Расчет доменной шихты

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

4,808

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

37,134

Здесь парциальное давление оксида углерода в горне равно

 атм.

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

Требующийся коэффициент распределения серы

     (10) 

 

что составляет от равновесного 10,88 100/37,134 = 29,3 %. 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-Кефери при температурах 1773 К и 1673 К. В данном случае для определения вязкости шлака необходимо воспользоваться четверными диаграммами CaO-MgO-SiO2-Al2O3. Содержание основных компонентов берем в пересчете на четыре компонента (таблица 6). Для того чтобы найти вязкость шлака содержащего 40,46 % SiO2 необходимо найти вязкость шлака при содержании SiO2 40% и 45 % и затем произвести пересчет (таблица 7).

Таблица 7 - Вязкость шлака, Па с

Содержание SiO2 в шлаке, %	Температура, К
	1773	1673
40	0,275	0,55
45	0,35	0,72

 

Получаем, что вязкость шлака при температуре 1773 К составляет 0,2819 Па с, а при 1673  - 0,5656 Па с.

Вязкость шлака при коксовой плавки при температуре 1773 К колеблется от  0,3 до 0,6 Па с, 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 6,85 %  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% - 1320 К. Соответственно температура кристаллизации шлака с содержанием 6,85 % Al2O3 составляет 1363,6 К.

 

3.5 Определение реально 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:

железная руда  2 (1+0,03) = 2,06 кг;

агломерат 1  60 (1+0) = 60 кг;

агломерат 2  114,12 (1+0) = 114,12 кг;

известняк   1,629 (1+0,02) = 1,662 кг

кокс    43,5 (1+0,004) = 47,32 кг.

Расход влажных материалов на 100 г товарного чугуна составляет:

железная руда  2,06 (1+0,005) = 2,0703 кг;

агломерат 1  60 (1+0,005) = 60,3 кг;

агломерат 2  114,12 (1+0,005) = 114,6906 кг;

известняк   1,662 (1+0,005) = 1,6698 кг;

кокс    47,32 (1+0,005) = 47,557 кг;

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

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

‒ железная руда  2,04015 (1+0,025) = 2,0911 кг;

‒ агломерат 1  60,3 (1+0,025) = 61,8075 кг;

‒ агломерат 2  114,6906 (1+0,025) = 117,5579 кг;

‒ известняк  1,6698 (1+0,008) = 1,6831 кг;

‒ кокс  47,557 (1+0,007) = 47,89 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

(2,0911+61,8075+117,5579+1,6831+47,889)-

 -(2,04015+60,3+114,6906+1,6698+47,557)=4,771 кг

В том числе уловленной колошниковой пыли 4,771 0,75=3,578 кг на 100 кг чугуна.

 

4 Специальная  часть

НАЗВАНИЕ

В последние десятилетия в мировой металлургии наряду с действующими металлургическими интегрированными заводами (заводами с полным циклом) начали строить мини-заводы, использующие для выплавки стали металлолом. Эту тенденцию породили два обстоятельства.

1.      Накопление запасов металлолома  при переходе от мартеновского  к кислородно-конвертерному производству  стали, при котором содержание лома в шихте по сравнению с мартеновским процессом ограничено.

2.      Развитие непрерывной разливки  стали.

В результате появилась возможность создавать небольшие заводы, используя дуговые электропечи, переплавляющие в сталь накопленные ресурсы металлолома. При этом отпадает необходимость иметь в производственном цикле добычу железорудного сырья, его обогащение и окускование, производство кокса. Инвестиционные затраты по такой схеме резко сокращаются, а себестоимость стали конкурентоспособна (с учетом экономии на транспортных расходах) со сталью интегрированных заводов. Это позволяет выходить на рынок металлопродукции сравнительно небольшим частным фирмам, производящим ограниченный сортамент металлопродукции.

В мировой металлургии были неоднократные попытки получения жидкого металла без использования кокса, методом жидкофазного восстановления с использованием энергетического угля в качестве восстановителя.

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 (рисунок 4.1), работающем с небольшим разряжением в рабочем пространстве, исключающем выбросы газов в атмосферу.

 

Рисунок 4.1 - 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 – 1600оС 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 – 1450оС. Полученный металл содержит, % массы: 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 – 1800оС через дымоотводящий патрубок, проходят котел-утилизатор, мокрую и сухую очистку.

Отсутствие необходимости предварительной подготовки железосодержащей шихты в агрегате "Ромелт" принципиально отличает его от двух- и более стадийных процессов типа "Корекс" и позволяет иметь существенную экономию.

Дополнительным преимуществом процесса "Ромелт" является возможность работать на шихте с пониженным содержанием железа в пределах 45-55%. Такая возможность создается тем, что восстановление ведется из шлаковой ванны, содержащей всего 3 % оксида железа. Появляется возможность освоения месторождений с относительно низким содержанием железа.

 Продолжительность кампании  металлургического агрегата обычно определяется стойкостью футеровки в реакционной зоне, где происходит процесс восстановления. В агрегате "Ромелт" в этой зоне огнеупорная футеровка заменена водоохлаждаемыми медными кессонами, а в зоне надшлакового пространства и в своде - стальными кессонами. Такие кессоны, покрытые гарниссажем, являются надежным ограждающим устройством.

 Единственным дополнительным  элементом в установке "Ромелт", сравнительно с доменными печами  и многостадийными процессами  восстановительной плавки, является  котел-утилизатор тепла отходящих из агрегата газов. Они удаляются через обычное отверстие в своде агрегата и с помощью водоохлаждаемого дымоотводящего патрубка направляются в котел-утилизатор. В котле-утилизаторе происходит полное дожигание газа до СО2 и воды с выделением при этом соответствующей энергии и снимается физическое тепло отходящего газа с температурой 1600-1700 °С до 250-300 °С. 
Заключение

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

Полученный шлак препятствует нормальному ведению плавки. Вязкость шлака нормальная и не препятствует восстановлению железа. Полученный шлак обладает не 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  29,3 %.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

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.
3. Ермолаев В.А. и др. Месторождения полезных ископаемых. ‒ М.: Метеллургия, 1985. ‒ 480 с.
4. Лебединский ГОК [Электронный ресурс]:http://www.metalloinvest.com (дата обращения 20.04.12).
5. Угольный бассейн [электронный ресурс] http://dic.academic.ru/dic.nsf (дата обращения 20.04.12).
6. Кузбасские угли [электронный ресурс] http://ru.wikipedia.org (дата обращения 18.04.12).
7. Роменец‚ В.А. “Ромелт” - полностью жидкофазный процесс получения металла // Изв. вузов. Черная металлургия, 1999. №11. с. 13-23.