Ирина Эланс

Автор который поможет с любыми образовательными и учебными заданиями

Расчет доменной шихты. 3

Содержание

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.

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 окомковате-лях 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 расчетыпеч

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, %

Химический состав чугуна %
Основность шлака	Si	S	C+P	Fe+Mn
1,12	0,65	0,017	4,65	94,683

Таблица 2 – Химический состав шихтовых материалов и золы кокса %

Материал	Уд.расход, кг/100 кг чугуна	FeO	Fe2O3	SiO2	Al2O3	CaO	MgO
Агломерат №1	-	12,70	65,70	9,40	1,44	9,86	0,65
Агломерат №2	-	12,80	63,89	9,10	1,38	11,20	1,25
Известняк	-	-	3,84	1,00	0,62	41,00	10,10
Зола кокса	-	-	25,48	42,00	24,40	4,10	1,30

Продолжение таблицы 1

Материал	MnO	FeS	SO3	P2O5	W	п.п
Агломерат №1	0,17	0,03	-	0,05	-	-
Агломерат №2	0,26	0,06	-	0,06	-	-
Известняк	-	-	-	0,05	2,50	43,39
Зола кокса	0,12	-	2,00	0,60	-	-

Таблица 3 – Технический состав кокса

Расход кокса, кг	Технический состав кокса
K	A	S	W
50,6	10,90	0,41	3,6

Принимаем, что в процессе доменной плавки:

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

Материалы	При давлении на колошнике, кПа
Материалы	110	170	200	250-280
Железная руда, агломерат, окатыши	5,0	3,0	2,5	2,0
Марганцевая руда	9,0	5,4	4,5	3,6
Кокс	1,0	0,8	0,7	0,6
Известняк	1,5	0,9	0,8	0,6

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, %;

ηFe, ηMn - степень перехода железа и марганца в чугун;

Fex,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)

по основности шлака

(9)

где CaOx , CaOиз, CaOз.к., CaO2, SiO2x, SiO2из, , SiO2з.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, %;

60 - молекулярная масса кремнезема;

28 - 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:

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

кг,

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

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

кг;

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

кг;

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

кг;

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

кг;

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

кг Fe,

из него оксида FeO будет

кг;

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

кг,

из него оксида марганца (MnO) будет

кг;

при переходе в шлак 0,212 кг серы образуется CaS

кг;

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

Таблица 5 - Балансовая таблица

Стастьи балланса	Масса, кг	SiO2		Al2O3		CaO		MgO		Fe		Mn		S		P
		%	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг	%	кг
Агломерат 1	84,677	9,4	7,96	1,44	1,22	9,86	8,35	0,65	0,55	55,89	47,33	0,132	0,112	0,0109	0,009	0,022	0,019
Агломерат 2	84,677	9,1	7,71	1,38	1,17	11,2	9,48	1,25	1,058	54,72	43,8	0,102	0,086	0,0218	0,018	0,026	0,022
Известняк	1,6	1	0,016	0,62	0,01	41	0,656	10,1	0,162	2,688	0,043	-	-	-	-	0,022	0,00035
Зола кокса	5,515	42	2,32	24,4	1,35	4,1	0,226	1,3	0,072	17,836	0,984	0,093	0,005	0,41	0,207	0,262	0,014
Всего вносится шихтой			18,01		3,75		18,712		1,842		92,157		0,203		0,234		0,0554
Восстанавливается в чугун			1,393								91,973		0,112		0,017		0,0554
Улетучивается с колошниковыми газом															0,047
Расходуется на образование CaS							0,519								0,212
Переходит в шлак, кг			16,617		3,75		18,193		1,842		0,184 (0,243)		0,0812 (0,103)		0,212 (0,477)
Количество и состав шлака	40,82	40,71		9,187		44,569		4,512		0,595		0,252		1,168

3.3 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

Составляющие	Содержание в шлаке
Составляющие	Фактическое	Пересчет на 4 к.	Пересчет на 3 к.
SiO2	40,71	41,13	40,13
Al2O3	9,187	9,282	9,282
CaO	44,569	45,029	RO = 49,6
MgO	4,512	4,558	RO = 49,6
∑	98,978	100	100

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

Rофакт = (CaO)+(MgO)+(MnO)+(FeO) =

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

Т.к. Roфак Roтр следовательно , шлак по Рамму обладает достаточной десульфурирующей способностью.

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

Для расчета L0s 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 pд ‒ избыточное давление горячего дутья, атм (находится в пределах 2,5-4,5 атм)

Требующийся коэффициент распределения серы

(10)

что составляет от равновесного 12,47 100/17,418 = 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, Па с

Содержание SiO2 в шлаке, %	Температура, К
Содержание SiO2 в шлаке, %	1773	1673
40	0,33	0,69
45	0,45	0,98

Получаем, что вязкость шлака при температуре 1773 К составляет 0,357 Па с, а при 1673 К ‒ 0,755 Па с.

Вязкость шлака при коксовой плавки при температуре 1773 К колеблется от 0,2 до 0,8 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.