

Принимаем, что в процессе доменной плавки:

.        с колошниковым газом улетучивается 2 % серы, от общего количества серы шихты;

2.       при плавлении 99,8 % железа восстанавливается в чугун, остальное переходит в шлак;

.        фосфор полностью переходит из шихты в чугун;

.        при плавлении 60% марганца восстанавливается в чугун, 40 % переходит в шлак;

.        потери чугуна со скрапом и шлаком (в виде корольков) составляют 0,5 %;

.        вынос пыли определяется учетом работы доменной печи (давления газа на колошнике);

Таблица 4 - Вынос материалов из доменной печи

3.1 Расчет чистых компонентов из окислов

Для определения компонентов шихты необходимо составить и решить систему балансовых уравнений. Расчет уравнений производится на основе чистых элементов. Поэтому предварительно производим пересчет процентного содержания окислов в шихте на содержание чистых элементов. Перерасчет производится из соотношений:

 (1)

 (2)

 (3)

 (4)

 (5)

 (6)

 (7)

Следовательно железа в окатышах, агломерате 1и 2 содержится:

3.2 Определение удельного расхода шихтовых материалов

Для получения 100 кг чугуна необходимо рассчитать расход агломератов 1 и 2 и окатышей. Для этого за X принимаем расход агломерата 1, а за Y расход известняка, кг. Составляем два балансовых уравнения:

)        По балансу железа и марганца в чугуне

 (8)

где [Fe], [Mn] - содержание железа и марганца в чугуне, %; η_Fe, η_Mn - степень перехода железа и марганца в чугун; Fe_{x,y, з. к. -} содержание железа в отдельных компонентах доменной шихты, %; X, Y, - удельный расход компонентов доменной шихты, кг; К - удельный расход кокса, кг;

А - содержание золы в коксе, %.

После преобразований уравнение принимает следующий вид:

 (I)

2)      по основности шлака

 (9)

где CaO_x, CaO_из, CaO_{з. к.,} CaO₂, SiO_2x, SiO_{2из, ,} SiO_{2з. к. -} содержание извести и кремнезема в составляющих доменной шихты, %.

(SiO₂) _{[Si] -} количество кремнезема расходуемое на восстановление кремния из чугуна.

 (10)

где [Si] - содержание кремния в чугуне, %;

- молекулярная масса кремнезема;

- атомная масса кремния.

После преобразование уравнение имеет вид:

 (II)

Решая систему из двух уравнений (I) и (II) с двумя неизвестными, получаем, что

X = 169,354 кг; Y = 1,6 кг. т.е. А₁ = 84,677 кг, А₂ = 84,677 кг

Для проверки произведенных расчетов составляем балансовую таблицу 5, в которой определяем количество элементов и оксидов, вносимых составляющими шихты, а также количество и состав шлака и состав чугуна.

При составлении балансовой таблицы принимаем:

1)      при расходе 50,6 кг кокса в шихту вносится золы в количестве

 кг,

где 10,90 - содержание золы в коксе, %;

2)      в коксе содержится 0,41 % серы. Следовательно с коксом вносится серы

 кг;

3)      количество кремнезема, расходуемое на восстановление кремния, чугуна определяем по формуле (10)

кг;

4)      по условию принято, что 2% серы от общего количества серы, поступившей в печь, улетучивается из доменной печи с колошниковым газом составляет

 кг;

5)      на ошлакование 0,212 кг серы необходимо израсходовать извести (CaO)

 кг;

6)      по условию 0,2 % железа от общего количества, поступившего в печь, переходит в шлак

кг Fe,

из него оксида FeO будет

кг;

7)      по условию 40 % марганца от общего количества поступившего в печь, переходит в шлак

кг,

из него оксида марганца (MnO) будет

кг;

8)      при переходе в шлак 0,212 кг серы образуется CaS

кг;

9)      при расчете количества шлака складывается соединения (окислы) элементов, входящих в шлак

Таблица 5 - Балансовая таблица

.3 Определение физико-химических свойств шлака

Пересчитываем состав шлака с фактического на 4 и 3 компонента и результаты заносим в таблицу 6.

Таблица 6 - Химический состав четырех- и трехкомпонентного шлака

%, %

%,%

Полученный при плавке шлак проверяется на десульфурирующую способность, вязкость, плавкость. Десульфурирующая способность шлака. Для представления о распределении серы между чугуном и шлаком, проводим оценку десульфурирующей способности по методам А.Н. Рамма и И.С. Куликова. По эмпирической формуле А.Н. Рамма для получения чугуна с содержание 0,017 % серы содержание оснований в шлаке должно быть равно

где (Al₂O₃), (S) - соединения глинозема и серы в шлаке, %;

[Si], [S] - содержание кремния и серы в чугуне, %;

n - относительное количество шлака.

 (12)

Фактически в шлаке содержится оснований

о_факт = (CaO) + (MgO) + (MnO) + (FeO) =

= 44,569+4,512+0,595+0,252=49,93%, (13)

Т.к. Ro_фак  Ro_тр следовательно, шлак по Рамму обладает достаточной десульфурирующей способностью.

Для контроля проверим десульфурирующую способность шлака по методу И.С. Куликова.

Для расчета L⁰_s И.С. Куликов предложил формулу

 (14)

где f _{[s] -} коэффициент активности серы;

p _{[co] -} парциальное давление оксида углерода в горне, атм.

 (15)

 (16)

где (CaO), (MgO), (MnO), (SiO₂), (Al₂O₃) - содержание окислов в шлаке, %.

Ход реакции десульфурации зависит от активности серы в металле. В случае много компонентных систем (чугун) для определения коэффициента активности используют формулы, справедливые для определенных диапазонов концентрации. При этом следует учитывать влияние на коэффициент активности всех элементов присутствующих в чугуне.

Суммарное влияние состава чугуна на коэффициент активности серы складывается из влияния отдельных элементов. Для передельного чугуна это удобно определить, через "эквивалентное" содержание углерода по формуле

 (17)

Найденное [С] _экв подставляем в уравнение (18) и получают значение коэффициента активности серы в чугуне данного состава

 (18)

Определяем эквивалентную концентрацию углерода и коэффициент активности серы

 4,99

Полученные значения подставляем в формулу (14) и определяем равновесный коэффициент распределения серы

 17,418

Здесь парциальное давление оксида углерода в горне равно

 атм.

где p_д - избыточное давление горячего дутья, атм (находится в пределах 2,5-4,5 атм)

Требующийся коэффициент распределения серы

 (10)

что составляет от равновесного 12,47100/17,418 = 71,59 %. Степень использования десульфурирующей способности шлака по Куликову составляет 30-60%, значит, полученный шлак обладает достаточной десульфурирующей способностью. Таким образом, шихта обеспечивает получение шлака обладающего согласно экспериментальным и эмпирическим зависимостям достаточной десульфурирующей способностью.

Вязкость шлака

Вязкость шлака определяем по диаграммам Мак-Кефффери при температурах 1773 К и 1673 К. В данном случае для опредения вязкости шлака необходимо польтзоваться четверными диаграммами CaO-MgO-SiO₂-Al₂O₃. Содержание основных компонентов берем в пересчете на четыре компонента (таблица 6). Для того чтобы найти вязкость шлака содержащего 41,13 % SiO₂ необходимо найти вязкость шлака при содержании SiO₂ 40% и 45 % и затем произвести пересчет (таблица 7).

Таблица 7 - Вязкость шлака, Пас

Получаем, что вязкость шлака при температуре 1773 К составляет 0,357 Пас, а при 1673 К - 0,755 Пас.

Вязкость шлака при коксовой плавки при температуре 1773 К колеблется от 0,2 до 0,8 Пас, т.е. полученный шлак не препятствует нормальной работе печи.

Вязкость шлака при 1673 К определяется с целью контроля. Вязкость шлака считается нормальной если вязкость при Т=1673 К примерно в два раза больше чем при 1773 К.

Температура кристаллизации.

Для определения температуры кристаллизации (плавления) шлака используем диаграммы состояния системы CaO-MgO-SiO₂-Al₂O₃. Для шлака с содержанием 9,187 % Al₂O₃ необходимо найти температуры кристаллизации шлака при содержании 5 и 10 % Al₂O₃, а затем произвести перерасчет. При содержании 5% Al₂O₃ температура кристаллизации составляет 1400 К, а при 10% - 1500 К. Соответственно температура кристаллизации шлака с содержанием 9,187 % Al₂O₃ составляет 1484 К.

3.4 Определение реального расхода шихтовых материалов

В таблице 5 приведены расходы сухих шихтовых материалов на 100 кг жидкого чугуна без учета их выноса колошниковым газом. В действительности же шихтовые материалы могут содержать влагу. Некоторое количество материалов выносится из печи колошниковым газом в виде колошниковой пыли. Часть вытекающего из печи чугуна теряется в виде скрапа и брызг в связи с этим расход материалов больше чем приведено в таблице 5.

Расход влажных материалов на 100 кг жидкого чугуна без учета их выноса будет следующим:

- агломерат 184,677 (1+0) = 84,677 кг;

- агломерат 284,677 (1+0) = 84,677 кг;

- известняк 1,6 (1+0,025) = 1,64 кг;

- кокс 49,3 (1+0,036) = 51,075 кг.

где 0,025 и 0,036 - содержание влаги в известняке и коксе.

Расход влажных материалов на 100 кг товарного чугуна составляет:

- агломерат 184,677 (1+0,005) = 85,1 кг;

- агломерат 284,677 (1+0,005) = 85,1 кг;

- известняк 1,64 (1+0,005) = 1,648 кг;

- кокс 51,075 (1+0,005) = 51,33 кг.

где 0,005 - потери чугуна со скрапом и шлаком.

Расход влажных материалов на 100 кг товарного чугуна с учётом выноса пыли составляет:

- агломерат 185,1 (1+0,025) = 87,227 кг;

- агломерат 285,1 (1+0,025) = 87,227 кг;

- известняк 1,648 (1+0,008) = 1,66 кг;

- кокс 51,33 (1+0,007) = 51,69 кг.

где 0,025, 0,008 и 0,007 - вынос пыли из агломерата, окатышей и кокса в пересчет на кг.

Вынос колошниковой пыли составит на 100 кг чугуна

(87,227+87,227+1,66+51,69) - (85,1+85,1+1,648+51,33) = 4,626 кг

В том числе уловленной колошниковой пыли 4,6260,75=3,47 кг на 100 кг чугуна.

4. Специальная часть

Внедоменное получение железа. Процесс ROMELT

Под процессом прямого получения железа понимают такой, который дает возможность получать железо в виде губки непосредственно из руды, минуя доменную печь. Этот процесс протекает без применения кокса, что позволяет получать чистый металл, поскольку фосфор и особенно сера в больших количествах вносит кокс. Агрегатами для реализации этого процесса служат шахтные печи, а в качестве восстановителя чаще всего применяют конвертированный природный газ, состоящий в основном из водорода и оксида углерода (35%), который подают в печь при температуре 1000 ^oС.

Процесс восстановления железа (производства металлизированных окатышей) в шахтных печах осуществляют в противопотоке: железорудные материалы загружают сверху, а восстановительные газы подают снизу.

Методы прямого получения железа из руды известны давно, но до сих пор они не нашли технического осуществления в большом промышленном масштабе. Опробовано более 70 различных способов прямого получения железа, но лишь немногие из них осуществлены и притом в небольшом промышленном масштабе. Внедоменная металлургия наибольшее значение имеет пока как способ производства губчатого железа, применяемого для выплавки высококачественных сталей и производства железных порошков, используемых в порошковой металлургии, сварочной технике и химической промышленности, и меньшее значение как способ выплавки жидкой стали.

Возобновление и рост интереса к этим процессам связан с прогнозируемым дефицитом кокса и возможностью использования неокускованных железорудных материалов, а также с экологическими преимуществами (по сравнению с доменным процессом) процессов жидкофазного восстановления, которые не требуют наиболее сильно загрязняющих окружающую среду производств кокса и окускованного железорудного сырья (агломерата и окатышей).

Процесс Romelt

Разработанный в Московском государственном институте стали и сплавов под руководством профессора В.А. Роменца одностадийный процесс жидкофазного восстановления неподготовленных железорудных материалов с использованием в качестве восстановителя энергетических углей осуществляется в плавильно-восстановительной печи прямоугольного сечения (рис.4.3.), работающем с небольшим разряжением в рабочем пространстве, исключающем выбросы газов в атмосферу.

Рисунок 4.3 - Схема плавильного агрегата процесса Ромелт: а - продольный разрез; б - поперечный разрез; 1 - барботируемый слой шлака; 2 - металлический сифон; 3 - шлаковый сифон (отстойник); 4 - горн с подиной; 5 - переток; 6 - загрузочная воронка; 7 - дымоотводящий патрубок; 8 - фурмы нижнего ряда (барботажные); 9 - фурмы верхнего ряда (для дожигания); 10 - слой спокойного шлака; 11 - слой металла; 12 - водоохлаждаемые кессоны.

Исходным железорудным сырьем в процессе Ромелт является железная руда, в том числе пылеобразная, с широким диапазоном содержания железа. В качестве восстановителя и энергоносителя применяется энергетический уголь в виде пыли.

Железорудная шихта и уголь подаются в агрегат из расходных бункеров с помощью системы весовых дозаторов и конвейеров без специального смешивания. Загрузка осуществляется через специальное отверстие в своде на шлаковую ванну.

В ванне при температуре 1500 - 1600^оС происходит быстрое плавление железосодержащего сырья и замешивание угля в барботируемый слой шлака, который образуется при подаче дутья через фурмы нижнего ряда.

Дутье обеспечивает необходимое барботирование ванны и генерирование тепла в результате неполного сжигания углерода до СО. Образовавшийся восстановительный газ, который содержит СО и Н₂, используется для восстановления оксидов железа шлака, а остаток его дожигается над ванной до СО₂ и Н₂О в кислороде, который вдувается в рабочее пространство печи с помощью второго ряда фурм. При этом обеспечивается дополнительный приход тепла в расплавленную ванну.

Капли восстановленного в шлаковой ванне железа науглероживаются, укрупняются и опускаются на подину агрегата через зону спокойного шлака, образуя металлическую ванну с температурой 1375 - 1450^оС. Полученный металл содержит, % мас.: 4,0 - 4,8 С, 0,05 - 0,15 Mn, 0,01 - 0,1 Si, 0,05 - 0,12 P, 0,025 - 0,060 S.

Металл и шлак удаляются из печи через раздельные сифонные устройства с отстойниками безнапорным способом, что обеспечивает поддержание в печи необходимого постоянного уровня металла и шлака. Металлические и шлаковые сифонные устройства и рабочее пространство печи являются системой сообщающихся сосудов.

Газы в зависимости от степени их дожигания удаляются из рабочего пространства печи с температурой 1500-1800^оС через дымоотводящий патрубок, проходят котел-утилизатор, мокрую и сухую очистку.

Заключение

Произведенный расчет доменной шихты показал, что выплавляемый передельный чугун по химическому составу соответствует заданной марке П1 (ГОСТ 805-80).

Полученный шлак не препятствует нормальному ведению плавки. Вязкость шлака нормальная и не препятствует восстановлению железа. Полученный шлак обладает достаточной десульфурирующей способностью, т.к. по расчетам М.С. Куликова степень использования десульфурирующей способности шлака должна находится в пределах 30-60 %, а полученная степень составляет 71,59 %.

Список использованных источников

1.       Работы выпускные квалификационные, проекты и работы курсовые. Стандарт предприятия СТО ТПУ 2.5.01-2006. - Томск: Издательство ТПУ, 2006. - 60 с.

2.       Расчет доменной шихты: методические указания к выполнению курсовой работы по дисциплине "Производство чугуна и прямое получение железа" для студентов специальности 150101 "Металлургия черных металлов" / И.С. Сулимова - Юрга: Издательство Юргинского технологического института (филиала) ТПУ, 2010. - 40 с.

.        Ермолаев В.А. и др. Месторождения полезных ископаемых. - М.: Метеллургия, 1985. - 480 с.

.        Лимонитовые руды [Электронный ресурс]: http://www.rusmineral.ru/show. aspx? id=59 (дата обращения 17.04.13)

.        Внедоменное получение железа. Процессы жидкофазного восстановления - процесс ROMELT. [Электронный ресурс]:

.        http://steeltimes.ru/allmet/noblastfurnace/noblastfurnace. php (дата обращения 20.04.13)