Автор работы: Пользователь скрыл имя, 10 Апреля 2014 в 15:56, курсовая работа
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.
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.
2.4 Определение
реально расхода шихтовых
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 1 84,677 (1+0) = 84,677 кг;
‒ агломерат 2 84,677 (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 1 84,677 (1+0,005) = 85,1 кг;
‒ агломерат 2 84,677 (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 1 85,1 (1+0,025) = 87,227 кг;
‒ агломерат 2 85,1 (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)-(
В том числе уловленной колошниковой пыли 4,626 0,75=3,47 кг на 100 кг чугуна.
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 – 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, % 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 – 1800оС 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 %.
http://www.rusmineral.ru/show.
http://steeltimes.ru/allmet/