WWW.NEW.PDFM.RU
БЕСПЛАТНАЯ  ИНТЕРНЕТ  БИБЛИОТЕКА - Собрание документов
 


Pages:   || 2 | 3 | 4 | 5 |   ...   | 6 |

«я?# В.Г. ВОСКОБОЙНИКОВ В.А. КУДРИН А.М. ЯКУШ ЕВ Издание 6-е переработанное и дополненное Рекомендовано Министерством общего и профессионального образования Российской ...»

-- [ Страница 1 ] --

УЧЕБНИКДЛЯ ВУЗОВ

я?#

В.Г. ВОСКОБОЙНИКОВ

В.А. КУДРИН

А.М. ЯКУШ ЕВ Издание 6-е переработанное

и дополненное

Рекомендовано Министерством общего и профессионального

образования Российской Федерации в качестве учебника

для студентов высших учебных заведений,

обучающихся по направлению «Металлургия»

Москва

ИКЦ «АКАДЕМКНИГА

УДК 669.053 й Л чН К О аО Ж Ю Я 1 в

ББК 34.30 НМ ЧШ И д Я

В 76 I г»»И ^ О М д Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М .

в 76 Общая металлургия [Текст]: учебник для вузов / Воскобой­ ников В.Г., Кудрин ВА, Якушев А.М. - 6-изд., перераб и доп. М.: ИКЦ «Академкнига», 2005 - 768 с.: 253 ил .

18ВК 5-94628-062-7. * ' Пятое издание вышло в 1998 г. В настоящей книге на основе современных представлений рассмотрены основные металлургические производства .

Даны характеристики сырых материалов и способы их подготовки. Детально изложены теория и технология доменного и сталеплавильного производств, а также производство ферросплавов. Коротко рассмотрены процессы производства основных цветных металлов. Освещены физико-химические основы металлургических процессов и технико-экономические показатели производств. Описано оборудование металлургических цехов .

Предназначена в качестве учебника для студентов металлургических и политехнических вузов. Может быть полезна для использования в металлургических лицеях и колледжах .

С.Торайгыроа атындагы ПМУ-д1к шадемик С.Бейсембаеь атыидагы былыми А К1ТАПХАНАСЫ 18» * 5 - 94628- 062-7 © В.Г. Воскобойников, ВА. Кудрин, А.*М. Якушев, 2002 © ИКЦ «Академкнига», 2002 ОГЛАВЛЕНИЕ П реди слови е

Введение

Ч А С Т Ь I. ПРОИЗВОДСТВО ЧУГУНА И Ж ЕЛЕЗА........ 20 Г л а в а 1. Сырые материалы их п о д г о т о в к а

§ 1. Железные р у д ы

§ 2. Основные месторождения железных р у д

§ 3. Марганцевые р у д ы

$ 4. Флюсы и отходы производства

§ 5. Подготовка железных руд к доменной п л а в к е

§ 6. Топливо...............

Г л а в а 2. Конструкции доменной печи

§ 1. Общее описание печи

§2. Профиль печи и основные размеры

§ 3. Фундамент, кожух и холодильники

§ 4. Футеровка печи

§ 5. Горн печи

§ 6. Колошниковое устройство

Г л а в а 3. Домен вый процесс .

...............

§ 1. Загрузка шихты и распределение материалов на колошнике........ 87 § 2. Распределение температур, удаление влаги и разложение карбона­ тов

§ 3. Процессы восстановления

1. Восстановление железа

2. Восстановление марганца и выплавка марганцовистых чугунов 100

3. Восстановление кремния и выплавка кремнистых чугунов... 102

4. Восстановление фосфора

5. Восстановление других элементов

§ 4. Образование чугуна

§ 5. Образование шлака и его свойства

§ 6. П оведете серы,*: ^

д- Я гаД К | МНГ Дутье, процессы в горне и движение газов в печи

1. Дутье. /

2. Процессы в горне

3. Движение газов в печи и изменение их температуры, состава, количества и давления.

§ 8. Интенсификация доменного процесса

1. Нагрев дутья

2. Увлажнение дутья

3. Повышенное давление газа

4. Обогащение дутья кислородом

5. Вдувание в горн углеродсодержащих в ещ е ств





6. Комбинированное д у т ь е

§ 9. Продукты доменной п л а в к и

§ 10. Управление процессом, контроль, автоматизация

9 И. Организация* ремонтов, задувка и выдувка печи

• 1 Конструкции сталеплавильных агрегатов непрерывного действия * (С А Н Д )

9 2. Переплав м еталлолом а

5 3. Перспективы развития непрерывных п р о ц ессо в

Г л а в а 10. Переплавные процессы

§ 1. Вакуумный индукционный переплав

§ 2. Вакуумный дуговой переплав

§ 3. Электрошлаковый п ер еп л ав

§4. Электронно-лучевой и плазменно-дуговой п ер еп л ав ы

§ 5. Перспективы развития переплавных процессов

–  –  –

\ § 2, Сырые материалы

5 3. Производство глинозема

1. Способ Байера

2. Способ спекания

§ 4. Электролитическое получение ал ю м и н и я................

§ 5. Рафинирование ал ю м и н и я

Г л а в а 5. Получение других цветных металлов

§ 1. Основы хлоридных методов производства м е т а л л о в

§ 2. Производство магния

§ 3. Производство титана

Ч А С Т Ь V. МЕТАЛЛУРГИЯ И ПРОБЛЕМЫ ОХРАНЫ ОКРУЖАЮЩЕЙ С РЕДЫ

§ 1. Правовые аспекты проблем охраны п р и р о д ы

§ 2. Основные направления охраны окружающей среды и рационального природопользования

§ 3. Охрана природы и металлургия. Особенности структуры металлур­ гического производства в нашей стране

§ 4. Защита воздушного бассейна

§ 5. Охрана водного бассейна

§ 6. Утилизация ш л а к о в

§ 7. Использование шламов и в ы б р о со в

§ 8. Использование отходов смежных п р о и зво д ств

§ 9. Использование вторичных энергоресурсов

§ 10. Использование металлургических агрегатов для переработки бы­ товых отходов

Рекомендательный библиографический с п и с о к

ПРЕДИСЛОВИЕ

Первое издание учебника "Общая металлургия”, подготовлен­ ное в 1965— 1966 гг. по инициативе и под руководством известного отечественного металлурга профессора Ф.П.Еднерала, вышло в 1967 г. Книга получила положительные отзывы и.неоднократно переиздавалась. Четвертое издание учебника было отмечено в 1987 г. присуждением Государственной пре­ мии СССР .

За годы, прошедшие после выхода в свет 4-го издания, металлургическое производство существенно изменилось, в связи с чем в текст нового издания внесены изменения. Не­ которые главы написаны заново, появились новые разделы, текст обновлен и переработан .

Жизнь внесла свои коррективы и в состав авторского коллектива .

В данном издании особое внимание уделено описанию но­ вого оборудования и новых технологических процессов, на­ правленных на повышение качества металла, на экономию энергетических, материальных и трудовых ресурсов, на комплексное решение экологических проблем .

Введение, гл. 6 части 1-й (способы внедоменного полу­ чения железа), главы 1, 3, 7, 8, 9, 10 части 2-й (общие основы сталеплавильного производства, мартеновское произ­ водство стали, современные технологии получения стали вы­ сокого качества, внепечная обработка.чугуна и стали, про­ изводство стали в агрегатах непрерывного действия, переп­ лавные процессы) и часть 5 (Металлургия и проблемы окру­ жающей среды) написаны проф. В.А.Кудриным .

Главы 2, 4, 5 и 6 части 2-й (конвертерное производство стали, выплавка стали в электрических печах, слитки и разливка стали, непрерывная разливка стали) написаны проф. А.М.Якушевым .

Части 1, 3 и 4 (производство чугуна, производство фер­ росплавов, производство цветных металлов), написанные проф. В.Г.Воскобойниковым, для настоящего пятого издания переработаны и дополнены проф. А.М.Якушевым .

ВВЕДЕНИЕ

Слово "металлургия" происходит от греч.:

выкапываю, добываю из земли;

еСаНеио добываю руду, обрабатываю металлы;

е(а11иг§ео рудник, металл .

еСаПоп Это слово означает, соответственно, область науки и техники, охватывающую процессы обработки добытых из недр руд, получение металлов и сплавов, придание им определен­ ных свойств .

И в древности, и в средние века, и сравнительно недав­ но, вплоть до времен М.В.Ломоносова, считалось, что существует только 7 металлов (золото, серебро, медь, оло­ во, свинец, железо, ртуть) .

У алхимиков металлы часто носили название планет: зо­ лото называлось Солнцем, серебро — Луной, медь — Венерой, Марсом, Сатурном, железо Юпитером, свинец олово них веков ртуть— Меркурием. Химики древнего мира и обозначения веществ символические ния .

В 1814 г. шведский химик Й.Берцелиус предложил исполь­ зовать чисто буквенные знаки, которыми по сей день поль­ зуется весь мир, за редкими исключениями. Так, например, во Франции вместо знака азота N. бериллия Ве и вольфрама ^ часто используют знаки Аг (Аго1е), 31 (С 1исш ш т) и Ти (Тип^з(епе); в США вместо знака ниобия № нередко упот­ ребляют СЬ (Со1ишЬшт) .

Сегодня науке известно более 80 металлов, большинство из них используется в технике .

В мировой практике исторически сложилось деление ме­ таллов на черные (железо и сплавы на его основе) и все остальные - нечерные (Г^оп-Геггоиз т е Ы з, англ.; № сЬ(е1« нем.) или цветные металлы. Соответственно, 5епте1а11е, м еталл ур ги я часто подразделяется на черную и цветную. В настоящее время на долю черных металлов приходится около 95 % всей производимой в мире металлопродукции .

В технике принята также условная классификация, по легкие" (алюминий, которой цветные металлы разделены на * магний), "тяжелые" (медь, свинец и др.), тугоплавкие (вольфрам, молибден и др.), благородные (золото, платина и др.), редкие металлы .

За последние 20 лет ежегодное мировое потребление ме­ таллов и мировой металлофонд удвоились и, соответственно, составляют около 800 млн т и около 8 млрд т. Доля продук­ ции, изготовленной с использованием черных и цветных ме­ таллов, в настоящее время составляет 72— 74% валового на­ ционального продукта государства. Можно смело утверждать, что металлы в XXI в. останутся основными конструкционными материалами, так как по своим свойствам, экономичности производства и потребления не имеют себе равных в боль­ шинстве сфер применения .

Из ~ 800 млн т потребляемых металлов ~ 750 млн т — сталь, 20— млн т — алюминий, 8— млн т — медь, 5— млн т — цинк, 4— млн т — свинец (остальные — 1 млн т) .

Масштабы получения таких металлов, как упомянутые выше, измеряются в млнт/год; таких как магний, титан, никель, кобальт, молибден, вольфрам — в тыс.т, таких как селен, теллур, золото, платина — в тоннах, таких как иридий, осмий и т.п. — в килограммах .

Сейчас основная масса металлов производится и потреб­ ляется в таких странах, как США, Япония, Китай, Россия, Германия, Украина, Франция, Италия, Великобритания и др .

Предполагается, что в начале будущего столетия в миро­ вом производстве и потреблении металлов возрастет роль развивающихся стран, обладающих более высокими темпами экономического развития, валовой национальный продукт которых отличается большей металлоемкостью .

Используемые в технике металлы получают из руд .

Р у д а м и называют природные образования, содержащие металлы в таких соединениях и концентрациях, при которых ф их промышленное использование технически возможно и эко­ номически целесообразно .

По химическому составу преобладающих в той или иной руде минералов различают руды силикатные, кремнистые, оксидные, сульфидные, карбонатные и смешанные .

По содержанию ценных компонентов различают руды богатые и убогие, бедные .

Применение того или иного металла (или сплава) в зна­ чительной мере определяется практической ценностью его свойств; существенное значение имеют и другие обстоятель­ ства, в первую очередь природные запасы, доступность и рентабельность его добычи .

|1 Из наиболее ценных и важных для современной техники металлов лишь немногие содержатся в земной коре в больших количествах: алюминий (8,8 %), железо (4,65 %), магний (2,1 %), титан (0,63 %). Природные ресурсы ряда весьма важных металлов измеряются сотыми и даже тысячными долями процента. Особенно бедна природа благородными и редкими металлами .

К рудам черных металлов обычно относят месторождения железа, марганца, хрома, титана и ванадия .

К рудным месторождениям легки х металлов обычно относят руды, содержащие алюминий; основной поставщик алюминия н бокситы, а также алуниты, нефелины и различные глины. К рудным месторождениям цветных металлов относятся место­ рождения меди, свинца и цинка, кобальта, никеля, сурьмы .

Запасы металлов в наиболее крупных из них достигают от десятков до сотен млн т, при обычном содержании металлов в руде — единицы процентов .

Характерными для рудны х месторождений редких металлов являются месторождения олова, вольфрама, молибдена, ртути, бериллия, тантала и ниобия. Наибольшие запасы в них достигают сотен тысяч тонн при содержании металла в руде обычно не выше 1 % .

Таким образом масса добываемых материалов во много раз превышает количество содержащихся в руде металлов и в по­ давляющем большинстве случаев из природных руд экономиче­ ски невыгодно (а часто и технически невозможно) непосред­ ственно извлекать полезные компоненты. В этих случаях осуществляется обогащение руд .

Процесс обогащения обычно включает операции дробления, измельчения. Собственно обогащение осуществляется с ис­ пользованием различных свойств материалов. Например, при разной плотности разделяемых минералов применяются методы гравитационного обогащения (различие в скорости движения частиц в воде или в‘ воздухе). Различие в физико­ химических свойствах поверхности лежит в основе флотаци­ онных процессов. При различии магнитной восприимчивости используют метод магнитной сепарации. Иногда используют такой способ, к ак обжиг и т.д. В результате обогащения получают два продукта: концентрат и хвосты. Если в руде содержится ряд полезных компонентов, то из нее получают несколько концентратов (или комплексные концентраты, ком ­ поненты которых разделяются уже в металлургическом пере­ деле) .

Здесь же упомянем о содержании таких распространенных у металлургов терминов, как гидрометаллургия (от греч .

Ьуйог — вода), пирометаллургия (от греч. руг — огонь), биотехнологии (от греч. Ыо8— жизнь) .

Гидрометаллургия — это извлечение металлов из руд, концентратов и отходов различных производств при помощи воды и водных растворов химических реактивов (выщелачива­ ние) с последующим выделением металлов из растворов (на­ пример, цементацией, электролизом) .

Пирометаллургия — это металлургические процессы, про­ текающие при высоких температурах (обжиг, плавка и т.п.) .

Биотехнологии — технологии, связанные с деятельностью живых организмов (в данном случае — микроорганизмов) .

Анализ имеющихся данных свидетельствует о том, что во многих странах мира идет интенсивный научный поиск по применению различных микроорганизмов к конкретным -метал­ лургическим объектам (биовыщелачивание, биоокисление, биосорбция, биоосаждение и очистка растворов). В част­ ности, железоокисляющие бактерии уже находят применение для выщелачивания металлов из сульфидных и смешанных руд, концентратов и отходов производства, обессеривания углей и т.п. Для получения желательных (более активных) мутантных штаммов используют методы генной инженерии. К настоящему времени наибольшее применение биотехнические процессы нашли для извлечения таких цветных металлов, как медь, золото, цинк, уран, никель из сульфидного сырья .

Особое значение имеет реальная возможность использования методов биотехнологии для глубокой очистки сточных вод металлургических производств .

Масштабы переработки руд в мире огромны. Достаточно сказать, что несколько лет назад на территории СССР обо­ гащению ежегодно подвергалось более 1 млрд т руды!

Получаемые в результате обогащения концентраты посту­ пают на металлургические предприятия для непосредственно­ го получения из них тех или иных металлов и сплавов .

Сегодня металлы являются основой современной цивилиза­ ции. Такое положение они заняли в результате многовековых

Штамм (нем. 5 (а т т ) —чистая культура микроорганизмов одного вида .

1Э усилий людей во многих странах .

Археологические раскопки свидетельствуют о том, что знакомство человека с металлами (возможно, в начале — метеоритного происхождения) относится к временам, весьма удаленным от нас. В частности, обнаруженные в 50— 60-х гг .

XX в. в юго-западной части Малой Азии следы выплавки меди датируются 7— 6-м тысячелетием до нашей эры .

В бронзовом веке (3— тыс.лет до н.э.) применение по­ лучили изделия и орудия труда из сплавов меди с оловом (оловянная бронза). ч,. щШ Оловянная бронза — древнейший сплав, выплавленный че­ ловеком. Считается, что первые изделия из бронзы получены за 3 тыс.лет до н.э. восстановительной плавкой смеси мед­ ной и оловянной руд с древесным углем. Значительно позже бронзы стали изготовлять добавкой в медь олова и других металлов (алюминиевые, бериллиевые, кремненикелевые и др .

бронзы, сплавы меди с цинком, называемые латунью, и др.) .

Бронзы применялись вначале для производства оружия и ору­ дий труда, затем для отливки колоколов, пушек и т.д. В настоящее время наиболее распространены алюминиевые брон­ зы (5— % А1) с добавками железа, марганца и никеля .

Вслед за медью человек познакомился с железом .

Общие представления о трех "веках" — каменном, бронзо­ вом и железном— возникло еще в античном мире (Тит Лукре­ ций Кар). |‘ Термин "железный век" был введен в науку в середине XIX в. датским археологом К.Томсеном .

Принято считать, что человек впервые познакомился с метеоритным железом. Об этом свидетельствуют названия же­ леза на языках древних народов: "небесное тело" (древне­ египетский, древнегреческий), "звезда" (древнегреческий) .

В расшифрованных хеттских текстах XIX в. до н.э. упомина­ ется о железе к ак о металле, "упавшем с неба". Шумеры на­ зывали железо "небесной медью”. Возможно, поэтому железо в древности было окружено ореолом таинственности, и люди, добывающие и перерабатывающие железо, были окружены поче­ том и уважением, к которым примешивалось и чувство страха (их часто изображали колдунами) .

В отличие от сравнительно редких месторождений меди и в особенности олова, железные руды (например, бурые железняки) встречаются почти всюду .

В исторической литературе эпоху железного века делят на два периода: ранний (X— вв. до н.э.) железный век V (так называемая гальштадтская культура по названию города в Австрии, возле которого были найдены железные предметы того времени) и поздний или "второй железный век" (V— IIвв. до н.э.— начало н.э.), соответствующий! перио­ ду, от которого осталось много железных предметов (так называемая латенская культура — по месту в Швейцарии) .

Латенская культура связывается с кельтами, считавшимися мастерами изготовления различных орудий из железа. Боль­ шое переселение кельтов, начавшееся в V в. до н.э., спо­ собствовало распространению этого опыта на территории Западной Европы. От кельтского названия железа "изарнон" произошли немецкое "айзен” и английское "айрон" .

В конце второго тысячелетия до н.э. железо появилось в Закавказье. В степях Северного Причерноморья в VII— вв .

I до н.э. обитали племена скифов, создавших наиболее раз­ витую культуру раннего железного века на территории Рос­ сии и Украины .

Вначале железо ценилось очень дорого, использовалось для изготовления монет, хранилось в царских сокровищ­ ницах. Затем все шире использовалось и как орудие труда, и как оружие. Об использовании железа в качестве орудий труда упоминается в "Иллиаде" Гомера. Там же упоминается о том, что Ахилл наградил диском из железа победителя дискобола .

По преданию, колыбелью монголов и туркменов были бога­ тые рудами Алтайские горы, своими богами эти народы счи­ тали тех, кто ведал кузнечным искусством. Несомненно, пришедшие с Востока народы внесли свой вклад в распрост­ ранение металлургии. Воинственные кочевники из Средней Азии имели металлические доспехи и железное оружие. Свое­ образная культура сложилась в Китае, где, возможно, ра­ нее, чем у других народов, научились получать жидкий чугун и делать из него отливки. До наших дней сохранились некоторые уникальные отливки из чугуна, изготовленные в первом тысячелетии н.э., например, колокол высотой 4 и диаметром 3 м, массой 60 т .

Известны уникальные изделия металлургов древней Индии .

В Дели стоит знаменитая Кутубская колонна массой 6 т, вы­ сотой 7,5 м и диаметром 40 см. Надпись на колонне гласит, | что она гг"„гг= ;

ружена из г - г. г г ь г г г д Индии найдено стальное оружие первого тесячелетия до н ^ ие вреМена использовали Гпеческие мастера уже в дреииив

–  –  –

ВаТ Первым н еи звестн ы х способов получения железа из руд явился так называемый сыродутный способ, при К0Т°Р°“ в или печь загружают железную руду и уголь, при гор и ш которого происходит частичное восстановление железа из руды Повышение производительности сыродутных ^ ч е и достигалось увеличением размеров агрегатов (увелиго р н о в <

–  –  –

большие месторождения оловорудных минералов- район Вос­ точного Забайкалья и Дальнего Востока. Ртуть, сурьма.золото, платина, редкие металлы. З О Л О Т 4Ъ ТТ т т а т и п а ^ ____ ______ * ^^ г ^ ’’ - ^ мгшГ • • всем этим располагает Россия .

До 1991г. металлургическое произвол Федерации являлось составной частью еди венного комплекса Союза ССР. После выделе СССР отдельных союзных республик металлургическое произ­ водство России испытывало временные затруднения. Так, на Украине и в Грузии остались богатые марганецсодержащие руды и заводы, производящие марганецсодержащие сплавы, в остались цветных металлов. За прошедшие годы связанные с этим проблемы решены. Наиболее серьезные проблемы, которые обновление устареближайшее еятельности неэффективвшего оборудования, прекращение оохранных мероприятий .

Отечественная металлургия сегодня удовлетворяет все заявки на свою продукцию от отечественных потребителей .

Многие виды металлургической продукции уже сегодня конкурентоспособны на мировом рынке, а металлургия приз­ нана (наряду с топливно-энергетическим комплексом, воен­ ной авиацией и космонавтикой) к а к одна из приоритетных отраслей для государственных вложений (вследствие перс­ пективной эффективности этих отраслей) .

Разработанная в конце 1993 г. Федеральная программа металлургии развития перевооружения и технического России направлена на дальнейшее совершенствование и развитие этой важнейшей отрасли отечественной промышлен­ ности. * Я К ^ Особое внимание в Федеральной программе уделено двум проблемам: проблеме ресурсосбережения и охране окружающей среды и проблеме обеспечения качества в металлургии .

На состоявшейся в 1994 г.

в Москве международной кон­ ференции "Черная металлургия России и СНГ в XXI веке" сообщалось, что, по экспертным оценкам, в настоящее время в нашей стране образование (удельный выход) различных отходов на 1 т стального проката велико и составляет:

вскрышных и горных пород 1500— 2500 кг; различных шлаков пыли 80-120 кг; окалины 500^— 1000 кг; ш лаков 80— кг;

,э .

300 м3; технологических газов 30— кг; сточных 40 вод 250— 8— тыс.м3; аспирационного воздуха 30— тыс.м3; горючих газов 2000— 2500 м3. Наша задача — существенно снизить эти цифры уже в ближайшие годы .

Федеральной программой определены основные направления по снижению вредного воздействия металлургии. Основное направление — энергосберегающие технологии. Другое на­ правление — мероприятия по предотвращению и локализации выбросов и очистке выбросов .

Переход на рыночную экономику предполагает ужесточение требований к гарантированному соблюдению стандартов к а­ чества металлопродукции. В металлургическую практику вводятся международные и европейские стандарты "Управле­ ние качеством продукции". Требования этих стандартов фор­ мируют новые отношения между потребителем и изготовителем металлопродукции по гарантированному обеспечению качества на протяжении всего технологического цикла (проектирова­ ние, оборудование, сырье, технология, отгрузка продук­ ции) .

Повсеместное распространение получает сертификация качества металлопродукции как гарантированная система обеспечения качества по всей технологической цепочке металлургического предприятия .

Молодым специалистам в области металлургического про­ изводства, вступающим в XXI век, обеспечено необъятное поле деятельности в одной из наиболлее приоритетных отраслей народного хозяйства .

Ч а с т ь 1. ПРОИЗВОДСТВО ЧУГУНА И ЖЕЛЕЗА

Г л а в а 1. СЫРЫЕ МАТЕРИАЛЫ И ИХ ПОДГОТОВКА

Для производства черных и цветных металлов применяют раз­ личные сырые материалы, являющиеся полезными ископаемыми, или специально приготовленные материалы, а также отходы металлургического производства .

К сырым материалам металлургического производства прежде всего относят руды, топливо и флюсы. Необходимо уточнить, что понимают под рудой. Руда представляет собой полезное ископаемое, добываемое из недр земли. Это — гор­ ная порода или минеральное вещество, из которого при дан­ ном уровне развития техники экономически целесообразно извлекать металлы или их соединения. Такая экономическая целесообразность прежде всего определяете^ содержанием ценных металлов в минеральном веществе, т.е. так называе­ мым браковочным пределом по извлекаемому металлу. Брако­ вочный предел даже для одного и того же металла различен, например для железа он составлляет 30— 60%, меди 3— ни­ 5, келя 0,3— 1,0, а для молибдена 0,005—0,02 % .

Величина браковочного предела по содержанию ценного металла зависит от физических Двойств и химического сос­ тава горной породы, а также условий ее добычи .

По мере развития техники указанные пределы постепенно снижаются и переработке подвергают все более бедные руды .

Руды обычно называют по одному или нескольким метал­ лам, содержащимся в них, например железные, медные, алю­ миниевые и марганцевые или медно-никелевые, медноКобальто-никелевые и др .

Запасы руд того или иного месторождения делят в зави­ симости от степени их изученности на несколько категорий, обозначаемых буквами латинского алфавита: А, В и С .

К категории А относят запасы, вполне установленные и опробованные детальными разведками. К категории В относят запасы, количество которых достаточно точно выявлено раз­ ведками, но границы рудных тел установлены еще недоста­ точно определенно. К категории С относят запасы, выявлен­ ные по естественным обнажениям и геофизическим данным .

Категорию С разделяют на Сг — недостаточно изученные и С2 - прогнозные. Общими балансовыми запасами называют сумму запасов А + В + С = А + В4*С, + С2 .

Руды приходится специально подготавливать — дробить, обогащать, окусковывать и усреднять .

В способах подготовки различных руд много общих прие­ мов и средств, которые рассмотрены ниже на примере желез­ ных руд, применяемых для доменной плавки .

§ 1. Ж ЕЛЕЗНЫ Е РУДЫ Железо является распространенным элементом в природе .

Так, по распространению в земной коре оно занимает чет­ вертое место (4,2 %) после кислорода (49,7 %), кремния (26% ) и алюминия (7,45%). Железо как составная часть входит почти во все горные породы, однако многие нельзя считать рудами .

Конкретизируя понятие "полезные ископаемые" примени­ тельно к железосодержащим ископаемым, железными рудами следует называть горные породы, из которых при данном уровне развития техники экономически целесообразно извле­ кать железо .

Железо, как известно, обладает сравнительно большим сродством к кислороду и в силу этого в земной коре не обнаруживается в самородном виде, а находится главным образом в соединениях с кислородом и двуоксидом углерода .

Из большого числа встречающихся в земной коре железо­ содержащих минералов промышленное значение имеют минера­ лы, в которых железо в основном представлено магнитным оксидом Ре3 4 (72,4 % Ре), безводным оксидом Ре2Оэ (70 % Ре), водными оксидами т Р е 2Оэ • лН2 с различным количест­ вом воды (52,3— 62,9 % Ре), карбонатом железа РеСО, (48,3 % Ре) .

Магнитный оксид железа в рудах представлен минералом магнетитом. Руду, содержащую в основном магнетит, назы­ вают магнитным железняком или магнетитовой рудой. Магне­ тит Ре30 4 можно рассматривать как соединение РеО • Ре2Оэ, содержащее 31,04% РеО и 68,96% Ре20 3 .

Магнетит под действием влаги и кислорода атмосферы постепенно окисляется. Оксид РеО в молекуле РеО • РеаОэ реагирует с кислородом воздуха по реакции 4РеО + Оа — — 2Ре2Оэ. Образовавшийся минерал по своему химическому составу является гематитом, однако из-за отличия в крис­ таллической решетке называется мартитом .

Таким образом, в природных условиях магнетит в той или иной степени окислен. Для характеристики окисленности магнетита принято пользоваться отношением Рвобш/Рвр^- ® чистом магнетите это отношение равно 7 2,4 :2 4,3 » 3,0, а в мартите оно бесконечно велико. Обычно к магнитным желе­ знякам относят руды, в которых это отношение меньше 3,5 .

При отношении, равном 3,5— 7,0, руды относят к полумартитам, а при отношении, большем 7, — к мартитдм .

Магнетит характеризуется высокой магнитнои восприимчи­ востью, и поэтому магнитные железняки пригодны для элект­ ромагнитного обогащения, являющегося одним из наиболее эффективных и распространенных способов обогащения желез­ ных руд.,:I*п.х, Магнитный железняк обычно представлен крепкими, плот­ ными кусковыми рудами. Он содержит обычно 55— % Ре 60 (иногда лишь 16— % Ре), 0,02— % 8, 0,02 0,7 % Р и 30 2,5 чаше всего кислую пустую породу (8Ю2, А12Оэ) .

Безводный оксид железа представлен в рудах минералом гематитом. Руды, содержащие в основном гематит, относят обычно к красным ж елезнякам или гематитовым рудам. Крас­ ный железняк — это продукт выветривания магнитных желез­ няков, т.е. в значительной мере окисленный магнетит. В нем обычно содержится от 1 до 8 % магнетита .

Красный железняк, применяемый в металлургии, содержит обычно 5 5 - 6 0 % Ре, а некоторые разновидности- до 69,5% Ре. В ряде случаев в рудах содержится мало серы и фосфо­ ра. Руды бывают кусковые, а иногда пылевидные. Цвет крас­ ных железняков колеблется от красного до светло-серого и даже черного, но на фарфоровой пластинке красный железняк всегда дает красную черту. Пустая порода таких руд обычно состоит из 8Юг и А120 3 .

Водные оксиды железа представлены в рудах главным образом минералами лимонитом 2РегОэ • ЗН20 и гетитом Ре2Оэ • Н20. Руды, содержащие в основном эти минералы, называют бурыми ж елезняками. Бурый железняк образуется при выветривании и окислении железных руд других типов .

Обычно бурый железняк смешан с глиной или кварцем. В добываемых рудах содержится 37-55%, а чаще 37-40% Ре. Они характеризуются повышенным содержанием фосфора (0,5иногда в них присутствует в небольшом количестве ванадий (0,03—0,06 %) .

Бурый железняк наиболее распространен в земной коре .

Обычно он беден и влажен, к тому же трудно поддается обо­ гащению, поэтому его используют сравнительно в небольшом количестве .

Карбонат железа представлен в руде минералом сидери­ том. Руды, содержащие в основном сидерит, называют шпатовыми железняками. Они обычно встречаются в виде плотных и крепких горных пород или глинистых железняков .

В шпатовых железняках содержится 30— 40% железа .

Промышленно используемым является также минерал ильме­ нит РеТЮ3, встречающийся в сочетании с магнетитом. Руды, в которых преобладает ильменит, называются титаномагнетитами .

Ф| Примеси железных руд Кроме указанных соединений железа, в рудах присутствуют различные примеси (тоже в виде соединений), которые в зависимости от вида плавки могут быть {полезными и вред­ ными .

К вредным примесям относят серу, цинк и мышьяк. Сера вызывает красноломкость стали, а процесс ее удаления в доменном и сталеплавильном производствах связан с ухудше­ нием технико-экономических показателей. Правда, серу мож­ но легко удалить цз руд окислительным обжигом и агломера­ цией.,, Цинк, хо’'я и не переходит в чугун, но возгоняется и, проникая в швы кладки, приводит к ее росту и разрыву металлического кожуха доменной печи .

Небольшое количество мышьяка можно удалить из руды при агломерации или лучше при специальном обжиге руды, а при доменной и сталеплавильной плавках он переходит в металл .

Мышьяк придает стали хладноломкость и ухудшает ее свари­ ваемость .

Такие примеси, как фосфор, никель, хром и медь, явля­ ются полезными при выплавке чугуна некоторых марок, в остальных же случаях их, особенно фосфор и медь, относят к вредным примесям. Фосфор вызывает хладноломкость стали,

–  –  –

$2. ОСНОВНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ЖЕЛЕЗНЫХ РУД

По запасам железных руд Российская Федерация среди других стран занимает одно из первых мест. Железорудные место­ рождения неравномерно распределены по территории Россий­ ской Федерации и имеют различное промышленное значение .

Европейская часть Российской Федерации ( Курская магнитная аномалия (КМА) — крупнейшее месторожде­ ние железных руд; балансовые запасы составляют более 42 млрд т, перспективные запасы оцениваются в 200— 250 млрд т. КМА расположена на территории Курской, Белгородской, Орловской, Брянской, Калужской и Харьковс­ кой областей. Месторождение тянется на северо-запад от Белгорода — Нового Оскола почти на 600 км двумя полосами шириной до 25 км каж дая при расстоянии между полосами 50-60 км. Рудное тело залегает на глубине 100— 600 м, его толщина достигает 2— км и более .

Месторождения КМА представлены богатыми, преимущест­ венно мартито-гематитовыми рудами с содержанием 50— % 62 Ре и бедными железистыми кварцитами, в основном магнетитовыми, содержащими 35— 40% Ре. Руды, к а к правило, чистые по фосфору (0,02— 0,09 %) и содержат 0,1— % серы .

0,6 Характерной особенностью руд КМА является повышенное содержание глинозема. Отношение кремнезема к глинозему составляет 2,3— 3,6. Богатые руды КМА легко восстановимы, а магнетитовые железистые кварциты легко обогащаются ме­ тодом магнитной сепарации .

Первый керн руды КМА получен в 1923 г., однако промышленное освоение бассейна началось лишь в 1954 г. Эго связано с тем, что значительная часть богатых руд находится под грунтовыми водами, что район имеет ограниченные ресурсы технической воды и что месторождения находятся в районе богатых черноземом сельскохозяйственных угодий. Наиболее благоприятны для разработ­ ки горно-технические условия залегания руд Старо-Оскольского и КурскоОрловского районов. Здесь эксплуатируются Лебединское, Стойленское и Михай­ ловское месторождения богатых руд и Коробковское, Лебединское и Михайловс­ кое месторождения железистых кварцитов .

В ближайшие годы намечено освоение наиболее богатого в КМА Яковлевского месторождения (Белгородская область) .

На Севере Европейской части Российской Федерации нахо­ дятся Оленегорское, Ено-Ковдорское, Костамукшское и Пудожгорское месторождения железных руд .

Оленегорское месторождение расположено в Мончегорском районе Мурманской области. Руды представлены в основном магнетитовыми железистыми кварцитами и содержат около 32 % Ре. Руды отличаются сравнительно низким содержанием фосфора ( 0,08 %) и серы ( 0,045 %). Пустая порода — кислая с преобладанием кремнезема (42— %). Месторожде­ ние разрабатывается с 1955 г. открытым способом. Общие балансовые запасы составляют около 0,6 млрд т .

Ено-Ковдорское месторождение находится в Кировском районе Мурманской области. Месторождение представлено в основном вкрапленными апатито-магнетитовыми рудами с содержанием железа в среднем около 30%. Руды характери­ зуются высоким содержанием фосфора (1,7— %), основной 4,0 пустой породой (11— % оксида кальция и 12— % магне­ зии). Содержание серы в сырой руде составляет 0,15— 0,20 %. Запасы месторождения составляют около 0,5 млрд т. Месторождение разрабатывается с 1962 г .

Костамукшское месторождение, расположенное в Карелин, представлено в ос­ новном магнетитовыми железистыми кварцитами с содержанием 30— % Ре, около 0,07 % Р и 0,2 % 5. Пустая порода — кислая с преобладанием кремнезема (40-41 %) .

Балансовые запасы составляют около Ц млрд т .

Пудожгорское месторождение расположено в Карелии на берегу Онежского озера. Руды — титаномагнетитовые с содержанием 22-30% Ре, 0,10 % Р, 0,12% Я а также небольшого количества кобальта и меди .

Балансовые запасы равны около 1,2 млрд т .

Урал Балансовые запасы железных руд Урала составляют около 15 млрд т, в том числе 8,4 млрд т промышленных запасов .

Качканарский Около 80% запасов приходится ный район. Месторождения этого района разрабатываются с 1963 г. Все остальные месторождения Урала давно и интен­ сивно разрабатываются и, кроме Бакальского, имеют ограни­ ченные Качканарское месторождение обладает огромными запасами бедных титано-магнетитовых руд с содержанием 16— % Ре. 17 основность являются высокая Достоинствами этих ру пустой пороих [(СаО + М § 0 ): (8Ю2 + А!2Оэ) = 0,7-0,75] ды, легкая обогатимость и присутствие в них ванадия .

Месторождение разрабатывают открытым способом. Руды обо­ гащают методом магнитной сепарации и получают концентрат, содержащий 63% Ре и 0,35% V. После переработки ванадие­ вого чугуна в кислородно-конвертерном цехе шлак исполь­ зуют для производства феррованадия. Балансовые запасы превышают 12 млрд. т .

На северном Урале расположены небольшие месторождения СеровскоИвдельского района .

Из разрабатываемых в настоящее время следует указать Полуночное, Марсятское и Богословское месторождения .

Руды, в основном, магнетитовые с включением бурых железняков; содержание железа в руде Полуночного месторождения составляет 47, Мярсятского 30, Богословского 34— %. Общие запасы не превышают 250 мля т .

В центральной части Урала находятся многочисленные отнебольшие промышленными 0,4 млрд. т. Руды, в основном, магнетитовые и полумартитовые с содержанием 32— % Ре. Бедные магнетитовые руды отличаются высоким содержанием серы (0,4— 1,8% ). К ак для магнетитовых, так и для богатых мартитовых руд характерно повышенное содержание оксида марганца и глинозема. Отно­ шение кремнезема к глинозему меньше двух. Разработку ве­ дут на Высокогорском и Гороблагодатском месторождениях .

'- — Ъ&Л ш расположенное месторождение, вблизи Бакальское г. Златоуста, состоит примерно на 85% из сидеритов, содержащих, около 32 % Ре, около 0,02 % Р и до 0,5— % 0,6

3. Пустая порода — основная с содержанием до 10— % М^О .

Около 15 % руд составляют бурые железняки, содержащие 47 % Ре, 0,04-0,05 % 8 и 0,02—0,04 % Р; пустая порода кислая. Бакальские руды содержат повышенное (1,5— %) 1,7 количество МпО. Разработку руд ведут открытым способом .

Балансовые запасы составляют более 1млод. т .

Орско-Халиловский железорудный район включает месторо­ ждения бурых хромоникелевых железняков с содержанием же­ леза 30— %, хрома 1,0— %. Наиболее крупные месторож­ 36 1,5 дения — Аккермановское и Ново-Киевское. Добываемые руды используют без обогащения. Балансовые запасы ~ 340 млн т .

Магнитогорское месторождение (г. Магнитная) магнетитовых и мартитовых руд получило известность, так как послу­ жило рудной базой для создания Магнитогорского металлур­ гического комбината. Разрабатываемое с 1932 г. месторож­ дение в настоящее время в значительной мере исчерпано .

Сибирь и Дальний Восток Балансовые запасы железных руд Сибири и Дальнего Востока составляют около 8,4 млрд т, в том числе промышленных ка­ тегорий 5,7 млрд т. Потенциальные ресурсы этих районов не исчерпываются указанными запасами, выявленными неполно даже в пределах наиболее обжитой территории, и по мере открытия постепенно увеличиваются. Наиболее полно изучены железорудные районы Западной Сибири. К ним относят Горную Шорию, Горный Алтай и Кузнецкий Алатау .

% Горно-Шорийский железорудный район представлен небольшими месторождения­ ми магнетитовых руд: Таштагольским, Шерегешским, Шалымским, Темирским, Одра-Башским, Казским и др. Содержание железа в рудах колеблется от 40 до 50%, снижаясь в отдельных случаях до 32— 35%. Большая часть руд является сернистыми с примесью цинка. Пустая порода содержит повышенное количество оснований. Суммарные балансовые запасы составляют около 770 млн т, добычу руды в Горной Шорки ведут много лет. Горно-Алтайский железорудный район включает Инское и Белорецкое месторождения магнетитовых руд. Они содержат 35— % железа и требуют магнитного обогащения. Балансовые запасы равны ~ 330 млн т. В Восточной Сибири разрабатываемые месторождения расположены в Хакасском и Ангаро-Илимском железорудных районах. В Хакасском районе не­ сколько некрупных месторождений магнетитовых руд, которые содержат 35— 45% Ре, 0,67— % 5, 0,10— 2,3 0,20 % Р. Кроме того в рудах имеются примеси кобаль­ та, а иногда олова и мышьяка. Суммарные балансовые запасы составляют около 0,9 млрд т. Ангаро-Илимский железорудный район (Иркутская область) имеет крупные запасы легкообогатимых магнетитовых руд и отличается благоприятными горно-техническими условиями. Наиболее крупное месторождение — Коршунов­ ское, разрабатываемое открытым способом. Руда содержит 30— % Ре, 35 0,26 % Р, около 0,04 % 5 и повышенное количество М^О (до 10 %). Запасы мес­ торождения равны 0,5 млрд т. В этом же железорудном районе расположены Руд­ ногорское, Татьянинское и Красноярское месторождения. Из них наиболее перс­ пективно Рудногорское, содержащее богатые магнетитовые руды (53% Ре) и бед­ ные вкрапленные магнетитовые руды (38,4% Ре). Они содержат 0,39— 0,44% Р и 0,05—0,08% 5; пустая порода самоплавкая, т.е. в ней сумма СаО и М^О практи­ чески равна сумме кремнезема и глинозема. Балансовые запасы — 0,3 млрд. т .

В Восточной Сибири выявлен и разведан еще ряд железорудных бассейнов, из которых наиболее крупные Ангаро-Питский, Средне-Ангарский, Приаргуньский .

Ш ЯШ а* \ ;Ш нП На территории бывшего СССР крупными являются такаже ряд железорудных месторождений Украины и Казахстана. Кри­ ворожский железорудный бассейн с промышленными запасами в 18,7 м лрдт занимает площадь около 300 км2. Основная мас­ са руд — бедные (~ 35% Ре) железистые кварциты (80% магнетитовых и 20 % гематитовых); имеется также около 1,5 млрд т промышленных запасов богатых (~ 56 % Ре) гема­ титовых и магнетитовых руд. Большинство руд очень чисты по сере и фосфору. Месторождение разрабатывается более 100 лет .

Керченское месторождение бурых железняков (балансовые запасы около 2 млрд т) с содержанием 30— % Ре отличает­ ся повышенным содержанием марганца, фосфора (0,6— 1,1% ) и наличием мышьяка (0,07— 0,13 %) .

В Кустанайской области расположены разрабатываемые Соколовское, Сарбайское и Качарское месторождения магне­ титовых руд (балансовые запасы 4 млрд т), содержащих 4 3 -4 8 % Ре и зачастую до 1 -4 % 8. Кустанайская группа месторождений бурых железняков (балансовые запасы 9,8 млрд т) представлена Аятским и разрабатываемым Лисаковским месторождениями. Руды содержат 35— % Ре и до 0,5% Р. *.§ 3. М АРГАНЦЕВЫ Е РУДЫ Марганцевые руды применяют в основном для выплавки ферро­ сплавов, содержащих 10— 82% Мп, и иногда добавляют в ших­ ту доменной плавки при выплавке передельных чугунов для получения в них повышенного (до 0,6— %) содержания 0,8 марганца .

Минералы, образующие руды марганца, немногочисленны, хотя марганец входит в состав большого количества природ­ ных соединений. Марганцевые руды промышленных типов можно подразделить на четыре разновидноости: а) оксидные руды, представляющие минералы — пиролюзит (М п02), браунит (Мп2Оэ), псиломелан (т М п 0 2 * МпО + Н20 ), гаусманит (Мпэ0 4), манганит (Мп2Оэ Н20 ); б) карбонатные руды, содержащие марганцевый шпат или родохрозит (МпСОэ);

в) силикатные руды, содержащие родонит (Мп5Ю,);

г) окисленные руды, представляющие продукт окисления кар­ бонатных и силикатных руд .

Содержание марганца в этих минералах составляет от 41*9 до 72,1 %. Однако в добываемых марганцевых рудах изза примесей содержание марганца составляет 20— и редко 50— %. Пустая порода по своему составу аналогична же­ лезным ^ рудам и в основном представлена кремнеземом и в меньшей степени глиноземом. Известковая пустая порода встречается довольно редко .

Добываемые марганцевые руды обычно подвергают промывке или гравитационномагнитному обогащению с получением кон­ центратов, содержащих 40-56% марганца .

В зависимости от области потребления к марганцевым ру­ дам и концентратам предъявляют определенные требования по химическому составу и физическим свойствам .

Желательно, чтобы в марганцевой руде было много мар­ ганца и мало фосфора. Так, для выплавки ферросплавов фос­ фора не должно быть более 0,2 %. В рудах, предназначенных для выплавки передельного чугуна, фосфора может быть 0,6% и даже более. Если руда предназначена для выплавки богатого ферромарганца, то для обеспечения высокого со­ держания марганца в сплаве необходимо, чтобы железа в ней было не более 4— % .

Марганцевые руды в Российской Федерации до последнего времени не добывали, а потребности всей металлургии Со­ ветского Союза в этих рудах удовлетворялись за счет раз­ работки крупных Никопольского (Украина) и Чиатурского (Грузия) месторождений. Теперь, чтобы уменьшить зависи­ мость России от внешних поставщиков, решено начать разра­ ботку собственных относительно некрупных месторождений маргашевых руд. Основные месторождения марганцевых руд Российской Федерации: Усинское (Кемеровская обл.) с запа­ сами 98,5 млн т; открытое в 1987 г. Парнокское с запасами около 20 млн т; группа месторождений Северного Урала млн т; Аккермановское (Южный У р ал )- 5,7 млн т .

и §4. ФЛЮСЫ ОТХОДЫ ПРОИЗВОДСТВА Флюсы вводят в доменную печь для перевода пустой породы железосодержащей шихты и золы кокса в шлак требуемого химического состава, обладающего определенными физически­ ми свойствами .

Температура плавления оксидов, входящих в состав пустой породы агломерата окатышей или рул, а также в зо 1710, А1,0 - 2050, СаО - 2570, М^О лу кокса ( з ю 2 значительно выше температуры ш лака в доменной 2800 °С), (1450— 1600 °С). Вместе с тем при определенном соот­ печи ношении указанных оксидов образуются легкоплавкие состакоторые имеют температуру плавления ниже 1300 С и вы, характеризуются хорошей текучестью при 1450-1600 °С .

Необходимо также, чтобы шлаки, получаемые в доменной печи, содержали определенное количество основных оксидов (СаО и МдО) для обеспечения требуемой десульфурирующей способности. Например, рекомендуется, чтобы в шлаках отоколо (СаО + М ^О ): (8Ю2 + А120 3) составляло ношение 1,0, а отношение 5Ю2: А12Оэ было равно 2— 4,5 .

Таким ообразом, в зависимости от состава пустой по] руды и вида топлива нужно применять основные, кислые глиноземистые флюсы. Добываемые руды, к а к правило, содер­ жат кислую пустую породу и характеризуются приемлемым Оэ, поэтому по технологическим 8Ю, и А12 соотношением причинам обычно применяют основной флюс известняк, сос­ тоящий из карбоната кальция СаСОэ, или доломитизированный известняк, содержащий, кроме С аС 0 3 еще М §С 03 .

До 1948-1949 гг. известняк вводили в доменную печь. В этом случае к известняку предъявляли определенные требо­ вания в отношении механической прочности и кусковатости .

Теперь же известняк вводят при окусковании железных ру или железорудных концентратов. Это приводит к улучшению показателей доменной плавки и прежде всего сокращению расхода кокса, так к а к при этом отпадает необходимость в затрате тепла на эндотермический процесс разложения кар ­ бонатов. Известняк вводят в измельченном состоянии (раз­ мер зерен 3 -0 мм), поэтому не требуются его высокая меха­ ническая прочность»и кусковатость. Необходимо лишь, чтобы известняке было немного 8Ю 2* А12 3, серы и фосфора в Известняк хорошего качества содержит, %: 52— 54,5 СаО (против 56 в чистом СаСОэ); 0,6— 8Ю2; 0,005— 1,0 0,018 и 0,008-0,015 Р. В обычном известняке содержится 0,5 -3, а в доломитизированном 5— % М^О и более .

При доменной плавке используют также некоторые отходы производства, содержащие Ре, Мл, СаО и М §0 и являющиеся заменителями железных руд и флюса. К ним относят колошни­ ковую пыль, сварочный шлак и окалину нагревательных печей, пиритные огарки и шлаки мартеновского производства .

Наиболее широко применяют колошниковую пыль, получаемую в доменных цехах. Она состоит из железосодержащих материа­ лов и кокса, уловленных при очистке газа доменных печей .

В пыли содержится 40-56 % Ре и 3-15 % С. С целью утилиза­ ции ее добавляют в шихту к рудам или концентратам при их окусковании .

6 5. ПОДГОТОВКА ЖЕЛЕЗНЫХ РУД К ДОМЕННОЙ ПЛАВКЕ

Чем тщательнее подготавливают руду к доменной плавке, тем выше производительность доменной печи, ниже расход топли­ ва и выше качество выплавляемого чугуна .

_ В конечном итоге стремятся снабжать доменную печь ших­ той, состоящей только из двух компонентов: офлюсованного железорудного сырья и кокса определенной кусковатости и не содержащих мелких фракций (ниже 5— мм для железосо­ держащей шихты и ниже 20-30 мм для кокса) .

Для обеспечения хорошей газопроницаемости плавильных материалов желательно, чтобы шихта была однородной по кусковатости. Рекомендуется, чтобы диаметр самого крупно­ го куска не превышал диаметр самого мелкого куска более чем в два раза, т.е. целесообразно давать руду или окускованную шихту кусковатостыо 10-20 или 20-40 мм .

Важным резервом повышения производительности доменных печей и снижения расхода топлива является увеличение со­ держания железа в шихте. Его увеличение на 1% позволяет снизить расход кокса на 2— % и на столько же увеличить 2,5 производительность печи .

Кроме того, при росте содержания железа в шихте снижа­ ется выход шлака при доменной плавке, что ведет к повыше­ нию технико-экономических показателей плавки .

Для получения богатого железорудного сырья разработаны и внедрены эффективные способы обогащения железных руд .

При решении вопроса об оптимальной степени обогащения же­ лезных руд нужно исходить из технико-экономических сооб­ ражений .

По мере повышения содержания железа в концентратах возрастают затраты на обогащение руд, что показано кривой С й на рис. 1, в то время как затраты в доменном цехе сок­ ращаются (кривая АВ). Пересечение кривых АВ и С й в точке

–  –  –

крупности .

Размер крупности кусков дробленой руды определяется способом ее дальнейшей переработки и типом руды. Для до­ менной плавки верхний предел крупности кусков руды сос­ 40-100 м м, Для м ар тен о вско й п л а в к и 20 тавляет обогащения в ряде случаев тре­ агломерации 6 буется получение материала крупностью менее 0,1 мм. Чем тоньше измельчена руда, тем полнее рудные зерна могут быть отделены от пустой породы в процессе обогащения .

Поэтому дробление часто дополняют измельчением руды .

Дробление и измельчение руды — энергоемкий и сорогостоящий процесс. На обогатительных фабриках стоимость процесса дробления и измельчения руды составляет от 35 до 70 % от расходов на весь цикл обогащения, а стоимость дробильных устройств достигает 60 % стоимости оборудования фабрики. Поэтому всегда желательно соблюдать принцип II не дробить ничего лишнего", т.е. дробить руду только до нужных размеров и только в необходимом количестве .

Для выполнения этого принципа процесс дробления руды разделяют на несколько стадий и перед каждой из них про­ водят классификацию (рассев) с целью выделения готовых по размеру кусков и мелочи, чтобы не подвергать их повторно­ му дроблению .

Обычно различают следующие стадии дробления: крупное дробление — от кусков размером 1200 мм до получения кусков • размером -100— мм; среднее дробление 350 от 100-350 • - ---------------1 Ш ^ Г до 40-60 мм и мелкое дробление от 40— до 6— мм; измельчение от 6-25 до 1 мм; тонкое измельчение менее 1 мм. Крупное, среднее и мелкое дробление осуществляют в аппаратах, называемых дробилками, а измельчение в мель­ ницах.

Дробление можно выполнять следующими методами:

раздавливанием, истиранием, раскалыванием, ударом и соче­ танием перечисленных выше способов (см. рис. 2) .

Основные типы применяемых дробилок представлены на рис. 3. Щековые дробилки служат для крупного и среднего дробления .

Схема одной из разновидностей щековых дробилок показа­ на на рис. 3, а. Дробимую руду загружают сверху в зазор между неподвижной щекой 1 и подвижной 2, подвешенной на оси 3. Привод дробилки через шкив 4 врашает эксцентрико

–  –  –

вый вал 5, при этом шатун б двигается вверх— вниз. При подъеме шатуна распорные плиты 8 нажимают на подвижную щеку 2, она сближается с неподвижной и происходит дробле­ ние кусков руды; при опускании шатуна подвижная щ е к а 'о т ­ ходит назад под воздействием пружины 7 и тяги 9, и через зазор между щеками снизу высыпается дробленая руда. Про­ изводительность щековых дробилок составляет 10— 0 0 т/ч .

В конусных дробилках (рис. 3, б) основными рабочими элементами являются неподвижный 11 и подвижный 12 конусы, в зазор между которыми сверху засыпают дробимую руду .

Верх вала 14 подвижного конуса закреплен в шарнире 13, а его нижней части придают с помощью приводного вала 15, зубчатой передачи 16 и эксцентрика 10 вращательное движе­ ние. Подвижный конус при этом перекатывается по внутрен­ ней поверхности неподвижного конуса и в месте сближения конусов происходит дробление кусков, а с противоположной стороны через кольцевую щель просыпается дробленый про­ дукт .

Конусные дробилки применяются для крупного, среднего и мелкого дробления. Производительность дробилок крупного дробления составляет 150— 2300 м3/ч, среднего— от 8 до 580м3/ч, мелкого— от 24 до 260м3/ч .

Молотковые дробилки (рис. 3, в) применяют для крупно­ го, среднего и 4 мелкого дробления мягких и средних по твердости пород. Дробилка состоит из корпуса, внутри ко­ торого закреплены массивные отбойные плиты 17. В опорах конуса установлен вращающийся с большой скоростью вал 19 с насаженными на него несколькими дисками 18, на которых шарнирно закреплены стальные молотки (билы) 20. Дробление происходит в результате ударов, наносимых кускам материа­ ла молотками; выдача дробленой руды происходит через от­ верстия колосниковой решетки 21. Производительность молотковых дробилок достигает 1500 т/ч и более .

Валковые дробилки применяют для среднего и мелкого дробления пород средней крепости. Чаще применяют двух- и четырехвалковые дробилки. В двухвалковой дробилке (рис. 3, г) дробление происходит между двумя вращающимися валками 23\ оба валка приводные, один из них закреплен в раме 22 жестко, второй— подвижный и прижимается к непод­ вижному пружиной 24 либо гидравлическим, либо пневмогидравлическим устройством. Валки бывают гладкими и иногда рифлеными и зубчатыми .

Для тонкого измельчения руд применяют шаровые мельницы и в последнее время мельницы бесшарового помола. Шаровая мельница (рис. 4, а) представляет собой вращаемый через зубчатый венец 5 футерованный плитами из износостойкой стали барабан 4 с „полыми цапфами 2. Барабан почти наполо­ вину заполнен чугунными или стальными шарами 3. Куски руды вместе с водой подают в цапфу через устройство 1, в барабане куски, испытывая удары падающих шаров, раскалы­ ваются, раздавливаются и истираются; измельченный продукт с водой (пульпа) выдается через противоположную цапфу ба­ рабана. Производительность крупных шаровых мельниц дости­ гает 150— т/сут .

На рис. 4, б показана мельница бесшарового помола типа "Аэрофол". Крупные и мелкие куски руды вместе со сжатым Рис. 4. Шаровая мельница (а) и мельница для бесшарового помола (б) воздухом вводят через питатель 2 во вращающийся барабан

1. Крупные куски играют роль дробящих шаров; измельченный продукт уносится воздухом через пустотелую цапфу в шахту выдачи 3, а затем скапливается в пылеуловителях .

Грохочение и классификация Разделение или сортировку материалов на классы крупности при помощи решеток или механических сит называют грохоче­ нием, а разделение в воде или воздухе на основе разности скоростей падения зерен различной крупности — гиравлической или воздушной классификацией. Грохочением обычно р аз­ деляют материалы до крупности 1 -3 мм, а более мелкие классификацией .

Материал, поступающий на грохочение, называют исход­ ным, остающийся на сите — надрешетным продуктом, прошед­ ший через отверстия сита — подрешетным продуктом .

Аппараты для грохочения называют грохотами, их основ­ ным рабочим элементом является решето или сито. Наиболь­ шее распространение получили различные грохоты с колеба­ тельным движением решета; ограниченное применение находят неподвижные грохоты, а также барабанные, валковые или роликовые .

Простейшим и малопроизводительным является неподвижный колосниковый грохот, применяемый в приемных отделениях горно-рудных предприятий. Он представляет собой располо­ женную под углом ~ 45° к горизонту решетку из параллельных стальных брусьев (колосников) с величиной щели 25— мм. Подаваемый сверху материал опускается по по­ верхности решетки, а мелочь просыпается сквозь щели ре­ шетки. Производительность грохота составляет 9— мэ/ч на 1м г решетки, а к.п.д. не превышает 50—70% .

Дуговой гидравлический неподвижный грохот представляет собой изогнутую по дуге решетку, по которой сверху движет­ ся пульпа; через ячейки решетки проходят отделяемые час­ тицы пульпы размером 0,3— мм .

1,0 сильно повышает производительность и к.п.д. грохота (до 95— %). Из подобных грохотов в последнее время широко применяют самобалансные и самоцентрирующиеся инерционные грохоты. Самобалансный грохот (рис. 5) представляет собой опирающийся на пружины 3 короб 1 с просеивающим решетом

2. В боковых стенках короба на подшипниках установлены два дебалансных вала 4 (ось вала не совпадает с осью его вращения). Валы вращают с одинаковой скоростью в противо­ положных лы, вызывающие колебания короба по направлению стрелок "А", что обеспечивает подбрасывание груза и его перемеще­ ние вдоль решета с эффективным просеиванием мелочи. Для самобалансных грохотов частота колебаний составляет 740— 950 в минуту 9 мм, размеры ре­ шета достигают 3^6,4 м, производительность — 600 т /

Рис. 5. Схема самобалансного грохота

Рис. 6. Самоцентрируюшийся инерционный грохот I \ Самоцентрирующийся инерционным грохот показан на рис. 6. Грохот состоит из подвешенного на пружинах 4 ко­ роба 1 с одним или двумя ситами 2. В подшипниковых опорах короба закреплен вращаемый приводом через шкив 6 эксцент­ риковый вал 5, на концах которого имеются диски 3 с про­ тивовесами (дебалансами) 7. Вращение вала с дебалансами вызывает перемещение короба по круговой траектории вокруг оси вала с амплитудой 3— мм. Частота составляет 520— колебаний в минуту, производительность грохотов 2000 т/ч .

Гидравлическая классификация (разделение) тонкоизмельченных руд основана на том, что в воде более крупные час­ тицы оседают быстрее, чем мелкие. Существует несколько разновидностей гидравлических классификаторов, наиболее распространенным является спиральный классификатор. Он выполнен в виде наклонного желоба, внутри которого распо­ ложены продольные вращающиеся двухзаходные спирали. В же­ лоб подают рудную пульпу; крупные частицы оседают на дне желоба и выносятся из желоба через его верх вращающимися спиралями, а мелкие частицы с водой сливаются из нижнего конца желоба. В маловодных районах применяют воздушную классификацию .

Обогащение Руды, добываемые из недр земли, часто не удовлетворяют требованиям металлургического производства не только по крупности, но и в первую очередь по содержанию основного металла и вредных примесей, а потому нуждаются в обогаще­ нии .

Под обогащением руд понимают процесс обработки полез­ ных ископаемых, целью которого является повышение содер­ жания полезного компонента путем отделения рудного мине­ рала от пустой породы или отделения одного ценного мине­ рала от другого. В результате обогащения получают готовый про’ укт — концентрат, боЛее богатый по содержанию опре­ д деленного металла, чем исходная руда, и остаточный про­ д у к т — хвосты, более бедный, чем исходная руда .

Все применяемые на практике способы обогащения руд ос­ нованы на {использовании различий в физических и физико­ химических свойствах слагающих руду минералов. При хоро­ шей размываемости минерала водой применяют промывку; при различной плотности — гравитационное обогащение, при магнитнои восприимчивости — магнитное обогащение, на исполь­ зовании различных физико-химических поверхностных свойств основана флотация. Выбирая оптимальный способ обогащения, оценивают также экономическую эффективность того или ино­ го способа .

Конечный результат обогащения характеризуют степенью извлечения (с, %) полезного элемента, которую определяют из соотношения: е = ( у |3 ) /а, где у - выход концентрата (% от массы исходной руды), а и р - соответственно содер­ жание извлекаемого элемента в исходной руде и в концент­ рате, % .

Промывка. Промывка представляет собой процесс разруше­ ния и диспергирования глинистых и песчаных пород, входя­ щих в состав руды. Ее применяют для руд с плотными разно­ видностями рудных минералов, не размываемых водой, и с рыхлой пустой породой. К ним чаще всего относятся бурожелезняковые и мартитовые руды, а также многие марганце­ вые руды .

При обогащении промывкой потоки воды размывают и уно­ сят глинистые и песчаные частицы, а также мелкую руду .

Поэтому промывке обычно подвергают крупнокусковые руды, а мелкие классы направляют на дальнейшее обогащение другими методами .

Основными агрегатами для обогащения промывкой служат бутары, скрубберы, корытные мойки и промывочные башни .

Бутара представляет собой вращающийся цилиндр с решет­ чатой поверхностью (рис. 7). Руда внутри барабана продви­ гается вперед, скользя и перекатываясь по его стенкам .

Ввиду наличия коротких уголков, укрепленных внутри бутары под прямым углом к направлению скольжения, куски руды разбиваются. Разрыхлению способствует вода, подаваемая из 4Ш

–  –  –

Рис. 8. Схема корытной мойки оросительной трубы, расположенной вдоль барабана. Вода с растворенной частью пустой породы и мелкими зернами руды проходит через отверстия бутары, а крупный отмытый мате­ риал удаляется через разгрузочный конец. Производитель­ ность бутары 150— т/ч .

Основной недостаток — высокий расход воды, составляю­ щий 3 -5 м3 на 1 т материала. Выход годного продукта равен примерно 75% при относительно высоком содержании железа в хвостах (25— 26% ) .

Более совершенными являются корытные мойки. Корытная мойка (рис. 8) представляет собой наклонное корыто длиной 2,6-7,8 м, шириной 0,8-2,7 м- и глубиной в нижней части до 2,1 м. По продольной оси корыта расположены два вала с лопастями, которые вращаются в, противоположных направле­ ниях с частотой 8— об/мин. Материал поступает в нижнюю часть корыта, на 2 /3 заполненную водой, и передвигается лопастями навстречу струе воды, которая подается под дав­ лением в верхнюю часть корыта .

С одного конца корыта избыток воды уходит в слив, унося с собой размытую породу, а с другого конца корыта промытая руда выдается лопастями. Расход воды составляет 2— м 3/т, 5 а производительность 60-80 т /ч при степени извлечения железа 85— %. 89 Гравитация. При гравитационном обогащении минералы разделяются..по плотности. Гравитация может быть воздушной или мокрой. Воздушную гравитацию для обогащения железных \С марганцевых руд не применяют, поскольку их рудные и нерудные минералы сравнительно мало отличаются по плот­ ности. Мокрую гравитацию чаще всего осуществляют отсад­ кой. В качестве жидкости обычно используют воду, но при­ меняют и более тяжелые среды .

Питание

–  –  –

Рис. 9. Схема устройства от­ садочных машин Побрешекшыи продукт Наиболее распространенным методом является м окрая отсадка, при которой зерна различного удельного веса рас­ слаиваю тся под действием струи воды, пульсирующей в вер­ тикальном направлении. При этом более легкие зерна вытес­ няются в верхний слой, а более тяж елые осаждаю тся внизу .

Применяемые для отсадки отсадочные маш ины иногда д е­ лают с подвижным решетом, соверш ающ им возвратно­ поступательное движение в вертикальной плоскости, что создает пульсацию воды (рис. 9, а). Чаще применяют машины с неподвиж ным решетом, в которы х вода движ ется под дей­ ствием поршня (рис. 9,5 ). Существуют и другие способы перемещ ения воды (подвиж ная диаф рагм а, качаю щ ийся конус, качаю щ аяся перегородка, воздуш ный или гидравлический пульсатор) .

Сравнительно простой и совершенный способ — это грави­ тационное обогащ ение в тяжелых средах.. Руду погружают в ж идкость, плотность которой больше плотности пустой поро­ ды. Тяжелые зерна рудного минерала осаж даю тся на дно, а частицы пустой породы всплывают .

При обогащ ении железных руд плотность ж идкости должна

-3000 к г /м 3. О рганические ж идкости с составлять около 2800— 300С тако й плотностью стоят дорого, поэтому применяют тяжелые суспензии — взвеси тонкого порош ка какого-либо твердого тела, например ферросилиция (для обогащ ения железных руд) или свинцового блеска (для обогащ ения руд цветных м етал­ лов). Д ля того чтобы плотность была неизменной в любой части аппарата, суспензия должна находиться в непрерывном движ ении. Кроме того, чтобы уменьшить скорость осаждения ^ 41 Ш ВВ

I %

\ Рис. 10. Барабанный сепаратор для гравитационного обогащения РУД ферросилиция, к суспензии добавляют глинистую породу — бентонит. Тяжелые суспензии применяют главным образом для обогащения руд цветных металлов; в этом случае используют конусные сепараторы различных конструкций .

Для гравитационного обогащения применяют сепараторы или спиральные классификаторы. Широко используют барабан­ ный сепаратор, показанный на рис. 10 .

Сепаратор состоит из наклонного барабана 5 диаметром 1,5-3 и Длиной 3-10 м со спиралями 4 и кольцевым черпаковым элеватором 3. Руда поступает по желобу б, концентрат оседает в среде, передвигается спиралями 4 и разгружается черпаковым элеватором 3 по желобу 1. Всплывшая легкая фракция переливается через горловину 7. Расход суспензии восполняется через питатель 2 .

Магнитная сепарация. Наиболее распространенным ^спосо­ бом обогащения железных руд является магнитная сепарация, основанная на различии магнитных свойств железосодержащих минералов и частиц пустой породы .

Важнейшая характеристика магнитных свойств веществ — их способность намагничиваться, выражаемая удельной магнитной восприимчивостью ху, измеря­ емой в метрах' кубических на килограмм .

По величине удельной магнитной восприимчивости все минералы делят на сильномагнитные, для которых Ху3" 10“бм3/кг, слабомагнитные — ху=0,6 • 10~б + 0,015 • 10“"6м3/кг и немагнитные ху0,015 • 10~6м3/кг .

?

К сильномагнитным железорудным минералам относят магнетиты, титаномагнетиты и слабоокисленные мартиты;: к слабомагнитным относят гематиты, бурые железняки и сидериты, а к немагнитным относят кварц, кальцит, полевой шпат и другие .

Среднемагнитными материалами являются полумартиты, мартиты, ильменит .

Магнитное обогащение заключается в том, что подготов­ ленную соответствующим образом руду (дробленую до высокой степени раскрытия рудного зерна), содержащую магнитный минерал, вводят в магнитное поле, создаваемое магнитами .

Силовые линии магнитного поля сгущаются в зернах магнит­ ного минерала, намагничивают их, вследствие чего зерна притягиваются магнитом и, преодолевая постояннодействую­ щие силы (тяжести, центробежные, сопротивления водной среды и др.), 1(вижутся в одном направлении, в то время как немагнитные зерна под действием этих сил движутся в другом направлении .

Магнитное обогащение осуществляют в аппаратах, назы­ ваемых магнитными сепараторами, в которых магнитное поле создается электромагнитами постоянного тока или магнитны­ ми системами, состоящими из постоянных магнитов .

В зависимости от минералогического состава руд приме­ няют сепараторы с разной напряженностью магнитного поля .

Сильномагнитные руды обогащают на сепараторах, в которых создается меньшая напряженность магнитного поля (40— кА/м), а для слабомагнитных руд требуется высокая напряженность магнитного поля (160—1600 кА/м) .

Магнитное обогащение железных руд осуществляют метода­ ми мокрой и сухой магнитной сепарации, а также комбиниро­ ванными методами (сухая сепарация с последующей мокрой) .

Для обогащения магнитных железных руд крупностью более 3— мм применяют только сухую магнитную сепарацию; руды меньшей крупности можно обогащать как сухим, так и мокрым методами, но применяют в основном мокрую сепарацию, по­ скольку при этом устраняется пыление. Для руд крупностью менее 0,1 мм применяют только мокрую сепарацию .

По конструктивным признакам различают сепараторы бара­ банные, ленточные, шкивные, роликовые и кольцевые. Наи­ большее распространение для обогащения магнетитовых руд получили барабанные сепараторы. Схема устройства и работы барабанного сепаратора для сухого обогащения показана на рис. 11. Внутри вращающегося барабана 1 из немагнитной стали закреплены неподвижные электромагниты 2. Обогащае­ мую руду подают на барабан сверху; частицы магнетита притягиваются электромагнитом к поверхности барабана и перемещаются на ней до выхода из зоны действия магнита .

Здесь они Под действием силы тяжести падают вниз в приемРис. 11. Схема барабанного Питание электромагнитного сепаратора для сухого обогащения крупных РУД

–  –  –

чего они Ц под действием сил тяжести, гидросмыва 4 и щеткоснимателя 5 попадают в разгрузочный лоток 7 концентрата .

Пустая порода остается в ванне 8 и удаляется в виде хвос­ тов. Постоянный уровень пульпы в ванне обеспечивается за счет слива ее избытка через патрубок 10. Барабан имеет резиновое покрытие 6 .

Сепараторы с противоточной ванной (рис. 12, б) приме­ няются для обогащения мелкозернистой (0— мм) руды. Руд­ ную пульпу подают по питающему лотку 12 навстречу направ­ лению вращения барабана. Частицы магнетита извлекаются барабаном из ванны в противотоке и в месте окончания зоны действия магнитов 3 выдаются через сливной порог 11 в ло­ ток 7 концентрата. Пустая порода с водой проходит под барабаном и удаляется из ванны с противоположной от места выдачи концентрата стороны (хвосты) .

Сепараторы с полупротивоточной ванной (рис. 12, в) применяются для обогащения тонкозернистых руд (частицы 0,2 мм). Пульпа подается к вращающемуся барабану 2 сни­ зу. Притягиваемые к барабану магнитные частицы разгру­ жаются по ходу вращения барабана через лоток 7, а пустая порода (хвосты) под действием потока воды удаляется с противоположной стороны через сливной порог 11 .

Для. слабомагнитных руд (гематит и др.) перспективным способом повышения магнитных свойств до уровня, необходи­ мого для их обогащения на простых магнитных сепараторах долгое время считался магнетизирующий обжиг. Он заклю­ чается в том, что железную руду нагревают во вращающейся трубчатой печи или печи кипящего слоя до 600-800 °С в восстановительной атмосфере; при этом Ре2Оэ восстанавли­ вается до РвзО*, обладающего высокими магнитными свойст­ вами. Но после многолетнего опробования от этого способа в настоящее время отказались в связи со сложностью, высо­ кой стоимостью и загрязнением окружающей среды выбросами обжиговых печей .

Для обогащения слабомагнитных руд ограниченное приме­ нение находят валковые сепараторы с. сильным магнитным по­ лем, в них пульпа проходит через создаваемое между двумя магнитными полюсами поле напряженностью ~1300кА /м .

Однако эти сепараторы сложны по устройству и малопроиз­ водительны. Для тонкоизмельченных слабомагнитных руд (крупность частиц 0,8 мм) применяются полиградиентные М и Л-- /Ч л ':. I ? _ сепараторы сильного магнитного поля, в которых рабочее пространство между магнитными полюсами заполнено, напри­ мер, стальными шарами. В точке касания шаров создается очень высокая напряженность магнитного поля, и при^ про­ пускании через него пульпы из нее выпадает выделяемый ми­ нерал. '‘ Флотиция, Под флотацией понимают метод обогащения, основанный на различии физико-химических свойств поверх­ ностей различных минералов. Для обогащения руд применяют только пенную флотацию. Она базируется на том, что одни минералы (в тонкоизмельченном состоянии в водной среде) .

не смачиваются водой, прилипают к пузырькам воздуха и поднимаются или, к ак говорят, всплывают и флотируют на поверхности подобно воздушному шару, образуя минерализо­ ванную пену. Это — гидрофобные тела. Другие минералы сма­ чиваются водой, не прилипают к воздушному пузырьку и остаются в пульпе. Это— гидрофильные тела .

Для повышения эффективности флотации используют флота­ ционные реагенты трех видов: коллекторы, регуляторы и вспениватели. Коллекторы - это органические вещества, избирательно адсорбирующиеся на поверхности минерала и усиливающие их гидрофобные свойства; для разных минера­ лов — это различные вещества. Регуляторы — это многочис­ ленные реагенты, одни из которых (активаторы) активизи­ руют флотацию минералов, а другие (депрессоры) подавляют ее. Вспениватели способствуют созданию обильной минерали­ зованной пены .

Обычно пенный продукт флотации состоит из зерен полез- ^ ных минералов (концентрата), но так к а к различные флота­ ционные реагенты могут действовать на минералы избира­ тельно, то в некоторых случаях флотацию ведут так, чтобы всплывали неполезнее минералы — минералы пустой породы (хвосты). В первом случае процесс называют прямой флота­ цией, во втором — обратной флотацией .

Флотационные машины, в которых осуществляется флота­ ционный процесс, по своему действию делят на механичес­ кие, пневматические и комбинированные. В первых для пере­ мешивания пульпы и засасывания воздуха используют механи­ ческие мешалки, во вторых воздух подается по специальным трубкам под небольшим давлением, в третьих перемешивание происходит мешалками с дополнительной подачей воздуха .

Рис. 13. Схема действия меха-нической флотационной машины

Наиболее широкое распространение получили механические флотационные машины (рис. 13) .

При вращении вала 1 мешалки 6 создается разрежение, пульпа и воздух за­ сасываются в зону / перемешивания и аэрации. Пульпа, поступающая по трубе 2 в эту зону, смешивается с воздухом и отбрасывается центробежной силой ме­ шалки кверху и в стороны. В зоне / / разделения воздушные пузырьки, несущие минерал, поднимаются, а гидрофильные частички возвращаются в зону перемеши­ вания через отверстия в разделительном диске. В зоне III концентрации мине­ рализованная пена собирается выше перегородки 4, отделяющей ее от разгру­ зочной стороны машины, и снимается вращающимся гребком 5, а промежуточный продукт спускается через специальное отверстие 5 в следующую машину. Произ­ водительность флотационной машины составляет 10— 20т/ч .

Флотацию широко применяют для обогащения руд цветных металлов .

–  –  –

\ Подготовку шихты, к ак и спекание, ведут на агломера­ ционных ф аб ри ках. П одготовка ш ихты м олжна обеспечить озирование компоненусреднение, необходимую крупность тов шихты, смешивание и окомкование ее .

С оставляю щ ие ш ихты и з бункеров, где они хранятся, выдаю т с помощ ью весовы х и объем ны х д о зато р о в. Д о зи р о ван и е должно обеспечить требуемый состав агломерата .

Для обеспечения равномерного распределения компонентов по всему объему шихты необходимо осуществлять хорошее смешивание шихты, что обычно проводят во вращающихся ба­ рабанах, сначала в смесительном, а затем в окомковательном. На некоторых аглофабриках эти операции совмещают в одном барабане .

При подаче в барабан воды, разбрызгиваемой над поверх­ ностью шихты, происходит окомкование ее вследствие дейст­ вия возникающих между частичками материала капиллярных сил. Окомкованная шихта характеризуется более высокой газопроницаемостью. Большое влияние на комкуемость, а следовательно, и газопроницаемость оказывает содержание влаги в шихте. Газопроницаемость шихты возрастает по мере увеличения влажности до 6—, а при превышении этой 9% величины шихта превращается в полужидкую массу, газопро­ ницаемость которой низка. После окомкования шихту трансмашине Воздух В оздух воздух

–  –  –

Рис. 14. Схема агломерационного процесса:

а — начало процесса; б — промежуточный момент; а — конечный момент, А — агломерат; Ш — шихта Процесс спекания. Схема процесса представлена на рис. 14. На колосниковую решетку 1 конвейерной ленты за­ гружают так называемую "постель" 2 высотой 30-35 мм, сос­ тоящую из возврата крупностью 10-25 мм. Затем загружают шихту (250— мм). Под колосниковой решеткой создают разрежение около 7— кПа, в результате чего с поверхнос­ ти в слой засасывается наружный воздух .

Чтобы процесс начался, специальным зажигательным устройством нагревают верхний слой шихты до 1200— 1300 °С, и топливо воспламеняется. Горение поддерживается в ре­ зультате просасывания атмосферного воздуха. Зона горения высокой около 20 мм постепенно продвигается сверху вниз (до колосников) со скоростью 20—ЗОмм/мин .

В зоне горения температура достигает 1400-1500 °С. При таких температурах известняк СаС03 разлагается на СаО и СО,, а часть оксидов железа шихты восстанавливается до РеО. Образующиеся СаО и РеО, а также оксиды шихты 5Ю2, Ре30 4, Ре2Оэ, А12Оэ и др. вступают в химическое взаимо­ действие с образованием легкоплавких соединений, которые расплавляются. Образующаяся жидкая фаза пропитывает твер­ дые частицы и химически взаимодействует с ними .

Когда зона горения опустится ниже мест образования жидкой фазы, просасываемый сверху воздух охлаждает массу, пропитанную жидкой фазой, и последняя затвердевает, в ре­ зультате чего образуется твердый пористый продукт — агло­ мерат. Поры возникают в результате испарения влаги и про­ сасывания воздуха. Продвижение через слой шихты сверху вниз зоны, в которой происходит горение топлива и форми­ рование агломерата (т.е. спекаемого слоя) длится 8— мин 12 и заканчивается при достижении постели (см. рис. 14, в) .

Рассмотрим основные химические реакции, протекающие при агломерации.

Горение топлива происходит по реакциям:

С + 0,502 * СО; С + 0 2 = С 0 2 .

В отводимых продуктах горения отношение С О,: СО равно 4+6, но вблизи горящих кусочков кокса атмосфера восстано­ вительная (преобладает СО), что вызывает восстановление оксидов железа .

Большая часть непрочных оксидов Ре2Оэ превращается в Реэ0 4 в результате восстановления: ЗРе20 3 + СО - 2Ре30 4 + + С 0 2, либо в результате диссоциации: 6Ре20 3 —4Ре30 4 .

Часть оксидов Ре30 4 восстанавливается до РеО: ЗРе3 4 + 0 + СО = ЗРеО + С 0 2. Содержание РеО в агломерате обычно на­ ходится в пределах 7— %, оно возрастает при увеличении расхода кокса на агломерацию; одновременно уменьшается остаточное содержание Ре2 Оэ .

Известняк разлагается по реакции С аС 03 СаО + С 0 2, идущей с поглощением тепла .

При агломерации удаляется сера и частично (около 20% ) мышьяк. Сера в шихте обычно находится в виде сульфида же­ леза Ре82 (пирит), а иногда в виде сульфатов С а804 • 2НаО (гипс) и В а504 (барит). Пирит в условиях агломерации окисляется по нескольким реакциям, одна из них: ЗРе82 + + 2 0 2 = Ре30 4 + 6802. Гипс и барит разлагаются при 1200С по реакциям С а504 = СаО + 8 0 3; В а304 = ВаО + 8 0 3 .

В процессе агломерации выгорает 90— 98% сульфидной се­ ры, а сульфатной 6 0 -7 0 %. Нижний предел относится к офлю­ сованному агломерату, а верхний к неофлюсованному .

Протекает много реакций взаимодействия между оксидами шихты, в результате чего образуются десятки различных хи­ мических соединений. В твердом офлюсованном агломерате обнаруживаются железокальциевые оливины (СаО)х • (РеО)2_х х х ЗЮ2 (Гплав= 1130 °С), ферриты кальция СаО • 2Ре2Оэ (Гплав= 1230 °С) и СаО • Ре2Оэ (*плав = 1216 °С), силикаты кальция СаО • 8Ю2 (^П лав= 1540 °С) и 2СаО • 8Ю2 (*Плав= = 2130 °С), магнетит, стекло (силикатное железистое) .

Офлюсованный агломерат и его свойства. В настоящее время производят офлюсованный агломерат, т.е. в шихту агломерации вводят известняк, чтобы агломерат содержал СаО и его основность СаО/8Ю 2 составляла 1— 1,4 и более .

Это позволяет работать без загрузки известняка в доменную печь .

Агломерат разных заводов содержит, %: Рвобш 47-58; РеО 9-17; Мп 0,2— 0,6; 8Ю2 8т-13; А12Оэ 1,0-2,5; СаО 8-17; М^О 1-3; 8 0,03-0,1 .

Основные преимущества офлюсованного агломерата:

1. Исключение из доменной плавки эндотермической реак­ ции разложения карбонатов, т.е. СаСОэ — СаО + СОа — или МвСОэ — $0 + С 0 2 - 0 2, требующих тепла, а следова­ М тельно, расхода кокса., Этот процесс перенесен на аглоленту, где расходуется менее дефицитное и более дешевое топливо, чем кокс .

2. Улучшение восстановительной способности газов в самой доменной печи вследствие уменьшения разбавления их двуокисью углерода, получаемой от разложения карбонатов .

3. Улучшение восстановимости агломерата, так как из­ весть вытесняет оксиды железа из трудновосстановимых си­ ликатов железа .

4. Улучшение процесса шлакообразования, так как в офлюсованном агломерате оксиды плотно контактируют друг с другом. '* '

5. Уменьшение числа материалов, загружаемых в доменную печь .

В конечном итоге, применение офлюсованного агломерата приводит к сокращению расхода кокса на 6-15%. Нижний предел относится к богатой по железу шихте, а верхний — к бедной .

Качество агломерата оценивают рядом. параметров: он должен быть в кусках определенной крупности, должен иметь высокую прочность в холодном и в горячем состоянии, высо­ кую восстановимость, высокую температуру размягчаемости .

Агломерат не должен содержать фракций 5 мм, поскольку мелочь сильно снижает газопроницаемость шихты в доменной печи; крупность агломерата для малых и средних печей должна составлять 5— 40, а для крупных и сверхмощных — 15— мм .

Высокая холодная и горячая прочность необходимы, чтобы агломерат не разрушался с образованием мелочи, препятст­ вующей движению газов через слой шихты в печи. Под холод­ ной прочностью подразумевают прочность, препятствующую разрушению агломерата при его транспортировке и загрузке в печь, под горячей — препятствующую разрушению под воз­ действием давления столба шихты в печи при высоких темпе­ ратурах. Холодную прочность агломерата определяют по вы­ ходу фракции крупностью более 5 мм после обработки 15 кг агломерата в барабане, вращающемся с частотой 25 мин-1 в течение 8 мин; лучший показатель равен 70— %. Для полу­ чения стабильно высокой холодной прочности прежде всего важно соблюдение технологии подготовки шихты с поддержа­ нием оптимального гранулометрического состава и ее высо­ кой газопроницаемости, в том числе путем ее тщательного окомкования и добавки в шихту извести. Повышению холодной прочности способствуют: увеличение расхода топлива, но ж я. I*: ‘ Ш д К М л. Ж*. .

при этом снижается вертикальная скорость спекания и производительность ленты; введение в шихту доломитизированного известняка, вносящего М §0; повышение толщины спе­ каемого слоя; "калибровка" агломерата путем его обработки перед охлаждением во вращающихся барабанах или роторных дробилках; использование топлива без мелких фракций, т.е .

крупностью 1 -3 мм вместо 0 -3 мм. Холодная прочность силь­ но снижается при очень быстром охлаждении и при наличии остатков шихты в агломерате. Для предотвращения резкого охлаждения горячий агломерат со спекательной ленты на­ правляют в специальные охладители, где его охлаждают в течение 40-60 мин просасываемым вентиляторным воздухом. С тем, чтобы в агломерате после спекания не оставалось кус­ ков шихты, она не должна содержать рудных частиц круп­ ностью 8 мм и известняка 3 мм; необходимо также уве­ личивать расход топлива .

Особенность офлюсованного агломерата: его прочность снижается по мере роста основности от 0,5 до 1,3— 1,4. Это связано с тем, что при основности 0,5 в структуре агло­ мерата появляется двухкальциевый силикат 2СаО • 8Ю2, ко­ торый в процессе охлаждения при 675 °С претерпевает поли­ морфное превращение с увеличением объема на 10-11%, что вызывает большие внутренние напряжения в куске, ведущие к его разрушению. При увеличении основности 1,5 прочность вновь возрастает вследствие появления вместо 2СаО • 8 Ю 2 соединения ЗСаО • 8 Ю 2, не подверженного полиморфным превращениям. Горячую прочность агломерата определяют во вращающемся барабане в атмосфере СО— 0 2 при нагреве или С по газопроницаемости сдавливаемого нагретого слоя агломе­ рата. Влияние параметров процесса получения агломерата на его горячую прочность изучено пока недостаточно. Установ­ лено, что повышенной горячей прочностью обладает агломе­ рат, содержащий 7— % РеО .

Восстановимость агломерата в первую очередь опреде­ ляется величиной поверхности пор, доступных газувосстановителю. В офлюсованном агломерате повышению вос­ становимости способствует наличие в нем кальциевых оливи­ нов и ферритов кальция. Максимальная восстановимость от­ мечается при основности агломерата 1,4— 1,5. В современных условиях восстановимость агломерата не лимитирует хода доменной плавки .

Рис. 15. Схема агломерационной машины Температура начала разм ягчения современных офлюсован­ ных агломератов достаточно вы сока (1000— 1150 °С), что по­ зволяет в большей части объема печи иметь шихту в твердом виде, обеспечивая тем самым высокую газопроницаемость столба шихты .

Производство агломерата ведут на агломерационных ф аб­ риках, в состав которых входят ком плекс оборудования для подготовки шихты, ленточные (конвейерные) агломерационные маш ины и ком плекс оборудования для дробления и охлаждения полученного агломерата и отсева его мелочи .

Агломерационная маш ина (рис. 15) имеет в качестве ос­ новного элемента замкнутую ленту (конвейер) из отдельных спекательных тележ ек-паллет 2. Тележ ка — это опираю щ аяся на четыре ролика колосниковая реш етка с продольными бор­ тами; тележ ки движутся по направляющ им рельсам под во з­ действием пары приводных звезд оч ек 1. На горизонтальном участке ленты тележ ки плотно прим ы кая друг к другу, обра­ зуют движ ущ ийся желоб с дном в виде колосниковой реш етки .

Под тележ кам и рабочей ветви ленты расположено 13— 26 вакуум -кам ер б, в которых с помощью эксгаустера 9 создаю т разреж ение 10— кПа. Ширина ленты составляет 2— м, чис­ ло тележ ек в ленте от 70 до 130, скорость ее движ ения 1,4— м /м и н ; площ адь спекания действующих машин равна 50— 312 м2. Удельная производительность по площ ади сп ека­ ния составляет 1,2— т/(м* * ч) .

1,5 На движущуюся ленту питателем 3 уклады ваю т постель вы ­ сотой ~ 30 мм и з возврата агломерата крупностью 10— мм;25 она предотвращает просыпание шихты через щели решетки и предохраняет решетку от перегрева. Затем питателем 4 за­ гружают слой шихты высотой 250— мм. Далее шихта на движущейся ленте попадает под зажигательный горн 5, кото­ рый нагревает поверхность шихты по всей ширине до 1200— 1300 °С, в результате чего загорается топливо. При дальнейшем движении ленты за счет просасываемого эксгаус­ тером 9 сверху воздуха слой горения кокса и спекания агломерата перемещается вниз, а продукты сгорания через вакуумные камеры 6 поступают в пылеуловитель 8 и далее выбрасываются в атмосферу через трубу 10 .

Формирование агломерата заканчивается на горизонталь­ ном участке движения ленты; этот момент легко определяют по резкому падению температуры отходящих газов, свиде­ тельствующему об окончании горения кокса. Готовый агломе­ рат при огибании лентой холостой звездочки 7 ссыпается вниз. Он попадает в валковую дробилку горячего дробления и затем на грохоты, где от дробленого продукта отсеивают горячий возврат. Далее агломерат поступает на охладитель (пластинчатый конвейер либо круглый вращающийся охлади­ тель), где он в течение 40-60 мин охлаждается до 100 °С просасываемым воздухом. Затем агломерат направляется на грохоты холодного агломерата, где отделяется постель .

После этого годный агломерат конвейером транспортируют в доменный цех, а мелочь — в бункер возврата. Этот возврат, также к ак и горячий, вновь направляются на агломерацию .

Выход годного агломерата (фракции крупностью 5 мм) из шихты не превышает 70— %. 80 Производство окатышей. Расширение использования бедных руд и особенно стремление к более глубокому обогащению их привели к получению тонкоизмельченных железорудных кон­ центратов (менее,0,07 мм), для которых появилась необхо­ димость найти новые пути окускования. В связи с этим на­ чал развиваться так называемый процесс окатывания или окомкования. Процесс был опробован в нашей стране более 30 лет тому назад. Однако первые промышленные установки были созданы в США лишь в 1945-1955 гг. Этот процесс при­ обретает особое значение, когда фабрику окускования кон­ центратов приходится строить не на металлургическом заво­ де. Объясняется это тем, что окатыши меньше разрушаются при перевозке, чем агломерат, особенно офлюсованный .

–  –  –

Рис. 16. Схема производства окатышей:

I — сушка; I I — обжиг; I I I — охлаждение; I - шихтовые бункеры; 2 - сборный конвейер; 3 - смесительный барабан; 4 - бункер для бентонита; 5 - тарельча­ тый гранулятор; 6 — обжиговая машина; 7 — вентиляторы; 8 — грохот

Процесс производства окатышей состоит из двух стадий:

а) получения сырых (мокрых) окатышей; б) упрочнения ока­ тышей (подсушка при 300-600 и обжиг при 1200-1350 °С) .

Схема производства окатышей на современной фабрике по­ казана на рис. 16. Исходную шихту: возврат (некондицион­ ные окатыши), концентрат и в случае производства офлюсо­ ванных окатышей известняк загружают в бункеры 1, откуда она при помощи дозаторов выдается на сборный транспортер 2 и поступает в смесительный барабан 3. После смешивания шихта поступает по другому транспортеру в окомкователь или так называемый гранулятор 5. Для лучшего окомкования и обеспечения необходимой прочности к шихте добавляют свящующее вещество, обычно бентонит (мелкодисперсная гли­ на) в количестве 0,5— % и воду в количестве 8— %. В 1,5 10 грануляторе при круговом движении шихта при помощи связу­ ющего вещества и воды постепенно превращается в гранулы — комки. При этом из гранулятора разгружаются только комки, достигшие определенного размера (шарики диаметром 10— мм). На рис. 17 показан тарельчатый гранулятор, являющийся одним из наиболее распространенных. Часто при­ меняют также барабанный гранулятор, иногда конусный. Та­ рельчатые грануляторы выпускают диаметром 5,5— 7,0 м, они I \

Рис. 17. Тарельчатый окомкователь:

1 — конвейер уборки окатышей; 2 чаша; 3 — конвейер подачи шихты 4 — скребки производительобеспечивают ность 125-150 т/ч. Оптималь­ ных условий окатывания до­ стигают подбором угла накло­ на тарели (40-60°) и частоты об/мин) вращения Сырые окатыши после гранулятора 5 падают на обжиго­ вую машину. Обычно применяют ленточную конвейерную маши­ ну, подобную агломерационга окатышей другие агрегаты:

применяют ной .

|убчатые печи, последовательно вращающаяся трубчарасположенные колосниковая решетка тая печь .

У конвейерных машин ширина паллет составляет 3— м, 4 рабочая площадь спекания 100— м2 и производительность их равна 2500— 9000 т/сут. Верх ленты перекрыт камерами в соответствии с делением на зоны сушки, обжига и охлажде­ ния. Зона обжига составляет около 50 % от общей площади машины. В зоне сушки окатыши подогревают до 250— 400 °С газами, поступающими из зон обжига и охлаждения. Циркуля­ ция газов и удаление их в дымовую трубу осуществляются вентиляторами. В зонах обжига окатыши нагреваются до 1200-1350 °С продуктами горения газообразного или жидкого (разута) топлива, просасываемыми через слой окатышей на колосниковой решетке машины. В зоне охлаждения окатыши охлаждаются принудительно подаваемым через колосниковую решетку воздухом. Охлажденные окатыши разгружаются на грохот. Фракцию 5 мм отправляют для доменной плавки, а фракция 0— мм является возвратом. Время пребывания ока­ тышей в зоне обжига равно 7— мин. 12 кг/т Расход природного газа составляет 21 Основная цель обжига окатышей сводится к упрочнению их до такой степени, чтобы они в дальнейшем выдерживали транспортировку, перегрузки и доменную плавку без значи­ тельных разрушений. При этом в отличие от агломерации нельзя доводить процесс до перехода значительной части шихты в жидкое состояние. Если не ограничить верхний пре­ дел температуры (1320— 1350 °С), то произойдет оплавление окатышей и сваривание их в крупные глыбы. В то же время понижение температуры обжига ниже 1200-1250 °С приводит к понижению прочности окатышей .

Обычно окомковывают магнетитовые концентраты. Основны­ ми физико-химическими процессами при обжиге являются раз­ ложение известняка, окисление магнетита, химические взаи­ модействия с образованием легкоплавких фаз, упрочнение окатышей, удаление серы .

При обжиге офлюсованных окатышей идет разложение из­ вестняка СаСОэ с образованием СаО и поглощением тепла .

Поскольку атмосфера в зоне обжига окислительная, при тем­ пературах 900— 1000 °С идет окисление магнетита до гемати­ та: 2Ре30 4 + 0,502 = ЗРе20 3. Обычно в окатыше обнаружи­ вается периферийная гематитовая зона и центральная зона с остатками магнетита. При температурах 1200-1350 °С появ­ ляется жидкая фаза из легкоплавких соединений, образую­ щихся в результате химического взаимодействия составляю­ щих шихты; в неофлюсованных окатышах это соединения из 8Ю2 и Ре20 3, в офлюсованных — ферриты кальция СаО • Ре2Оэ и 2СаО • Ре2 Оэ .

Упрочнение окатышей (спекание частиц в прочную грану­ лу) происходит преимущественно путем твердофазного (без участия жидкой фазы) спекания и отчасти путем жидкофазно­ го. Первое заключается в том, что в результате нагрева поверхность частиц размягчается и в местах контакта друг с другом они спекаются (свариваются). Твердофазное спека­ ние начинается при 800-900 °С, спекаются как гематит, так и магнетит. Жидкофазное спекание начинается при темпера­ турах 1200— 1350 °С, когда, как отмечалось, появляются участки жидкой фазы. Она смачивает твердые частицы и при затвердевании скрепляет их; при этом по сравнению с твер­ дофазным спеканием повышается прочность окатышей, но не­ сколько уменьшается их пористость. Оптимальное количество жидкой фазы составляет 12— 20% .

" ;1 к ЙМГ. -. И При обжиге сульфиды шихты (Ре82, РеЗ) окисляются, а образующийся газообразный оксид 8 0 2 уносится газами; сте­ пень удаления сульфидной серы из неофлюсованных окатышей составляет 95- 99%. При добавке известняка в шихту сте­ пень десульфурации снижается, так как 8 0 2 связывается в соединение Са804. Готовые неофлюсованные окатыши содержат 0,0 0 3 % 8, офлюсованные 0,01- 0,08% 8 .

Свойства окатышей. В нашей стране производят неофлюсо­ ванные окатыши и офлюсованные с основностью 0,4—1,25 .

Окатыши разных заводов содержат, % : Ре 58—67; 8Ю 2 3,3-12; СаО 0,1-4,8; А12 э 0,2-1,1;

О М ^О 0,2-1,1; 8 0,001-0,08; Р 0,007-0,01 .

Крупность окатышей должна составлять 5—18 мм, допус­ кается содержание не более 3 % фракций крупностью менее 5 мм. -• I л Холодную прочность окатышей определяют по величине усилия, необходимого для раздавливания окатыша, и резуль­ татам испытаний во вращающемся барабане, проводимых как и при испытании прочности агломерата. Усилие раздавливания составляет 1,5-2,5кН на окатыш; барабанная проба (выход фракции крупностью более 5 мм) холодных окатышей состав­ ляет 82— % при норме не менее 95 % .

Горячую прочность (прочность при восстановлении) опре­ деляют по величине раздавливающего усилия восстановлен­ ного до определенной степени горячего или охлажденного окатыша, и по газопроницаемости и усадке восстанавливае­ мого слоя окатышей, находящихся под нагрузкой. Установле­ но, что горячая прочность сильно снижается по мере вос­ становления окатыша. Горячая прочность возрастает при увеличении плотности структуры окатыша, в частности, при обжиге с получением определенного количества жидкой фазы .

Восстановимость, определяется удельной поверхностью доступных для газа-восстановителя пор и размером окатыша .

Наилучшая восстановимость у окатышей, обожженных при 1000—1150°С с упрочнением по твердофазному механизму и с пористой неоплавленной структурой. Но из-за малой проч­ ности таких окатышей обжиг ведут при 1200—1350 °С. Появ­ ление при этих температурах жидкой фазы и оплавленных участков в окатыше несколько снижает восстановимость .

Восстановимость падает по мере роста диаметра окатышей и особенно резко при диаметре более 16—18 мм .

По сравнению с агломератом производство окатышей хара­ ктеризуется меньшим отсевом мелочи, дополнительным расхо­ дом топлива; у окатышей выше содержание железа и ниже ос­ новность, а себестоимость их производства примерно одина­ кова. Основным преимуществом окатышей является более вы­ сокая холодная прочность, что позволяет транспортировать их на большие расстояния; однако их горячая прочность ни­ же, и содержание мелочи в шахте печи при проплавке агло­ мерата и окатышей выравнивается .

Металлизованные окатыши. В последнее время в доменном производстве опробованы металлизованные окатыши, в кото­ рых часть оксидов железа восстановлена до железа. Повыше­ ние степени металлизации окатышей на каждые 1 0 % обеспе­ чивают снижение расхода кокса на 4,5— % и увеличение производительности доменной печи на 5— %. На металлиза­ цию расходуется топлива больше, чем кокса на восстановле­ ние железа в доменной печи, но это более дешевое и менее дефицитное топливо, чем кокс (уголь, природный газ) .

Ьб. Т О П Л И В О

Основным топливом доменной плавки является кокс — куско­ вой пористый материал из спекшейся углеродистой (83— 8 %

С) массы, получающейся при прокаливании каменного угля без • доступа воздуха. Вследствие своей прочности, термо­ стойкости (способности не растрескиваться) и способности не спекаться кокс сохраняет форму кусков на всем пути движения шихты от колошника до горна. Благодаря этому кокс разрыхляет столб шихты в печи, обеспечивая необходи­ мую ее газопроницаемость. В нижней части печи (в заплечи­ ках и горне) только кокс остается в твердом состоянии, образуя как бы подвижную дренажную решетку (коксовую на­ садку), через которую в горн стекают жидкие продукты плавки, а вверх проходят газы .

Естественные твердые виды топлива не пригодны для до­ менной плавки вследствие низкой термостойкости и из-за склонности к спекаемости, поэтому кокс не может быть за­ менен другим топливом; возможна лишь частичная замена кокса газообразным, жидким и пылеугольным топливом .

Как топливо кокс, сгорая у фурм, обеспечивает доменную печь теплом, необходимым для нагрева и расплавления шихты и протекания процессов восстановления железа из оксидов .

Кроме того, углерод кокса является восстановителем и слу­ жит для науглероживания железа, а продукт сгорания кок­ са - газ С О также является восстановителем .

Производство кокса. Кокс получают сухой перегонкой (нагревом до 1100 °С без доступа воздуха) коксующихся каменных углей в коксовых печах, представляющих собой каЛ С П шя [инасового кирпича высотой 5—7,, линои 15-17 и _ _ _ _ _* _ меры из 42 м3 В камешириной 0,4-0,45 м; их объем составляет 30 ру объемом 30 м3 загружают 22 т шихты .

Плоские камеры объединены в коксовые батареи (рис. 18;

параллельно по 60 камера герметично закрыта съемными дверями, а в своде ка­ мер есть 3-4 люка для загрузки шихты из бункеров загру­ зочного вагона 11. Производительность батареи достигает /сут

Рис. 18. Общий вид коксовой батареи:

1 - приемный бункер для сырого каменного угля; 2 - конвейер; 3 - рампа вы­ грузки охлажденного кокса; 4 - тушильный вагон; 5 - кокс; 6 - регенераторы, 7 - камера коксования; 8 - штанга коксовыталкиватееля; 9- коксовыталкива­ тель; 10 — отвод коксового газа; 11 — загрузочный вагон; 12 — распредели­ тельная башня; 13 - тушильная башня; 14 - отделение для дробления и смешивания угля

–  –  –

Коксовые печи отапливают доменным и коксовым газами, сжигаемыми в простенках между камерами — в вертикалах (рис .

19). Для получения в вертикалах высокой температуры пл 7 амени (1400 °С) воздух и 10менныи газ перед подачей в вертикалы нагревают в регене­ раторах 1. Под каждым вертикалом расположено по два ре­ генератора (камеры), которые заполнены решетчатой кладкой из огнеупорного кирпича, В каждую пару регенераторов поочередно с интервалом в 20— 30 мин то направляют из вертикалов горячие дымовые газы, на­ гревающие насадку, то холодные воздух и доменный газ (раздельно), которые нагреваются, охлаждая насадку. Из регенераторов нагретые воздух и доменный газ поступают в вертикалы, а дымовые газы через борова уходят в трубу .

Для коксования применяют коксовые, паровично-жирные, паровично-спекающиеся и газовые угли. Предварительно уголь дробят и обогащают для снижения зольности. Далее составляют шихту, смешивая разные угли в требуемом соот­ ношении. шихту и помолу и направляют в распределительную башню (рис. 18, поз. 12). В шихте должны быть фракции размером менее Змм, так как это способствует получению кокса с меньшим количеством трещин .

Коксование загруженной в камеру порции шихты длится 14,5— ч. В процессе нагрева при температурах 350— 16 500 °С происходит разгёягчение и плавление угля и начинается сильное выделение летучих веществ, которые ьспучивают массу и делают ее пористой. При 500— 600 °С масса интенси“ ° у™ " " 0" ' Увеличи" вается « з Г с » %,ш- “ делится = лукокс. При дальнейшем гр ется в кристалличес

–  –  –

я ягйэт .

ь 0^. г о ^ с т. Г с Г Г сГДго и в е т а и при ударе куска о кусок издает легкии - щ * ^Удельное количество тепла при сгорании 28000-31500 кДж/кг. Наряду с высокой теплотой ^ р а и и я кокс как доменное топливо должен обладать определенным комплексом свойств, эти основные свойства следующие:

-высокая прочность, чтобы кокс не б ы л с™ бом вышележащей шихты в печи и не истирался при движении от колошника до фурм, а также высокая термостойкость, чтобы он не растрескивался при нагреве. В случае измельчения в печи кокса сильно снижается газопроницаемость шихты. Прочность кокса определяют в барабане диаметром 1м и длиной 1 м, на внутренней поверхности которого по всей длине приварены четыре угловых профиля. Для истира­ ния берут 50 кг кокса. Барабан вращается с частотой 25 об/мин в течение 4 мин. Затем кокс рассеивают на сите .

Показателями прочности кокса служат величины выхода клас­ са более 40 мм (показатель М40) и менее 10 мм (показатель М10), выраженные в процентах. Величина М40 должна состав­ лять 72-82, а М10 8,5-10%;

— малое содержание золы, основными составляющими котоф | рой являются 8Ю 2 и А12 э Для и х ошлакования необходимо О .

увеличивать расход флюса, что увеличивает количество шла­ ка. Увеличение зольности кокса на 1 % вызывает снижение производительности печи на 1,3 % и увеличение расхода кокса на 1,3 %. Зола также снижает прочность кокса;

— неспекаемость в условиях доменного процесса;

—определенный размер кусков — от 25 до 60 мм; загру­ жать в печь более мелкий кокс недопустимо, так как при этом ухудшается газопроницаемость шихты;

—малое содержание вредных примесей серы и фосфора .

Содержание фосфора в коксе невелико — 0,05 %. Для пере­ вода при плавке поступающей с коксом серы в шлак необхо­ димо увеличивать расход флюса, что ведет к снижению про­ изводительности печи и увеличению расхода кокса. Количес­ тво серы в коксе определяется ее содержанием в исходном угле; кокс из кузнецких, печорских, карагандинских углей содержит 0,4— 0,7% серы, кокс из донецких углей 1,4— 1,8 % ;

— малое и, что особенно важно, постоянное содержание влаги. Неучитываемые колебания количества влаги во взвешиваемом коксе при его дозировании приводят к тому, что действительное количество поступающего в печь кокса будет отличаться от расчетного, а это нарушает заданный тепловой режим работы печи. При сухом тушении влажность кокса составляет 0,4—1 %, при тушении водой 2— % ;

—высокая пористость, благодаря чему достигается высо­ кая скорость сгорания кокса. Обычно пористость кокса на­ ходится в пределах 37— % .

Другие виды топлива. Кокс является дорогостоящим и де­ фицитным материалом, поскольку запасы коксующихся углей во многих странах невелики .

5-3810 ^ В связи с этим в последние годы при доменной плавке часть кокса заменяют природным газом, мазутом или пыле­ видным топливом. Природный газ содержит 90— 8 % углево­ дородов (главным образом, С Н 4 и С2 6 и небольшое коли­ Н) чество азота (около 1 %, а в газе Ишимбайского месторож­ дения до 1 0 % ) .

Мазут представляет собой тяжелый остаток прямой пере­ гонки и крекинга нефти. Горючая масса мазута содержит 84- 88% С, 10- 12% 0,3- 0,5% 0 2 и 0,5- 4% 8. В ка­ честве пылевидного топлива обычно используют молотый каменный уголь .

Г л а в а 2. КОНСТРУКЦИЯ ДОМЕННОЙ ПЕЧИ

Доменная печь является мощным и высокопроизводительным агрегатом, в котором расходуется огромное количество ших­ ты и дутья. Современная, наибольшая по размерам, доменная печь ежесуточно расходует около 23000 т шихты, 18000 т дутья, 1700 т природного газа и выдает 12000 т чугуна, 4000 т шлака и 27000 т колошникового газа. Таким образом, в большой доменной печи ежеминутно выплавляется около 9 т чугуна. Для обеспечения непрерывной подачи и выпуска столь большого количества материалов необходимо, чтобы конструкции печи были просты и очень надежны .

5 1. О Б Щ Е Е О П И С А Н И Е ПЕЧИ

Доменная печь — печь шахтного типа (рис. 20). Сверху в печь порциями непрерывно загружают шихтовые материалы — агломерат (окатыши) и кокс, которые медленно опускаются вниз; длительность их пребывания в печи составляет 4—6 ч .

В нижнюю часть печи (верх горна) через фурмы подают дутье — нагретый воздух; у фурм за счет кислорода дутья сгорает кокс с выделением тепла, а горячие продукты сго­ рания движутся через столб шихты вверх, нагревая ее; вре­ мя пребывания газов в печи составляет 3—12 с. При опуска­ нии нагревающейся шихты в ней из оксидов восстанавливает­ ся железо, которое науглероживается, расплавляется и кап­ лями стекает в горн, формируя чугун, а невосстановившиеся оксиды в нижней части печи (низ шахты, распар) расплавля­ ются, образуя шлак, который также стекает в горн. НакапРис. 20.

Общий вид доменной печи с двухконусным засыпным аппаратом:

1 — фундамент, 2 — колонна;

3 — летка для выпуска чугуна;

4 — чугунные желоба; 5 — фур­ менные устройства; б — кольцевой воздухопровод; 7 — мараторное кольцо кожуха; 8 — футеровка; 9 — стальной ко­ 10 — колошник; 11 — жух;

большой конус; 12 — малый ко­ нус, 13 — вращающий механизм 14 — засыпного устройства;

приемная воронка; 15, 19 — газоотводы; 16 — скип; 77 — воронка; 18 — наклонный мост;

20 — воронка (чаша); 21 — летка для выпуска шлака; 22 — площадка ливающиеся в горне чугун и шлак, имеющие температуру 1450-1500 °С, периодически выпускают через чугунные и шлаковые летки .

Общий вид доменной печи, оборудованной двухконусным засыпным аппаратом, показан 22 на рис. 20. Печь опирается на фундамент 1, большая часть которого заглублена в землю. Снаружи печь заклю­ У//Л чена в сплошной стальной кожух 9. Внутри кожуха на­ ходится футеровка 8, охлаждаемая холодильниками, которые крепятся к внутренней поверхности кожуха. В нижней части печи (горне) расположены летки 3 для выпуска чугуна и летки 21 для выпуска шлака. Вокруг печи проложен кольце­ вой футерованный воздухопровод 6, в который из воздухона­ гревателей подается горячее дутье (воздух); кольцевой воздухопровод служит для подвода дутья к многочисленным расположенным по окружности печи фурменным устройствам 5, через которые дутье поступает в верхнюю часть горна. Выше колошника 10 печи расположено колошниковое устройство .

Оно включает газоотводы 15, 19, служащие для отвода из печи доменного газа; засыпной (загрузочный) аппарат и ряд других механизмов, связанных с загрузкой шихты и отводом газа. Показаны элементы засыпного аппарата: большой конус 11, закрывающий воронку (чашу) 20; малый конус 12, закры­ вающий воронку 17, и механизм 13, обеспечивающий их вра­ щение; приемная воронка 14, в которую шихтовые материалы высыпают из скипа 16 путем его опрокидывания, причем скип доставляют на колошник по рельсам наклонного моста 18 .

Тяжесть кожуха и футеровки верхней части печи пере­ дается на фундамент через мараторное кольцо 7 кожуха и колонны 2. Выпускаемый из печи через летки 3 жидкий чугун поступает в располагаемые на рабочей площадке 22 чугунные желоба 4 и по ним в чугуновозные ковши; выпускаемый через летки 21 шлак по расположенным на площадке 22 шлаковым желобам стекает в шлаковозные ковши либо на установки припечной грануляции жидкого шлака .

§ 2. П Р О Ф И Л Ь П Е Ч И И О С Н О В Н Ы Е РАЗМ ЕРЫ

Профилем доменной печи называют очертание рабочего прост­ ранства, ограниченного футеровкой. В горизонтальных (по­ перечных) сечениях профиль представляет собой окружности переменного диаметра. Профиль печи в вертикальном осевом сечении представлен на рис. 21; основные элементы профи­ ля — это горн, заплечики, распар, шахта и колошник, сос­ тавляющие полезный объем печи, т.е. объем от оси чугунной летки — О.Ч.Л. - до низа подвижных элементов засыпного аппарата в опущенном положении (в полезный объем не вхо­ дят объем 1 нижней части горна от оси чугунной летки до кладки лещади, где находится несливаемый слой жидкого чу­ гуна, и ограниченный куполом 3 печи объем 2, в котором расположены элементы засыпного аппарата) .

Колошник имеет форму цилиндра и служит для приема за­ гружаемой сверху шихты. Ниже колошника расположена расши­ ряющаяся книзу шахта; это расширение необходимо, чтобы обеспечить свободное опускание шихтовых материалов, объем которых увеличивается в результате нагрева. Распар, пред­ ставляющий собой короткий цилиндр, служит для создания плавного перехода от расширяющейся шахты к сужающимся за­ плечикам. Заплечики выполнены в виде усеченного конуса;

такая их форма необходима, поскольку здесь происходит Рис. 21. Профиль доменной печи плавление рудной части шихты, в результате чего объем шихты умень­ шается и суживающиеся заплечики не позволяют шихте слишком быстро опускаться в горн. Последний имеет цилиндрическую форму, в нижней его части скапливаются жидкие чугун и шлак, а в верхнюю подают дутье и ** здесь сгорает топливо (кокс) .

Основным размером доменной печи является полезный объем.

В нашей стране доменные печи строятся по типовым проектам, в соответствии с которыми предусмотрены следующие величины полезного объема, м3:

1033, 1386, 1513, 1719, 2002, \__' ось \ чугунной 2300, 2700, 3000, 3200, 4500, 5000 • лет ки и 5500 .

Основные размеры профиля печи — это полезная высота, высота и диаметр отдельных элементов профиля, полная вы­ сота печи. Полезной высотой Н (рис.21) называют расстоя­ ние от оси чугунной летки до низа большого конуса 5 или низа вращающегося распределителя шихты (лотка) в опущен­ ном положении. Полная высота печи Н п (рис.21) — расстоя­ ние от оси чугунной летки до верхней кромки колошникового фланца 4, который служит опорой засыпного аппарата .

Оптимальные Соотношения между размерами выработаны на основании многолетнего опыта эксплуатации печей. Известен ряд методов приближенного расчета размеров печи. Напри­ мер, по методу Н.К.Леонидова их рассчитывают, исходя из величины полезного объема V. Полезную высоту Н находят из выражения: Н —6,42И°*2. Высоты Н и диаметры О отдельных частей печи вычисляют по следующим эмпирическим формулам, м: для горна Аг = 0,125 Я, # г « 0.342И*4 ; для заплечи­ ков А3= 0,11Я; для распара Ар = 0,07Н, Г р * 0,384Р/0,44;

для шахты Аш = 0,60Я; для колошника Нк = 0,095Я, О к = = 0,593ИЛ Э З .

Полная высота обычно изменяется в пределах от 1,085 до 1,11 полезной высоты. Угол наклона шахты а составляет Таблица 1 Основные размеры доменных печей .

Полезный объем печи, м3 Параметр

–  –  –

82—85°, угол /3 наклона заплечиков 79-81°. Отношение по лезной высоты к диаметру распара составляет 2,83—2,11, как правило, уменьшаясь при росте полезного объема печи .

Отношение диаметра колошника к диаметру распара равно 0,62—0,7 и диаметра распара к диаметру горна 1,1—1,13 .

В табл. 1 приведены основные размеры некоторых оте­ чественных типовых печей. Можно видеть, что по мере уве­ личения объема печи заметно возрастают поперечные размеры элементов профиля при незначительном росте высоты. Это объясняется тем, что высота существующих печей достаточна для завершения в основном теплообмена между опускающейся шихтой и поднимающимся потоком горячих газов, и кроме то­ го, увеличение высоты, печи нежелательно, поскольку ведет к росту давления столба шихты на ее нижние слои, повышая вероятность раздавливания непрочного кокса .

§3. Ф Н А Е Т КОЖУХ и х л д л н к УДМН, ооиьии Щ I Фундамент является основанием печи и служит для передачи нагрузки, создаваемой массой печи на грунт. Площадь фун­ дамента рассчитывают с учетом массы печи (например, мас­ са печи объемом 5000 м3 с шихтой достигает 450 т) и того, что давление на грунт не должно превышать 2,5 кг/см2 .

Фундамент состоит из двух частей (рис. 22): нижней, подземной, называемой подошвой 1, и верхней, называемой пнем 2. Подошву выполняют из бетона, а пень — из жароРис. 22.

Фундамент и лещадь печи объе­ мом 5500 м3:

1 — подошва фундамента; 2 — пень; 3 — углеродистые блоки; 4 — холодильники;

5 — воздушное охлаждение низа лещади упорного бетона с огнеупор­ ностью 1400— 1500 °С. Жаро­ прочность придается бетону применением огнеупорного на­ полнителя — боя шамота. В качестве связки применяют портландцемент с тонкомоло- \ г/ / / / / / / / ^ / / / / / / / / /,1 I тыми добавками шамота и л и -------- -------- ' огнеупорной глины .

Подошву делают в виде восьмиугольной плиты толщиной 4— м, толщина пня составляет 2— м. От перегрева и 6 3,5 термического разрушения фундамент на современных печах предохраняют путем воздушного охлаждения низа лещади (стыка лещади с пнем) .

На подошву фундамента у большинства печей опираются стальные колонны (рис. 20, 2), передающие нагрузку верх­ него строения печи .

Кожух доменной печи представляет собой сварную конст­ рукцию, состоящую из цилиндрических и конических поясов, изготовленных из стального листа. Толщина кожуха в верх­ ней части составляет 20— 40, в нижней 40— мм. Делают ко­ жух из сталей с высокой ударной вязкостью, прочностью, пластичностью, термостойкостью (16Г2АФ, 10Г2С1, 14Г2 и др.). Большая часть печей имеет кожух с маратором или мараторным кольцом (рис. 27, 1 и 20, 7), т.е. горизонтально расположенным кольцом из стального листа, сваренным с ко­ жухом нижней части шахты и верха заплечиков. Через маратор и колонны (рис. 20, 2) нагрузка верхней части печи передается на фундамент; кроме того маратор служит опорой для кладки шахты и распара. Строившиеся в последние годы отечественные печи объемом 3000— 5000 м* стали делать с самонесущим, т.е. гладким кожухом без мараторного кольца (рис.26,2). При этом ухудшились условия опоры кладки шах­ ты на кожух и на новой, более мошной отечественной печи объемом 5500 мэ кожух сделан самонесущим, но с небольшим, мараторным кольцом, служащим для опоры кладки шахты .

В кожухе печи делают вырезы для фурм, чугунных и шла­ ковых леток, для горизонтальных холодильников (если они имеются), а также отверстия для болтов крепления верти­ кальных холодильников и для трубок, подводящим к ним воду .

футеровки Холодильники помощью пропускаемой через них холодной техничеспечи кой воды, а при испарительном охлаждении — с помощью кипящей химически очищенной воды. Широко при леняются плитовые холодильники, располагаемые вертикально и футеровкой; ряд разновидностей таких хол ильников для это водяного охлаждения показан на рис. 23. Холодильник плита из чугуна с залитой в ней стальной трубкой в виде змеевика для циркулирующей воды. Холодильник крепят к кожуху печи с помощью болтов .

Холодильники (рис. 23) делают с гладкой внутренней по­ верхностью (их устанавливают в лещади и горне); с ребрис­ той поверхностью, что улучшает теплообмен с футеровкой и способствует удержанию гарнисажа (применяют в распаре и шахте); ребристые с залитыми огнеупорными кирпичами, что повышает стойкость против истирания кусками шихты и спо­ собствует удержанию гарнисажа (применяют в заплечиках) .

Холодильники для фурм и леток (рис. 23, г, д) имеют округлую выемку; иногда холодильник делают с двумя зали­ тыми трубками, располагаемыми в два ряда (рис. 23, д) .

2^

Рис. 23. Плитовые водяные! холодильники:

а — с гладкой внутренней поверхностью; б — ребристый; — ребристый с зали в тым кирпичом; г — холодильник фурменной зоны; д — холодильник чугунной лет ки (1 — отверстие для болтов крепления к кожуху; 2 — залитая стальная труб ка; 3 — подвод воды; 4 — отвод воды; 5 — залитый кирпич) Рис. 24. Пл ктовой горизонтальный холодильник Холодильники шахты и распара часто делают с горизонталь­ ным выступом Ъа внутренней поверхности (рис. 26, 5);

выступ охлаждается отдельной водоподводяшей трубкой и служит опорой для кирпичной кладки. Толщина гладких плиг товых холодильников равна 120—160 мм, а холодильников с залитыми кирпичами дости­ гает 250—350 мм .

При испарительном охлаждении во избежание образования паровых пробок кипящая вода должна двигаться снизу вверх;

поэтому в плиту заливают две или более вертикально распо­ лагаемые трубки с подводом воды к каждой из них снизу и отводом сверху .

Находят применение горизонтальные холодильники; их го­ ризонтально располагаемая плита заглублена в футеровку (см. рис. 27), усиливая ее охлаждение, и служит опорой для кирпичной кладки. Один из горизонтальных холодильни­ ков показан на рис. 24. Для установки горизонтальных хо­ лодильников в кожухе печи, как правило, необходимо делать вырезы .

§4. Ф У Т Е Р О В К А П Е Ч И Огнеупорная футеровка (кладка) доменной печи предназначе­ на для уменьшения тепловых потерь и предохранения кожуха от воздействия высоких температур и от контакта с жидким металлом и шлаком .

Применяемые огнеупоры. Для футеровки доменной печи применяют качественный (доменный) шамотный кирпич, высо­ коглиноземистый кирпич, углеродистые блоки, иногда кар­ бидокремниевый кирпич. Основу шамота составляют 8Ю 2 и А120 3. Д ля доменных печей стандартом предусмотрено три сорта шамотных изделий с содержанием А120 3 соответственно не менее 42, 41 и 3 9 % ; они отличаются повышенной плот­ ностью и прочностью, высокой огнеупорностью ( 1750 °С ), низким содержанием Ре2 э ( 1,5 % ). Кирпич с более высо­ О ким содержанием А12О э применяют для кладки низа печи, а с более низким — для кладки верха. Кроме того, для кладки печей объемом «1 0 3 3 м3 стандартом предусмотрена марка шамота с меньшим ( 3 7 % ) содержанием А12 э меньшей О, огнеупорностью ( 1730 °С), прочностью и плотностью. Кир­ пич может быть длиной 230 мм (нормальный) и 345 мм (полу­ торный). Применение кирпичей различной длины обеспечивает хорошее переплетение швов кладки .

Высокоглиноземистый муллитовый кирпич, применяемый для кладки лещади, содержит 63 % А120 3 при огнеупорности 1800 °С. Доменный карбидокремниевый кирпич содержит 72 % Й С и 7 % азота и отличается от огнеупоров на основе А12 3 и 8 Ю 2 заметно большей прочностью и тепло­ проводностью .

Углеродистые блоки изготовляют из кокса и обожженного антрацита с добавкой в качестве связующего небольшого количества каменноугольного пека. Длина блоков достигает 3—4 м, они прямоугольного сечения 400^400 и 550x550 мм .

Блоки в комбинации с высокоглиноземистым кирпичом больших размеров (400x200x100 м м ) применяют для кладки самой ниж­ ней части печи — лещади .

Швы между огнеупорными кирпичами заполняют раствором, изготовленным из мертелей, соответствующих классу кирпи­ ча. Мертель - это порошок, состоящий из измельченного шамота и огнеупорной глины. Для ответственных видов клад­ ки применяют мертели с добавкой небольших количеств поверхностно-активных и клеющих веществ (сода, сульфитно­ спиртовая барда), что позволяет приготавливать растворы с меньшей влажностью при одновременном повышении их плас­ тичности. Для заполнения швов между углеродистыми блоками Применяют углеродистую пасту, состоящую из кокса и смолопека. Зазор между блоками допускается не более 0,5 мм для вертикальных и не более 1,5 мм для горизонтальных швов .

Л е щ а д ь. Ранее лещади доменных печей выкладывали из качественного шамотного кирпича. Однако рост объема печей и интенсификация плавки вызывали быстрое разрушение такой кладки. Поэтому в настоящее время лещади делают либо цельноуглеродистыми, либо комбинированными из углеродис­ тых и высокоглиноземистых огнеупоров. Применение углеро­ дистых огнеупоров вызвано тем, что из-за их высокой теп­ лопроводности снижается перегрев и вследствие этого уменьшается разрушение кладки лещади .

Один из вариантов кладки цельноуглеродистой лещади из углеродистых блоков показан на рис. 22. В комбинированной лещади, один из вариантов которой показан на рис. 25, ее низ 1 и наружную часть (стакан) 4 выкладывают из углеро­ дистых блоков, а внутреннюю центральную часть 2 и высоко­ глиноземистых муллитовых изделий, содержащих более 65 % А12. Высота лещади составляет ~ 5,6 м; это необходимо, Оэ поскольку за многие месяцы эксплуатации печи происходит разрушение кладки жидким чугуном, и в лещади образуется заполненная жидким чугуном полость, могущая достигать фундамента печи (см. рис. 48). С тем, чтобы уменьшить из­ нос лещади, в современных печах предусматривают воздушное охлаждение ее низа. Между низом лещади 1 и пнем 8 фунда­ мента закладывают чугунные плиты 7 толщиной 180 мм; в плиты залиты стальные трубки диаметром 140 мм, в которые вентилятором подают охлаждающий воздух. Снаружи кладку лещади охлаждают гладкими плитовыми холодильниками 3 .

Гори. Футеровку горна до уровня фурм выполняют из углеродистых блоков, а в районах фурм и чугунных и шлако­ вых леток из шамотного ( 42 % А12 3 кирпича, поскольку 0) углерод здесь может окисляться кислородом дутья, диокси­ дом углерода (С 0 2 а также парами воды из огнеупорных ), масс. При работе' на безводных леточных массах район чу­ гунных леток делают из углеродистых блоков. Для пред­ отвращения окисления углеродистых блоков в период задувки печи их защищают кладкой (рис. 25, 6) в один ряд из шамотного кирпича .

Толщина футеровки у низа горна достигает 1600 мм .

Снаружи кладку горна охлаждают гладкими плитовыми холо­ дильниками .

Заплечики. Кладку заплечиков чаще всего делают тонко­ стенной (толщина 230 или 345 мм) из шамотного ( 42 % А1г э кирпича в один ряд, при этом кирпич примыкает к О) периферийным плитовым холодильникам с залитым кирпичом (рис. 26). Иногда вместо шамота применяют карбидокремниед яшлака л ось летки ч гун уа Рис. 25.

Комбинированная кладка лещади и горна:

I — графитированные блоки; 2 — высокоглиноземистый кирпич; 3 — плитовой холодильник; 4 — углеро­ дистые блоки; 5 — углеродистая масса; 6 — защитная шамотная кладка; 7 — система воздушного охлаждения низа лещади; 8 — пень Рис. 26. Кладка заплечиков, распара и низа шахты (а) и верха шахты (# .

1 — кожух печи; 2 — плитовой холодильник с залитым кирпичом; 3 - шамотный кирпич; 4 — огнеупорная масса; 5 — ребристый холодильник с выступом; 6 — асбесто-смоляной блок вые кирпичи. Кладка заплечиков быстро изнашивается и вместо нее на поверхности холодильников формируется слой гарнисажа (застывшего шлака и мелких кусков шихты) .

Шахта и распар. Кладку распара и охлаждаемой части шахты (~ 2/3 ее высоты снизу) выполняют из шамотного ( 41— % А12 3 и л и карбидокремниевого кирпича, а к а глд ку- верхней неохлаждаемой части шахты из шамота, содержа­ щего 3 9 % А12 э Кирпичи укладывают в два-три ряда О .

вперевязку (рис. 26). _, Кладка шахты с распаром может быть толсто-, средне- и тонкостенной. В прежние годы широко применяли толстостен­ ную кладку ( т о л щ и н а верха шахты 800—900 мм и до 1300 мм в районе распара) с горизонтальными холодильниками, заглуб­ ленными в кладку и служащими ее опорой (расположение таких холодильников можно видеть на рис. 27). Однако в связи с тем, что холодильники расположены на расстоянии друг от друга, плохо охлаждается кожух, и после износа футеровки возникают его местные перегревы, вызывая терми­ ческую деформацию и возможность появления трещин. Кроме того, вырезы в кожухе для установки горизонтальных холо­ дильников снижают его прочность и делают кожух менее гер­ метичным. В связи с этим в последние годы делают тонко- и среднестенные Шахты. Тонкостенная шахта (и распар) имеет в охлаждаемой части толщину кладки 230— 345 мм и в верхней неохлаждаемой части 575— 690 мм с охлаждением вертикаль­ ными ребристыми холодильниками (рис. 26), причем часть холодильников имеет горизонтальные выступы, которые слу­ жат опорой для кладки и способствуют удержанию гарнисажа .

Среднестенная шахта имеет толщину кладки в охлаждаемой части 575— 900 мм и в неохлаж­ даемой 700 мм, охлаждение либо комбинированное из вертикаль­ ных ребристых холодильников в сочетании с горизонтальными (как на рис. 27), либо из вер­ тикальных ребристых холодиль­ ников, имеющих горизонтальные выступы (как на рис. 26) .

В распаре и охлаждаемой части шахты по мере износа кирпича образуется слой гарни­ сажа. С тем, чтобы уменьшить давление от расширяющейся при нагреве кладки на кожух печи и Рис. 27.

Шахта с вертикальными и горизонтальными холодильниками:

1 — мараторное кольцо; 2 — гори­ зонтальный мараторный холодиль­ ник; 3 - кожух печи; 4 - плитовой вертикальный холодильник; 5 — го­ б— ризонтальный холодильник;

огнеупорная масса; 7 — шамотная кладка

Рис. 28. Колошниковая зашита (футеровка колошника):

1 — шамотный кирпич; 2 — пластина; 3 — штырь; 4 — кронштейн; 5 — шлакоас­ бестовая масса; 6 - серьга; 7 - футеровочная плита купола; 8 - кожух печи;

9 _ глинисто-асбестовая масса; 10 — кладка шахты; 11 — стальной сегмент предотвратить его разрыв, между футеровкой и вертикальны­ ми холодильниками по всей высоте печи (кроме распара) предусматривают зазор в 70—200 мм, заполняемый шамотоас­ бестовой или пластичной углеродистой, массой .

Колошник. Собственно футеровка колошника состоит из одного ряда шамотного кирпича, выкладываемого у кожуха .

З ним располагают "колошниковую защиту”, которая воспри­ а нимает удары падающих сверху в процессе загрузки кусков шихты. Широко распространенная ее разновидность состоит из стальных сегментов — литых полых коробок, заполненных шамотным кирпичом. Сегменты (рис. 28) расположены не­ сколькими кольцевыми рядами по высоте колошника; сосед­ ние по окружности сегменты соединены между собой болтами .

Вся колошниковая защита крепится к кожуху с помощью не­ скольких подвесок, в каждой из которых (см. рис. 28) сег менты прикреплены к вертикальной пластине, соединенной с серьгой, которая свободно подвешена на штыре, вставленном в отверстие кронштейна; последний прикреплен к кожуху болтами. Такая подвеска позволяет всем сегментам переме­ щаться вверх в случае роста кладки шахты в вертикальном направлении в результате ее нагрева .

§ 5. Г О Р Н П Е Ч И ^ Горн условно подразделяют на две части— верхнюю фурмен­ ную зону, где сгорает кокс, и нижнюю — металлоприемник, служащий для накопления жидкого чугуна и шлака, и где расположены чугунные и шлаковые летки. Высота горна (рас­ стояние от оси чугунной летки до заплечиков) на современ­ ных печах составляет 3,2— м, а на наиболее мощной оте­ 3,9 чественной печи объемом 5500 м3 она увеличена до 5,7 м .

Чугунные летки располагают на 600— 1800 мм выше лещади, а находящаяся ниже леток часть металлоприемника заполнена несливаемым или "мертвым" слоем жидкого чугуна; этот слой необходим для предотвращения размывания лещади потоками чугуна в горне и предохранения ее от воздействия высоких температур. Печи малого объема имеют одну чугунную летку, печи объемом около 2000 м3— две, печи объемом 2700 м3 — три, а печи объемом 3200— 5500 м3— четыре летки. На боль­ ших печах с четырьмя поочередно работающими летками, чис­ ло выпусков чугуна в сутки достигает 18— 24, на печи объе­ мом 1000 м3 оно равно 4—5 .

Шлаковые летки располагают выше оси чугунных леток на 1,4— м. На печах объемом 2700 м3 и менее имеется по 2,0 две шлаковых летки, служащих для выпуска так называемого "верхнего" шлака; кроме того, часть шлака вытекает вместе с выпускаемым чугуном через чугунные летки ("нижний" шлак). На печах объемом 3200— 5500 м3, имеющих четыре чу­ гунных летки, практически весь шлак выходит через чугун­ ные летки вместе с чугуном, и на этих печах делают одну шлаковую летку, имеющую резервное значение .

Чугунная летка показана на рис. 29. Вырез для летки в кожухе печи обрамлен приваренной к нему стальной кольце­ вой рамой 2, футерованной внутри шамотным кирпичом. Летка представляет собой сквозной канал в кладке горна и рамы;

I

V::

'рама летки; 3 - шамотная кладка; 4 - холодильник л е т »;

7- кож ух'печи* 5 — леточная масса; 6 — канал летки; 7 — жидкий чугун Рис. 30. Шлаковый прибор заполнен этот канал шириной 250—300 и высотой 400—500 мм огнеупорной леточной массой. Для выпуска чугуна в массе просверливают отверстие диаметром 50-80 мм с помощью сверлильной машины, вращающей бур. После выпуска чугуна канал летки забивают огнеупорной массой с помощью элект­ ропушки. Й I Шлаковые легки обрамляют арматурой, называемой шлако­ вым прибором, который помещают в проем горновых холодиль­ ников и крепят к кожуху печи. Шлаковый прибор дан на рис. 30. Он состоит из телескопически соединенных элеменмедной сварной или штампованной полой охлаждаемой тов:

водой фурмы 1 диаметром 50-70 мм, литого медного полого холодильника (шлаковой амбразуры) 2, чугунного холодильняка 3 с залитым спиральным змеевиком для охлаждающей воды, чугунной водоохлаждаемой амбразуры 4 аналогичной конструкции и рамы 5, при помощи которой прибор крепится ш ш ____ Ш Ш Ш Ш Щ ____ ф°р облегчает их замену при повреждении. Отверстие му, что фурмы закрывают металлической пробкой при помощи специального механического стопора. Конусную полость шла­ кового прибора набивают огнеупорной массой, в которой прорезают отверстие для выхода шлака из печи. Трубки б служат для подвода—отвода воды к фурме .

Фурменный прибор. В верхней части горна на расстоянии 2700—3500 мм от оси чугунной летки горна по его окружнос­ ти с равными промежутками устанавливают воздушные фурмы, через которые в печь поступает нагретое до 1100-1300 °С дутье, природный газ и другие топливные добавки (мазут, пылеугольное топливо).

Число фурм зависит от диаметра горна и его применю определяют по следующей зависимости:

п = Зйг 8, — где п — число фурм; — диаметр горна, м .

По этой формуле число фурм для больших печей получает­ ся равным 20— шт., что близко к действительной величине (на существующих печах объемом от 1033 до 5500 м3 число фурм составляет 16— 42) .

Комплекс устройств, служащих для подвода дутья в горн из кольцевого воздухопровода, называют фурменным прибором (рис. 31). Основная часть прибора — медная пустотелая в о Рис. 31. Фурменный прибор здушная фурма 1 с внутренним диаметром 140—190 мм, охлаж­ даемая водой. Фурма выступает из кладки внутрь печи на, * расстояние 300—500 мм. -1 • фурму устанавливают в медную полую литую амбразуру 2, а амбразуру- в имеющий залитую спиральную трубку чугун­ ный холодильник (кадушку) 3, который своим фланцем кре­ пится к кожуху печи с помощью болтов. Фурма, амбразура и холодильник охлаждаются проточной водой .

Дутье, подаваемое к фурме 1 из кольцевого воздухопро­ вода 12, проходит по прикрепленным к нему рукаву 11 и не­ подвижному патрубку (колену) 70; подвижному колену 7, ко­ торое прикреплено к патрубку 10 при помощи двух подвесок 8, и по сменному соплу 4. Подвижное колено 7 прижимает сопло к фурме с помощью пружинного натяжного устройства 5, присоединенного к кожуху печи. Для обеспечения герме­ тичности прибора (на случай перекосов отдельных элементов в результате нагрева и др.) в местах стыка фурма— сопло, патрубок 10 сопло—подвижное колено и подвижное колено— предусмотрены шаровые соединения (стыки заточены по шаро­ вой поверхности). В торце подвижного колена предусмотрена закрытая стеклом гляделка 6 для наблюдения за работой *' прифурменной зоны. - !иК -ЖГ- ?

Рукав, патрубок 10 и подвижное колено футеруют внутри шамотным кирпичом. Сопло делают из стали с тонкой футе­ ровкой изнутри. Фурма и амбразура периодически прогорают и для их смены отсоединяют натяжное устройство 5, ослаб­ ляют подвески 8 и разворачивают подвижное колено вокруг оси 9 подвесок 8 в положение, удобное для удаления сопла, фурмы и амбразуры .

Кольцевой воздухопровод 12, по которому горячее дутье подводят к фурмам, футерован шамотным кирпичом и имеет диаметр в свету 800-1800 мм в зависимости от объема печи .

§С К ОЛ ОШ Н И К ОВОЕ УСТРОЙСТВО

Колошниковое устройство представляет собой многоэтажную металлическую конструкцию, служащую для поддержания комп­ лекса механизмов, предназначенных для загрузки шихты в доменную печи (засыпной аппарат и др.), отвода газов (га­ зоотводы) и для монтажа оборудования .

Газоотводы. Для отвода доменного газа в куполе печи имеются отверстия и идущие от них вверх газоотводы (рис. 20, 19). Обычно число газоотводов равно четырем, их соединяют вначале симметрично попарно, а затем в один газоход, идущий вниз к пылеуловителям (см. рис. 55 и 56), расположенным на нулевой отметке (на печах объемом 5000—5500 м3 имеется восемь газоотводов и по два нисходя­ щих газохода). От верхних точек газоотводов отходят вер­ тикальные свечи (трубы), заканчивающиеся атмосферным кла­ паном, который открывается, выпуская газ в атмосферу при превышении давления в печи сверх допустимого. Число све­ чей с клапанами колеблется от двух до четырех, они служат также для выпуска газа при остановках печи .

Засыпной аппарат. Он предназначен для загрузки шихты, необходимого ее распределения по сечению колошника, т.е .

печи и для обеспечения герметичности печи в процессе заг­ рузки, т.е. для предотвращения попадания в печь воздуха, ведущего к возможности взрыва, и предотвращения выделения печного газа в атмосферу .

Большая часть доменных печей оборудована двухконусными засыпными аппаратами, а новые печи сооружают с засыпными аппаратами новой конструкции — бесконусными. Двухконусный засыпной аппарат показан на рис. 32, а. Его основными элементами являются: большой конус 1 с воронкой (чашей) 2; вращающийся распределитель шихты, состоящий из малого конуса 4 и воронки 10; приемная воронка 6. Большой и ма­ лый конусы могут перемешаться вверх— вниз; в верхнем поло­ жении большой конус прижат к воронке 2, а малый к воронке 10, изолируя рабочее пространство печи от атмосферы; по­ ложение конусов в' опущенном состоянии показано пунктиром .

Малый конус подвешен на полой трубчатой штанге 5, большой — на штанге 3, проходящей внутри полой штанги 5, благода­ ря чему конусы могут опускаться и подниматься независимо друг от друга. Воронка 10 связана с приводом, обеспечива­ ющим ее вращение вместе с малым конусом .

Шихтовые материалы доставляют на колошник двумя скипа­ ми (тележками), движущимися по рельсам 8 наклонного моста 9; в крайнем верхнем положении скип 7 опрокидывается, по­ скольку его передние колеса катятся по рельсам, загнутым вниз, а задние — по другим рельсам, загнутым вверх и под­ нимающим заднюю часть скипа (см. рис. 32, а). При этом порция шихты высыпается через приемную воронку на поверхV * Х Рис. 32.

Засыпной аппарат двухконусный (а) и бесконусный фирмы 'Поль—Вюрт’ (б):

а: 1 — большой конус; 2 — воронка (чаша); 3 — штанга; 4 — малый конус; 5 полая трубчатая штанга; 6 — приемная воронка; 7 — скип; 8 — рельсы наклон­ ного моста; 9 — наклонный мост; 10 — воронка;

б: 1 — конвейер шихтоподачи; 2 — приемная воронка; 3 — затвор; 4 - верхний газоотсекающий клапан; 5 - бункер; 6 — затвор бункера; 7 - нижний гаэоотсекаюший клапан; 8 —.трубка; 9 — отсечная задвижка; 10— механизм враще­ ния лотка; 11 — вращающийся лоток ность малого конуса, после чего он опускается и материал просыпается вниз на поверхность большого конуса, а малый конус сразу же поднимается. Подобным образом на поверх­ ность большого конуса загружают два-шесть скипов (наби­ рают подачу). Затем при поднятом малом конусе опускают большой конус, и материал подачи просыпается в печь, пос­ ле чего большой конус поднимается .

Далее на большой конус набирают новую подачу (два— шесть скипов), но перед каждым опусканием малого ко­ нуса он с воронкой 10 поворачивается на 60°. Загрузив эту подачу в печь путем опускания и подъема большого ко­ нуса, на него набирают следующую подачу; при этом перед каждым опусканием малого конуса он с воронкой поворачи­ вается на 120° от исходного положения. При наборе после­ дующей подачи угол поворота составляет 180° и т.д. Благо­ даря такому вращению распределителя подачи попадают не в одно место под наклонным мостом 9, а сравнительно равно­ мерно распределяются по периферии колошника .

В процессе загрузки конусы работают Iпоочередно: когда один опущен, другой поднят (закрыт), что обеспечивает герметичность печи .

После опускания малого конуса в межконусном простран­ стве создается давление, соответствующее атмосферному, а большой конус находится под давлением газов в печи, что препятствует его опусканию. После же опускания большого конуса, в межконусном пространстве создается давление, равное давлению газов в печи, что препятствует открытию малого конуса. Для выравнивания давления в межконусном пространстве и печи подают чистый газ в межконусное пространство под давлением, близким к давлению газов в печи. Это делают перед опусканием большого конуса при по­ мощи уравнительных клапанов, а при опускании малого кону­ са сбрасывающий клапан выпускает газ из межконусного пространства в атмосферу. Работа уравнительных клапанов автоматизирована и сблокирована с работой конусов засып­ ного аппарата .

Слабым местом аппарата являются стыки конусов с соот­ ветствующими воронками. Здесь в связи с повышенным! давле­ нием в печи просачивается доменный газ и содержащаяся в нем пыль вызывает абразивный износ металла. Поэтому стой­ кость конусов низкая, малый конус заменяют почти через каждые полгода, а большой через 1,5— г .

2,5 Среди ряда бесконусных загрузочных устройств хорошо зарекомендовала себя конструкция фирмы “Поль Вюрт" (Люк­ сембург). Схема подобного устройства показана на рис. 32, б. Его основные элементы: передвижная приемная воронка 2 с затвором 3 внизу; два накопительных шлюзовых бункера 5, центральная течка (труба) 8, отсечная задвижка 9 и вращающийся лоток 11 с механизмами 10, обеспечивающими вра­ щение лотка вокруг вертикальной оси и изменение угла его наклона. Шлюзовые бункеры 5 объемом 50—80 м3 оборудованы верхним 4, нижним 7 газоотсекающими клапанами и шихтовым дозирующим затвором 6. Газоотсекающие клапаны обеспечива­ ют герметичность печи, поскольку верхний клапан открывают при закрытом нижнем и наоборот. Отсечная задвижка 9 слу­ жит для герметизации печи при ремонтах загрузочного уст­ ройства .

Загрузку шихты производят следующим образом. Приемную воронку 2 устанавливают над пустым бункером 6, открывают верхний газоотсекающий клапан 4 при закрытых нижнем кла­ пане 7 и затворе 6 бункера и, открыв затвор 3 воронки, начинают подачу шихты в бункер с конвейера 1 шихтоподачи;

наполнив бункер, закрывают затвор воронки и верхний газо­ отсекающий клапан. Для выгрузки шихты в печь открывают нижний газоотсекающий клапан и затем шихтовый затвор б бункера, при этом скорость высыпания материала из бункера определяется степенью раскрытия шихтового затвора. Высы­ пающийся из бункера материал через трубу 8 попадает на вращающийся лоток 11 и скатывается по нему в печь. После опорожнения бункера закрывают шихтовый затвор 6 и затем нижний газоотсекающий клапан 7. За время опорожнения бун­ кера лоток совершает не менее 10 оборотов, при этом угол наклона лотка изменяют по заданной программе в пределах 7— 53°, выгрузка длится 60—140 с .

Правый и левый бункеры 5 работают поочередно: когда наполняют один бункер, из другого материал выгружают в печь. Шихту с конвейера 1 направляют в тот или иной бун­ кер, передвигая приемную воронку 2. Газоуплотнительные клапаны выполняют только функцию уплотнения, не соприка­ саясь с шихтой, что увеличивает срок их службы .

При работе загрузочного устройства перед открытием пазоотсекающих клапанов производят выравнивание давления в бункерах 5 с давлением в печи или с атмосферным. Чтобы предотвратить выброс из бункеров 5 запыленного доменного газа в атмосферу, на отечественных печах предусмотрена система пылеподавления, заключающаяся в том, что в бункер во время выгрузки из него шихты подают азот под давлением ббльшим, чем давление газов в печи, и поэтому газы из пе­ чи в бункер и из него в атмосферу не попадают .

Недостатком устройства считают то, что сложный меха­ низм вращения лотка расположен в куполе печи и для его охлаждения и защиты от горячих колошниковых газов требу­ ется расходовать много (10—30 тыс.мэ/ч ) азота или очищен­ ного охлажденного доменного газа; кроме этого раз в три— четыре месяца необходима кратковременная остановка печи для замены резиновых прокладок газоотсекающих клапанов .

Г л а в а 3. ДОМЕННЫЙ ПРОЦЕСС

§ 1 .

З А Г Р У З К А Ш И Х Т Ы И РАСПРЕДЕЛ ЕНИЕ М АТЕРИ АЛ ОВ

НА КОЛОШ НИКЕ

В современной доменной печи продолжительность пребывания в ней материалов составляет 4— ч, а газов — около 3— с. Высокие показатели плавки могут быть получены при хо­ рошем распределении газов по сечению печи. Только в этом случае газы в максимальной степени отдадут физическое те­ пло материалам и наиболее полно будет использована их восстановительная способность. Естественно, что распреде­ ление газового потока по сечению печи зависит от сопро­ тивления столба шихты, через которую проходят газы. Учи­ тывая то, что газы всегда движутся по зонам с меньшим со­ противлением шихты, его в процессе загрузки регулируют, перераспределяя определенным образом порции агломерата и кокса по сечению печи с учетом того, что слой агломерата менее газопроницаем, чем слой кокса. Если этого не де­ лать, то основная часть газов будет двигаться по зонам с малым сопротивлением шихты и покидать печь с высокой тем­ пературой, т.е. с недоиспользованной тепловой энергией и с неполностью использованной восстановительной способнос­ тью. В то же время в участках с большим сопротивлением шихты газов будет проходить мало и шихта будет плохо на­ гретой и восстановленной, что потребует дополнительного расхода тепла в нижней части печи, т.е. увеличения расхо­ да кокса .

При загрузке прежде всего учитывают следующее: дутье поступает в печь у стен и сопротивление газам у гладких стен меньше, чем в объеме шихты, в связи с чем газы стре­ мятся двигаться у стен. Поэтому целесоообразно, чтобы у стен были толще слои менее газопроницаемого агломерата, а в центре — толще слои кокса, что способствует перераспре­ делению газового потока к центру. По окружности же печи материалы должны располагаться равномерно .

На печах с двухконусным засыпным аппаратом шихту за­ гружают в печь отдельными порциями — подачами. Подача включает несколько скипов (чаще четыре и иногда три, пять, шесть) и состоит из рудной части (в основном агло­ мерата) и кокса, взятых в соотношении, вытекающем из рас­ чета шихты. Подача может быть совместной, когда все вхо­ дящие в нее скипы агломерата и кокса накапливают на боль­ шом конусе путем опусканий малого конуса без его вращения и затем загружают в печь за одно опускание большого кону­ са (пример ее обозначения: ААКК^); раздельной, когда аг­ ломерат загружают одним опусканием большого конуса, а кокс - вторым (А А *К К *) и расщепленной, когда подача за­ гружается в два приема, но в каждой полуподаче есть и кокс и агломерат (ААК*ККА*). В приведенных обозначениях знак у означает опускание большого конуса, А — скип агло­ мерата, К — скип кокса. (Порядок набора подачи и распре­ деления подач по окружности колошника дан выше при описа­ нии засыпного аппарата.) Для управления распределением агломерата и кокса по сечению колошника применяют следующие приемы: изменение порядка набора скипов агломерата и кокса на большом кону­ се, использование раздельных и расщепленных подач, изме­ нение массы подачи, ступенчатое изменение уровня засыпи на колошнике, неполное опускание большого конуса при выгрузке подачи в печь, установку подвижных плит у стен колошника .

При регулировании распределения шихты с помощью этих приемов учитывают следующие известные закономерности по­ ведения сыпучих материалов:

— падающие с большого конуса материалы укладываются на колошнике с возвышением — гребнем (рис. 33 и 34); при расположении гребня у стены он имеет один скат, а на уда­ лении от стены— два ската;

— в месте падения шихты (у гребня) скапливается больше мелочи, а крупные куски в значительной мере скатываются к подножию гребня, в связи с чем газопроницаемость шихты в зоне гребня ниже. При этом основная часть мелочи — это агломерат;

Рис. 33. Влияние вьцрты (Я ) Рис. 34. Распределение мате­ уровня засыпи на распределе­ риалов на колошнике при боль­ шой (а) и малой (б) подачах, ние материалов; Т П — траекто­ при меньшем (в) и большем (*) рия падения материалов с большого конуса зазоре между большим конусом и стенкой колошника —на расположение гребня влияет уровень засыпи на колошнике, при снижении уровня засыпи от Я, до Я 3 (рис. 33) гребень приближается к стенкам колошника;

— расположение гребня зависит от величины зазора между большим конусом и стенкой колошника; при малом зазоре гребень располагается у стен (рис. 34, в), при большом — отдаляется от стен (рис. 34, г);

—угол естественного откоса при свободной укладке падающего сверху кокса меньше, чем у агломерата, поэтому при ссыпании с большого конуса у стен печи получается более толстый слой агломерата, а в центре — кокса (рис. 34);

— в связи с таким различием углов откоса уменьшение массы подачи ведет к снижению толщины слоя агломерата в центре печи и позволяет создать в центре зону без агломе­ рата (рис. 34, б) с повышенной газопроницаемостью;

—неполное опускание большого конуса способствует пе­ ремещению гребня материалов к стенкам колошника и попада­ нию большего количества мелочи на периферию;

—при ссыпании подачи с большого конуса ее нижняя часть ложится у стен, образуя гребень, с которого в центр скатывается заключительная часть подачи, т.е. в центр пе­ чи в основном поступает материал из тех скипов подачи, которые на большой конус загружали последними. Соответст­ венно при подаче агломератом вперед ААКК* в центр посту­ пает заметно больше кокса, а при обратной подаче ККААу — больше агломерата. Изменение порядка загрузки на обратный является сильно действующим средством перераспределения материалов по сечению колошника и применяется как крайняя мера; меньшее воздействие на распределение материалов оказывают промежуточные порядки загрузки типа К АК А*, АКК А* и др. ____ В целом регулирование распределения шихты по сечению печи с помощью двухконусного аппарата является сложной задачей и непрерывно совершенствуется. В последние годы на некоторых печах у стен колошника устанавливают подвиж­ ные плиты, которые можно перемешать в горизонтальной плоскости и изменять угол их наклона. Падающие на плиты куски шихты отражаются и, изменяя положение плит, можно направлять шихту в заданные зоны колошника .

На печах с бесконусным загрузочным устройством шихту загружают в печь через два поочередно открываемых шлюзо­ вых бункера (см. описание бесконусного загрузочного уст­ ройства и рис. 32, б), а в бункеры ее доставляют наклон­ ным ленточным конвейером, на котором с определенными ин­ тервалами уложены порции агломерата (или смеси агломерата и окатышей) и кокса. В один бункер с ленты поступает одна порция агломерата или кокса; из бункера порцию выгружают на колошник печи по наклонному вращающемуся лотку, кото­ рый за время выгрузки порции (60—140 с) совершает более десяти оборотов вокруг вертикальной оси; при этом угол наклона лотка изменяют в пределах 7 53 .

Для характеристики этого способа загрузки чаще исполь­ зуют не термин "подача", а “цикл загрузки". Цикл за­ грузки — это повторяющаяся совокупность располагаемых в определенном порядке порций шихтовых материалов. Макси­ мальная масса порций определяется объемом шлюзового бун­ кера (50-80 м3 засыпного устройства. Число порций в цик ) ле может изменяться в пределах от 5— до 14 и более .

Применение вращающегося лотка и изменение угла его наклона в процессе выгрузки из шлюзового бункера каждой порции материала позволяет в очень широких пределах пере­ распределять шихту по сечению колошника и регулировать толщину слоев агломерата и кокса, добиваясь рациональной ее укладки и эффективного использования газового потока .

Чтобы судить о газопроницаемости шихты в доменной печи и о том, насколько хорошо протекают теплообменные и хими­ ческие процессы между шихтой и газами, желательно иметь данные о температуре и составе газа по сечению. Повышенное содержание С 0 2 в газах и низкая температура указывают на полноту химических и теплообменных процессов в печи .

Для интенсивной и экономичной работы печи желательно, чтобы содержание СОг на периферии и по оси печи было не­ сколько пониженным, а на расстоянии около 1— м от стен печи— повышенным .

На новых печах для контроля температуры и отбора проб газов по сечению печи применяют вводимые через отверстия в кожухе и футеровке зонды, периодически перемещаемые от периферии к центру печи над уровнем шихты и в объеме ших­ ты на расстоянии от 1,5 до 7-12 м ниже ее уровня. На всех печах контролируют уровень засыпи (верха материалов) на колошнике; общепринят контроль с помощью двух зондов — вертикально перемещаемых штанг, пропущенных через отверс­ тие в куполе печи. В рабочем положении нижний конец: зонда находится на поверхности шихты, постепенно опускаясь вместе с ней, зонд связан с контрольно-измерительными приборами, отражающими изменение уровня шихты; при ссыпа­ нии шихты с большого конуса зонды поднимают. Начинают применять новые бесконтактные методы измерения уровня, используя показания направленных на поверхность засыпи инфракрасных, микроволновых и других датчиков .

Ьг. Р А С П Р Е Д Е Л Е Н И Е Т Е М П Е Р А Т У Р, У Д А Л Е Н И Е В Л А Г И

И РАЗЛ ОЖ ЕНИЕ К АРБОН АТОВ

Распределение температур в печи Помимо тепла, вносимого нагретым дутьем, основным источ­ ником тепла для нагрева шихты и газов, расплавления чугу­ на и шлака, обеспечения процессов восстановления и ком­ пенсации теплопотерь является тепло, выделяющееся в верх­ ней части горна при сгорании топлива (кокса и зачастую вводимых для замены части кокса природного газа, нефте­ продуктов и угольной пыли). Горячие газообразные продукты сгорания движутся из горна вверх, отдавая тепло опуска­ ющимся вниз холодным шихтовым материалам, нагревая их, а сами охлаждаются. Поэтому по мере отдаления от горна к верху температура в печи понижается с 1400— 1600 до 200—350 °С на выходе из колошника .

Вместе с тем, на одном и том же горизонте печи (попе­ речном сечении) температура не является постоянной и и зРис. 35. Распределение температуры газов по выи г^и янш о ПОМ СННОЙ ПСЧИ (О Д И Н ИЗ ВарИЙНТОВ)

–  –  –

Удаление влаги Шихта, загружаемая в доменную печь, содержит гигроско­ пическую влагу (например, в коксе 0,5- 5%), а иногда гидратную влагу. Гигроскопическая влага легко испаряется на колошнике, и для ее удаления не требуется дополнительного тепла, так как температура колошниковых газов выше темпе­ ратуры испарения влаги .

Гидратная влага появляется лишь при загрузке в печь железных руд, она находится в соединении с Ре2 э (в буром О железняке) или с А12 Оэ (в каолинитах А12 • 28Ю2 • Оэ • 2Н20). Эти соединения разлагаются при 400-1000 °С с по­ глощением тепла Однако в связи с тем что в настоящее время сырые руды почти не используются, выделение гидратной влаги заметного влияния на ход плавки не оказывает .

Разложение карбонатов Карбонаты (углекислые соединения) могут поступать в до­ менную печь в виде известняка СаСОэ (иногда он содержит немного СаСОэ • М§;С03 ), с карбонатной железной рудой (РеСОэ и марганцевой рудой (МпСОэ При нагреве карбона­ ) ) .

ты разлагаются на С 0 2 и оксид металла с поглощением при этом тепла .

В настоящее время сырые руды в доменные печи почти не загружают; известняк, необходимый для внесения в доменный шлак СаО, вводят в шихту агломерации и лишь в отдельных случаях для повышения основности шлака немного известняка добавляют в печь. Здесь известняк интенсивно разлагается при температурах ~1000°С и выше по реакции: СаСОэ = СаО + + С 0 2 - 178500 Дж .

Помимо затрат тепла на разложение, отрицательным фак­ тором является то, что при температурах более 1000 °С идет реакция СОг+ С = 2СО с поглощением тепла и расходо­ ванием углерода кокса .

В целом из-за протекания этих двух реакций введение в печь известняка вызывает увеличение расхода кокса (на 0,25— 0,40 кг на 1 кг известняка) .

Применение офлюсованного агломерата (т.е. полученного с добавкой известняка в шихту агломерации) и полное выве­ дение известняка из доменной шихты позволяет экономить кокс. При агломерации процесс разложения известняка обес­ печивается сжиганием низкосортного топлива (коксика, антрацитового штыба), а не дорогостоящего дефицитного ме­ таллургического кокса .

ИШШййГНгг! ТДИДж М ъ д г У МДиИ'кл!1 уЯмтйшЯИИРря \ м \ \

V& з. ПРОЦВССЫ ВОССТАНОВЛЕНИЯ

1. Восстановление железа Железо поступает в доменную печь в виде оксидов: агломе­ рат вносит Ре3 4 и немного Ре2 э и РеО, окатыши- Ре*03 и 0 О Ре,04 и железная руда, если ее применяют,- Ре2 э О Ре3 4, причем часть этих оксидов находится в виде хими­ о ческих соединений с другими оксидами .

Основная задача доменного процесса- обеспечение как можно более полного извлечения железа из этих оксидов пу­ тем их восстановления. Восстановление заключается в отня­ тии кислорода от оксида и получении из него элемента (или же оксида с меньшим содержанием кислорода). Его осуществ­ ляют с помощью восстановителя- вещества, к которому пе­ реходит кислород благодаря тому, что у восстановителя большее химическое сродство к кислороду, чем у восстанав­ ливаемого элемента. Таким образом в процессе восстановле­ ния одно вещество теряет кислород (восстаналивается), а другое приобретает его (окисляется).

В общем виде процесс восстановления описывается уравнением:

–  –  –

Восстановителями оксидов железа в доменной печи служат углерод, оксид С О и водород. Восстановление углеродом принято называть прямым восстановлением, а газами- кос­ венным. Реакции косвенного восстановления оксидом углеро­ да следующие: ‘ при температуре 570 °С

1) ЗРе,Оэ + С О - 2Ре,04 + СО, + 53 740;

2) Ре,04 + С О - ЗРеО + СО, - 36 680;

3)РеО + СО = Ре + СО, + 16 060;

при температуре 570 °С

1) ЗРе,Оэ + С О 2Ре,04 + СО, + 53 740;

4) 1/4Ре,04 + - 3/4Ре + СО, 2870 .

Их характерной особенностью является то, что продуктом реакций всегда является СО,, и то, что они идут без затрат тепла.

Реакции прямого восстановления углеродом протекают с образованием СО и требуют значительных затрат тепла, например:

5) РеО + С = Ре + С О - 152670 .

Необходимо отметить, что приведенная запись реакции пря­ мого восстановления не отражает механизма ее протекания .

Дело в том, что непосредственное взаимодействие углерода с твердыми оксидами ограничено, так как поверхность кон­ такта между неровными кусками очень мала.

Поэтому факти­ чески прямое восстановление протекает через газовую фазу и состоит из двух стадий:

РеО + СО = Ре + С О „ СО, + С * 2СО, что после суммирования дает итоговую реакцию прямого вос­ становления РеО + С = Ре + СО .

Таким образом главное, что отличает прямое восстанов­ ление от косвенного, это расходование углерода, а это оз­ начает, что с развитием реакций прямого восстановления сокращается количество углерода, достигающего фурм .

Условия протекания реакций косвенного восстановления и м * и восстановительную способность газовой смеси из СО и СО, характеризуют данные рис. 36. Здесь кривые 1— 4, соответствуя номерам приведенных выше реакций косвенного восстановления, характеризуют равновесный состав газа этих реакций и ограничивают поля, внутри которых будет Рис. 36. Равновесные характеристики ре акций косвенного восстановления °к“ Д°в жг прчя И оеакиий между С, С О и С 0 2 О О

–  –  –

С д п7и аиали;: Л о ж н о с т и восстановления оксидов железа ° необходимо учитывать, что состав (равновесный) Газа в системе состоящей из С О и С 0 2 при наличии в ней избытка э углерода будет определяться равновесием обратимои реакци

–  –  –

высоких, чем отмечено точкой о, а Ьеи оменной печи показан Фактический состав газа в заштрихованной областью 5 на рис. 36. Видно, что реальное содержание СО" при низких (менее 850-1000 С ' выше равновесного,. определяемого реакцией (6). Объясняет ся это тем, что за короткое время пребывания газов в печи (3-12 с) реакция (6) не успевает дойти до равновесия .

Реальное содержание С О обеспечивает, как это видно из пис 36, возможность восстановления косвенным путе Р железа при температурах 400 °С и ниже, т.е .

оксидов до даже в районе колошника .

Из данных рис. 36 вытекает, что в доменной печи, где избыток углерода, реакции косвенного восстановлеимеется ния, протекающие с образованием С 0 2, могут идти лишь при температурах ниже 900— 1000 °С, поскольку при более высо­ ких температурах С 0 2 существовать не может, переходя в СО по реакции (6). Соответственно, доменную печь условно делят на зону косвенного восстановления (зона с темпера­ турами 900—1000 °С) и зону, где может протекать лишь прямое восстановление (зона прямого восстановления с тем­ пературами выше 900— 1000 °С) .

Косвенное восстановление водородом, содержание которо­ го в атмосфере доменной печи может достигать 8— 2 %, про­ текает по следующим реакциям:

ЗРе2 э + Н 2 = 2Реэ + Н2 - 4200;

О О« 0 Ре3 4 + Н 2 = ЗРеО + Н г - 62410;

0 О РеО + Н 2 = Ре + Н2 - 27800 .

0 с Сравнение равновесных характеристик этих реакций и реакций восстановления оксидом углерода показывает, что при температурах выше 810 °С водород является более сильным восстановителем, чем СО, а при меньших, чем 810°С, температурах— более слабым, т.е. при этих темпе­ ратурах у водорода меньше химическое сродство к кислоро­ ду, чем у СО. Вместе с тем опыт, показал, что в доменной печи как при высоких ( 810 °С), так и при более низких температурах водород является более энергичным восстано­ вителем, чем СО. Добавка водорода и повышение его кон­ центрации в газовой фазе ведет к ускорению процесса вос­ становления и увеличению степени косвенного восстановле­ ния железа. Это объясняется двумя причинами. Во-первых, благодаря малым массе и размерам молекул водорода они более подвижны, чем СО, быстрее диффундируют в поры агло­ мерата и проникают в более мелкие поры и трещины, куда молекулы СО проникнуть не могут, — все это заметно увели­ чивает поверхность взаимодействия. Во-вторых, известно, что молекулы Н 2 многократно участвуют в процессе восста­ новления. Эта особенность водорода как восстановителя связана с тем, что при температурах доменного процесса и наличии избытка углерода и СО водяные пары существовать в печи не могут. В зоне высоких температур (850— 1000 °С и более) пары Н 2 разлагаются углеродом: Н 2 + С = Н а + СО;

при температурах ниже 810°С идет реакция: Н2 + СО = Н 2 + 1 7-3810 А гЩа \ + С 0 2 Соответственно Н 2, образующаяся при реакциях вос­. 0 становления водородом, тут же взаимодействует с углеродом кокса, либо с СО по приведенным выше реакциям и вновь пе­ реходит в водород. Этот образовавшийся водород вновь ре­ агирует с оксидами железа и так несколько раз по мере подъема от горна до колошника. Иначе говоря, происходит регенерация водорода с его повторным участием в восста­ новлении. Сам же водород в процессе восстановления явля­ ется как бы промежуточным реагентом или переносчиком кис­ лорода от оксидов железа к С О или углероду и в конечном счете к газовой фазе печи. При этом количество водорода в газовой фазе может не изменяться .

В целом ход процесса восстановления железа в доменной печи можно охарактеризовать следующим образом. Во всем объеме печи, начиная от верха колошника до участков с температурой 900-1000 °С, протекают процессы косвенного восстановления газом С О и отчасти водородом. В этой зоне косвенного восстановления все высшие оксиды железа успе­ вают восстановиться до РеО, а часть РеО восстанавливается до железа, причем частицы восстановленного железа обнару­ живаются уже в колошнике. Вместе с тем, часть РеО восста­ навливается до железа прямым путем в зоне высоких темпе­ ратур ( 900-1000 РС). При этом в зонах с температурами свыше 1100-1250 °С, когда сформировался шлак, железо вос­ станавливается прямым путем из жидкого шлака при стекании его капель вниз между кусками кокса. Железо при восстано­ влении получается в твердом виде; частицы железа, восста­ новившиеся из материалов, находящихся в твердом виде, имеют форму губки .

В доменной печи железо восстанавливается почти пол­ ностью. Степень восстановления железа т) составляет 0,99—0,998, а это. означает, что 99— 99,8 % железа перехо­ дит в чугун и лишь 0,2- 1,0% переходит в шлак .

Особенности прямого и косвенного восстановления. Доме­ нный процесс стараются вести так, чтобы обеспечивался ми­ нимальный расход дефицитного и дорогостоящего кокса. На­ ряду с рядом других факторов большое влияние на расход кокса оказывает степень развития прямого и косвенного восстановления. Сравнивая эти способы восстановления, от­ мечают следующее. Отрицательной стороной прямого восста­ новления является то, что оно протекает с затратой тепла;

кроме того увеличение степени прямого восстановления при­ водит к снижению количества кокса, достигающего фурм и, следовательно, к уменьшению прихода тепла в горне. Реак­ ции косвенного восстановления не требуют затрат тепла .

Однако косвенное восстановление требует значительно боль­ шего расхода углерода, чем прямое. Причина в том, что для протекания реакций косвенного восстановления необходимо определенное соотношение между СО и С 0 2 в газовой фазе .

Например, при ^700 °С восстановление железа из РеО может начаться (рис. 36), если газ содержит около 60 % СО и 4 0 % С 0 2 т.е. при С 0 /С 0 2= 1,5. Следовательно, на один, атом железа необходимо 2,5 атома углерода (1,5 в виде СО и 1 в виде С 0 2 полученных в результате сжигания кокса, ), в то время как по реакции прямого восстановления РеО+С = Ре+СО на один атом железа расходуется один атом углерода, вносимого коксом .

Должно существовать оптимальное с точки зрения расхода углерода соотношение между прямым и косвенным восстанов­ лением. Для оценки доли прямого или косвенного восстанов­ ления используют ряд показателей. Предложенный акад .

М.А.Павловым показатель - степень прямого восстановления обозначается величиной га и показывает часть железа в процентах или долях единицы, восстановленного из РеО пря­ мым путем. При этом, если прямым путем восстанавливается Л % Ре, то косвенным восстанавливается (100 — й) % .

В настоящее время степень прямого восстановления на печах, работающих без применения природного газа или ма­ зута, составляет 40— %, а на печах, в которых применяют углеводородные добавки, — 20— %. Наивыгоднейшая степень прямого восстановления, при которой достигается минималь­ ный расход кокса, меньше приведенных величин. Фактические значения гд обычно выше оптимальных, и поэтому необходимо принимать все меры для улучшения условий восстановления шихты газами, т.е. для повышения степени косвенного вос­ становления (вдувание восстановительных газов, улучшение распределения газов в печи, подготовка шихты), что обес­ печит снижение расхода кокса .

Степень прямого восстановления железа получается ниже у печей, работающих с пониженной температурой дутья и на более бедной шихте. Однако эти факторы приводят к повыше­ нию расхода кокса .

2. Восстановление марганца и выплавка марганцовистых чугунов При выплавке передельных чугунов марганец в доменную печь попадает в составе агломерата и иногда в составе добав­ ляемых небольших количеств марганцевых руд, а при выплав­ ке ферромарганца в составе марганцевого агломерата или ь| м ^.. '* *

- л, * * » .

марганцевых руд. тате н Марганец в рудах находится главным образом в виде М пОг Мп2 э и Мп3 4, а в агломерате - в виде силикатов, О 0 марганца М пО * 8Ю 2 и (М пО)2 * 8Ю 2 .

Восстановление марганца из оксидов протекает ступенча­ то от высших оксидов к низшим:

М п 0 2 —* М п2 э — М п3 4 —* М пО О 0 —*• Мп. * Высшие оксиды марганца непрочны и восстанавливаются газом С О при невысоких (200—500 °С) температурах в верхней час­ ти шахты печи по следующим реакциям косвенного восстанов­ ления: х, 2М п0 2 + С О = Мп2 э + С 0 2 + 227560;

О ЗМп2О э + С О = 2М п3 4 + С О а + 170770;

Мп3 4 + С О = ЗМпО + С 0 2 + 52080 .

Таким образом, восстановление М п 0 2 до М п О связано с выделением большого количества тепла— около 2870кДж на 1кг марганца .

Низший оксид марганца — М пО является химически более прочным и восстанавливается только прямым путем, требуя значительного расхода тепла:

М п О + С = Мп + С О - 288290 Дж .

По этой реакции на 1 кг марганца расходуется 5225 кДж, т.е.,. почти в два раза больше, чем на восстановление железа из РеО. Термодинамический расчет показывает, что про­ текание этой реакции возможно при температурах более 1200 °С. В присутствии железа, растворяющего марганец, температура начала протекания этой реакции снижается, и процесс восстановления получает заметное развитие при 1100—1300 °С. Поскольку при температурах 1100—1250 °С плавится шихта и формируется шлак, значительная часть М пО оказывается в нем в виде силикатов. Поэтому заметная часть марганца восстанавливается из шлака (из силикатов марганца шлака). Этому процессу способствует наличие в шлаке оксида кальция СаО, который соединяется с кислотным оксидом 8Ю 2, в ы в о д я его из зоны реакции и способствуя тем самым сдвигу равновесия реакции вправо МпО-ЗЮ2 + СаО + С = Мп + СаО • 5Ю 2 + СО + 229070 Дж .

Таким образом, для более полного восстановления мар­ ганца необходимы высокие температуры в горне, увеличение поступления тепла в горн и повышенная основность шлака .

Восстановительные условия доменной плавки таковы, что восстанавливается не весь марганец, внесенный шихтой. При выплавке передельных чугунов степень восстановления мар­ ганца составляет 55— %, 65 остальная часть марганца остается в шлаке в виде МпО. Из сказанного следует, что содержание марганца в чугуне будет в первую очередь опре­ деляться его содержанием в шихтовых материалах .

Еще в недавнее время выплавляли передельные чугуны с содержанием марганца 0,7— %, а десятилетия назад — с 1,2 содержанием марганца до 1,75— %. Для получения столь 3,5 высокого содержания марганца в чугуне требовалось вводить в доменную печь или в шихту агломерации марганцевую руду .

В настоящее время в связи с дефицитностью марганца и мар­ ганцевых руд, а также в связи с тем, что при выплавке стали ббльшая часть содержащегося в передельном чугуне марганца окисляется и безвозвратно теряется в виде МпО со сливаемым из сталеплавильных печей шлаком, стали выплав­ лять маломарганцовистые чугуны. При этом в доменную шихту марганцевую руду, как правило, не добавляют, и чугун содержит столько марганца (от 0,1 до 0,3— % ), сколько 0,5 его восстановится из оксидов марганца, содержавшихся в железных рудах в качестве примесей. Переход на выплавку маломарганцовистых чугунов позволил экономить не только марганец, но и кокс за счет уменьшения его расхода на прямое восстановление марганца и на проплавление пустой породы марганцевых руд .

Выплавка ферромарганца. В доменных печах выплавляют специальный марганцовистый чугун — ферромарганец, содер­ жащий 70— % марганца и 6— % углерода. Шихтой для него служат марганцевые руды или марганцевый агломерат и кокс .

Как и при выплавке обычных чугунов, непрочные высшие оксиды марганца восстанавливаются косвенным путем в верх­ ней части шахты с выделением большого количества тепла, а экзотермическая реакция восстановления марганца из М пО протекает внизу, что требует высоких температур, больших затрат тепла, а также большого расхода кокса на реакции прямого восстановления в горне и нижней части печи .

Поэтому процесс ведут при значительно увеличенном рас­ ходе кокса (в три— четыре раза), повышают температуру дутья и обогащают дутье кислородом, а для облегчения вос­ становления марганца из шлака повышают основность шлака (до 1,4-1,6). Ранее, когда ферромарганец выплавляли на воздушном дутье, расход кокса составлял около 2 т на 1 т ферромарганца. Это приводило к образованию большого коли­ чества горячих горновых газов, что в сочетании с протека­ нием экзотермических реакций восстановления высших окси­ дов марганца обусловливало чрезмерное повышение темпера­ туры в верхней части печи и улетучивание значительной части марганца (3—15 % ) через колошник. Высокая темпера­ тура отходящих газов (до 600—700 °С) ведет к быстрому из­ носу констру!йшй верхней части печи. Поэтому выплавку ферромарганца осуществляют теперь не на воздушном дутье, а на дутье, обогащенном кислородом до 30— %. В этом случае резко снижается количество горновых газов и, сле­ довательно, понижается температура в верхней части печи, уменьшаются тепловые потери, снижается расход топлива .

Обогащение дутья кислородом до 35 % позволяет уменьшить расход кокса на 20- 30% и повысить производительность пе­ чи в 1,5—2 раза по сравнению с работой на обычном дутье .

3. Восстановление кремния и выплавка кремнистых чугунов Кремний присутствует в рудах главным образом в виде крем­ незема, а в агломерате- в виде силикатов железа и каль­ ция и силикатов промежуточного состава — оливинов СаО* • Ре6 а_х, • 8Ю а Сродство кремния к кислороду очень .

~ велико, поэтому он может восстанавливаться в печи только прямым путем по следующей реакции:

8Ю 2 + 2С « 81 + 2С О - 636760 Дж .

Точнее, эта реакция восстановления идет в две стадии с образованием промежуточного соединения— монооксида кремния 8Ю (последний является летучим и существует только при высоких температурах):

8ё 2 + С —* 5Ю + СО 0 8Ю + С —» 31 + СО 8Ю а + 2С = 8» + 2СО .

Термодинамический анализ показывает, что для протека­ ния этой реакции в направлении слева направо нужна высо­ кая температура— около 1500°С. Вместе с тем установле­ но, что в доменной печи кремний восстанавливается при более низкой температуре. Это связано с присутствием же­ леза: с твердым железом кремний образует силицид Ре31, а в жидком он растворяется; эти процессы протекают с выде­ лением тепла и выводят кремний из зоны реакции, способст­ вуя сдвигу равновесия реакции восстановления вправо. Так, лабораторные опыты показали, что реакция восстановления твердого 8Ю 2 с участием железа 8Ю 2 2С + Ре= Ре81 + 2СО + получает заметное развитие при 1200— 1300 °С, а эта же ре­ акция восстановления 8Ю 2 из шлака — при 1400— 1550 °С .

В доменной печи при температурах 1200—1250°С уже сфор­ мирован жидкий шлак, и поэтому основная часть кремния во­ сстанавливается прямым путем из 8Ю 2 находящегося в шла­, ке при стекании капель шлака в горн между кусками кокса .

Условиями, благоприятствующими восстановлению кремния, являются высокая температура в районе горна, а также кис­ лые шлаки, т.е. содержащие мало СаО, так как СаО связы­ вает ЗЮ2 в силикаты, затрудняя восстановление 8Ю 2 По­ .

скольку в доменнрй печи основность шлака, определяемая основностью используемого офлюсованного агломерата, является относительно постоянной, количество восстанов­ ленного кремния зависит прежде всего от температуры в горне и прилегающем к нему объеме печи .

При выплавке передельного чугуна восстанавливается 2— % кремния шихты (остальной остается в шлаке в виде 5Ю 2 и чугун содержит от 0,5 до 1,0 и иногда до 1,2 % ), кремния. Изменение содержания кремния в этих пределах в выпускаемом чугуне служит показателем теплового состояния горна; уменьшение содержания кремния в чугуне свидетель­ ствует о снижении температур в горне; повышение темпера­ туры в горне и, соответственно, температуры чугуна вызы­ вают увеличение содержания кремния в чугуне .

Выплавка литейного чугуна и ферросилиция. Иногда в до­ менных печах выплавляют литейный чугун, содержащий 1,2- 3,75% кремния. Перевод печи с выплавки передельного чугуна на выплавку литейного заключается в увеличении расхода кокса на 10 -2 0 % по сравнению с обычным. После того как эти увеличенные порции кокса при движении сверху достигают фурм, температура в горне повышается, вызывая увеличение степени восстановления кремния из шихты, кото­ рая достигает 10—25 % (вместо 2— % при выплавке пере­ дельного чугуна). При; этом выпускаемый чугун будет содер­ жать повышенное количество кремния .

Ранее в доменных печах выплавляли бедный ферросилиций, содержавший 9- 15% кремния; при этом расходовали 1-1,3 т кокса на 1т сплава и ~ 450 кг металлодобавок. В настоя­ щее время в связи с неэкономичностью и, в первую очередь, в связи с большим расходом кокса, эту выплавку прекра­ тили. Более экономична выплавка ферросилиция, содержащего 45—75 % кремния, в ферросплавных электропечах .

4. Восстановление фосфора

Фосфор поступает в доменную печь в основном с агломератом и железными рудами в виде фосфата ЗСаО • Р2О а и иногда ЗРеО • Р2С • 8Н20.

Фосфат ЗСаО • Р20 5 интенсивно вос­ станавливается при температурах 1000—1200 °С и более с большой затратой тепла:

ЗСаО • Р2 5 + 5С = 2Р + ЗСаО + 5СО - 1634000 Дж, причем часть его восстанавливается из шлака .

Фосфат железа менее прочен и восстанавливается при 900—1000 °С газом С О и частично углеродом, например:

2(ЗРеО • Р2 5) + 16СО = ЗРе2 + Р + 16С 02 0 Р .

Образующиеся при этих реакциях фосфор и фосфид Ре2 Р активно растворяются в железе, и практически весь фосфор шихты переходит в чугун. Таким образом, единственным спо­ собом получения чугуна с низким содержанием фосфора яв­ ляется использование чистых по фосфору рудных материалов .

Передельные чугуны содержат менее 0,15— 0,30 % фосфо­ ра; иногда используют высокофосфористые железные руды, получая чугуны с содержанием фосфора 1,0— 2,0 % .

5. Восстановление других элементов Представление о возможности восстановления элементов, входящих в состав доменной шихты, может быть получено на основании термодинамических данных, характеризующих проч­ ность их оксидов, т.е. величину их химического сродства к кислороду. Элементы доменной шихты по возрастанию сродст­ ва к кислороду располагаются в следующем порядке: Си, А$, N 1, Ре, Р, 2п, ^1п, V, Сг, 81, Тё, А1, Мв* Са. Соответст­ венно, степень восстановления элементов тем меньше, чем правее стоит элемент в приведенном ряду .

Такие элементы как никель, медь, мышьяк, подобно желе­ зу и фосфору, почти целиком восстанавливаются в печи и переходят в чугун .

Ванадий и хром восстанавливаются аналогично марганцу — соответственно на 70— 80 и на 80— 0 %, а титан— аналогич­ но кремнию. Степень восстановления титана ниже, чем крем­ ния. Алюминий, магний и кальций в доменной печи не вос­ станавливаются .

Особо следует отметить поведение цинка. Он содержится в некоторых железных рудах, а также попадает в доменные печи в составе добавляемых в шихту железосодержащих отхо­ дов — конвертерных шламов, колошниковой пыли и др. Посту­ пая в печь в основном в виде 2пО, он легко восстанавли­ вается при температурах 950 °С: 2пО + С = 2п + СО и, испаряясь, поднимается с газами вверх. В зонах с умерен­ ными Температурами 2п вновь окисляется до 2пО, реагируя с С02 и оксидами железа. Часть 2пО (10— % ) уносится из печи доменным газом; часть в смеси с сажистым углеродом осаждается на стенках печи, образуя большие настыли;

часть осаждается в швах и порах футеровки, вызывая увели­ чение ее объема и возможность разрыва кожуха печи; часть осаждается на кусках шихты и опускается вниз, где вновь восстанавливается, создавая циркуляцию цинка в печи, спо­ собствуя его накоплению с увеличением вредных отложений .

44. ОБРАЗОВАНИЕ Ч У Г У Н А Восстанавливаемое во всем объеме печи железо получается в твердом виде, поскольку температура его расплавления (1535 °С) выше температур, имеющихся в доменной печи; при \ этом восстановленное из твердых кусков шихты железо полу чается в виде твердой губки. В условиях избытка углерода и СО губчатое железо растворяет углерод (науглероживает­ ся). Этот процесс получает заметное развитие уже при тем­ пературах 400—600 °С и заключается в том, что на поверх­ ности губчатого железа, являющегося катализатором, про­ исходит распад С О (2СО = С ^ С О, ) и выделяющийся сажис­ тый углерод переходит в железо, образуя раствор Ре + С — щ [С]р или карбид Ре3 Ре + ЗС = Ре3 С: С .

По мере науглероживания температура плавления железа понижается (так температура плавления железа, содержащего 4, 3 % С равна 1130 °С), а само оно опускается в зоны с более высокими температурами. В определенный момент, когда температура плавления науглероженного железа стано­ вится равной температуре в печи, железо плавится (пример­ но при содержании углерода 2—2,5 % и температуре около 1200 °С) и образуются капли жидкого металла, которые сте­ кают в горн между кусками кокса. В жидком виде железо науглероживается еще более интенсивно при контакте ка­ пель с раскаленным коксом и при контакте расплава с кок­ сом в горне, происходит растворение углерода кокса в ме­ талле: Ре ^ СК к Ос • В движущиеся капли металла и отчасти в еще твердое же­ лезо в небольших количествах переходят на разных горизон­ тах печи другие восстановленные элементы (кремний, марга­ нец, фосфор и в некоторых случаях ванадий, мышьяк, хром, никель, медь), а также сера. Этот сплав железа с углеро­ дом и другими элементами (чугун) скапливается в горне .

Таким образом, формирование чугуна из твердого восста­ новленного железа заключается в его науглероживании, рас­ плавлении и растворении в нем других восстановленных эле­ ментов (обычно это марганец, кремний, фосфор и сера) .

Окончательное содержание углерода в чугуне устанавли­ вается в горне; оно не поддается регулированию и зависит

- от температуры чугуна и его состава .

Марганец и хром, как карбидообразующие элементы, спо­ собствуют повышению содержания углерода в чугуне .

Кремний, фосфор и сера образуют с железом силициды, фосфиды и сульфиды, которые, являясь более прочными со­ единениями, чем карбид железа, разрушают его, способствуя тем самым снижению содержания углерода в чугуне. Увеличе­ ние температуры чугуна вызывает повышение содержания уг­ лерода в нем.

Применительно к современной доменной плавке примерное содержание углерода в чугуне (% ) можно опреде­ лить по следующей формуле:

С = 4,8 + 0,03Мп - 0,2781 - 0.32Р - 0,0328 .

В передельных чугунах содержание углерода обычно сос­ тавляет 4,4—4,8 %у в литейном 3,5— %, в ферромарганце ~ 7 %. Температура чугуна в горне равна 1400—1500 °С .

§ 5. О Б Р А З О В А Н И Е Ш Л А К А И Е Г О С В О Й С Т В А

Помимо чугуна, в доменной печи образуется шлак, в который переходят невосстановившиеся оксиды элементов, т.е. СаО, М §0, А12 э 8Ю 2 и небольшое количество МпО и РеО, причем О, СаО специально добавляют к железорудной шихте для получе­ ния жидкого шлака .

Наведение в печи жидкого текучего шлака необходимо прежде всего для выведения из печи составляющих пустой породы железных руд, вносимых агломератом и окатышами, а также золы кокса. Основу пустой породы большинства руд так же, как и основу золы кокса, составляют ЗЮ2 и А12,Оэ температура плавления которых (соответственно 1710 и 2050 °С) выше температур в доменной печи, в связи с чем они в печи расплавиться не могут. Поскольку доменная печь не приспособлена для удаления твердых продуктов плавки, необходимо перевести оксиды 8Ю 2 и А12 Оэ в жидкую фазу, что достигается ДЬбавкой в шихту агломерации флюса — известняка, вносящего оксид СаО, который, взаимодействуя с 8Ю 2 и А12 э образует легкоплавкие химические соедине­ О, ния. Последние при температурах доменного процесса расп­ лавляются, переводя пустую породу и золу кокса в жидкую фазу — шлак, который периодически выпускают через летки, освобождая печь от непрерывно поступающих сверху невосстанавливаемых оксидов. Другой важной функцией шлака яв­ ляется десульфурация: в шлак из чугуна удаляется сера .

Образование шлака. Основными стадиями сложного процес­ са шлакообразования в доменной печи являются: нагрев и размягчение железосодержащей части шихты, ее плавление, стекание в горн первичного шлака с изменением его состаI \ ва, присоединение к нему золы кокса, формирование оконча­ тельного состава в горне .

При опускании в печи шихтовых материалов сохраняется их слоевое расположение (чередование слоев агломерата и кокса), и материалы остаются твердыми до поступления в участки печи с температурами около 1000—1100 °С, где на­ чинается пластичная зона (рис. 37). В верхних наружных слоях этой зоны происходит размягчение и переход в плас­ тичное состояние железосодержащих материалов со слипанием отдельных кусков в скопления; в толще зоны, где темпера­ тура выше, начинается и протекает плавление, а ниже нее (где температуры составляют около 1200—1250 °С) оксидная фаза и восстановленное железо находятся в расплавленном состоянии и твердым остается лишь кокс. Эта зона пластич­ ности или зона первичного шлакообразования может быть разной по форме и толщине и располагаться на разной высо­ те в зависимости от распределения шихтовых материалов и газового потока по сечению печи, расхода кокса и теплово­ го состояния горна и печи, расхода дутья, состава и проч­ ности агломерата и его восстановимости и ряда других фак­ торов .

Некоторые возможные случаи расположения пластичной зо­ ны даны на рис. 37; стрелками на нем показано движение поднимающихся газов, которые проходят лишь через слои кокса пластичной зоны, поскольку слипшиеся пластичные в доменной Рис. 37. Схемы расположения пластичной зоны печи участки рудных слоев практически газонепроницаемы. Форма и расположение зоны пластичности зависят в первую очередь от распределения газового потока по сечению печи, ^-образная форма зоны (а) соответствует развитому перифе­ рийному потоку газов, вызываемому уменьшенной рудной на­ грузкой (уменьшенной доли агломерата) на периферии печи;

при увеличении рудной нагрузки на периферии и соответст­ венном усилении осевого потока газов зона пластичности приобретает Л-ббразную форму (г) и возможны ее промежу­ точные положения (б и в), в том числе плоское (в). Увели­ чение расхода кокса и нагрева дутья, ведущие к увеличению количества тепла, уносимого газами вверх, вызывают пере­ мещение зоны пластичности вверх; аналогично влияет на по­ ложение зоны увеличение расхода дутья. Ухудшение восста­ новительной работы газов в верхних горизонтах печи и по­ вышение вследствие этого количества невосстановленного РеО в агломерате ведет к его размягчению и плавлению при более низких температурах, способствуя Iперемещению зоны пластичности вверх и увеличению ее толщины и т.д .

Формирующаяся ниже зоны пластичности жидкая оксидная фаза — расплавленнные пустая порода агломерата и окатышей и невосстановившиеся оксиды РеО и М п О — образует первич­ ный шлак. По составу он отличается от конечного шлака в горне, в первую очередь более высоким содержанием РеО (до 5— % ) и МпО. Первичный шлак каплями стекает в горн че­ рез слой кокса ("коксовую насадку"), при этом изменяется его состав. В результате прямого восстановления железа и марганца в шлаке уменьшается содержание РеО и МпО, и он становится более' тугоплавким. На горизонте фурм к шлаку присоединяется зола кокса (в основном 8Ю 2 и А12 э При О ) .

движении капель (особенно в горне) в шлак переходит сера .

В районе горна в результате восстановления кремния не­ сколько уменьшается количество 8Ю 2 в шлаке .

Конечный шлак на 85— % состоит из 8Ю 2 А12 э и СаО 95, О и содержит, % : 38— 42 8Ю 2 38—, 48 СаО, 6— 20 А12 э 2— О, 12 М ^О, 0,2—0,6 РеО, 0,1— МпО и 0,6— 2 2,5 серы (в основном в виде СаЗ). Температура шлака несколько выше температуры чугуна и составляет 1400—1560 °С .

Состав шлака, его физические свойства, основность и количество оказывают существенное влияние на ход доменной плавки и показатели работы печи .

Физические свойства шлака. Состав шлаков для доменной плавки выбирают, исходя, прежде всего, из данных об их температуре плавления и вязкости при различных температу­ рах. Поскольку основу доменных шлаков составляют СаО, ЗЮ, и А12 3, для характеристики свойств шлаков испольтемы СаО—ЗЮ2 —А1а 3, на троиную которую наносят значения того или иного свойства, получая таким образом диаграммы состав— температура плавления, состав— вязкость и т.п. (рис. 38—40) .

Температура плавления шлаков — величина условная, пос­ кольку шлаки, как и другие многокомпонентные системы, плавятся в интервале температур. За температуру плавления шлаков принимают температуру ликвидуса (температуру пол­ ного исчезновения твердой фазы при нагреве или появления при охлаж. ении расплава). Температуру плавления шлаков, состоящих из СаО, ЗЮ 2 и А12 э характеризуют данные О,

–  –  –

1,3 и болёе) имеют при высоких температурах более низкую вязкость, чем кислые, но в процессе охлаждения при дости­ жении определенной температуры их вязкость резко возрас­ тает, и они быстро затвердевают. На рис. 38— 39 таким шла­ кам соответствуют участки диаграмм с наибольшей частотой (плотностью) изотерм и изоком. Работа с такими шлаками нежелательна, так как небольшое непроизвольное изменение состава шлака или температур в печи может вызвать резкое загустевание шлака и расстройство ровного хода печи .

С учетом изложенного, требуемые физические свойства шлака можно было бы достичь при основности (СаО/ЗЮ 2) 0,8— 0,9, однако с целью обеспечения более полной десуль­ фурации ее чаще поддерживают более высокой (до 1,1— 1,2) .

При выплавке ферромарганца, когда расход кокса и темпера­ туры в районе горна значительно выше обычных и поэтому верояность резкого загустевания шлака невелика, основ­ ность шлака повышают до 1,4— 1,6 .

Основность шлака оказывает определенное влияние на процессы восстановления. Чем выше основность конечного шлака, тем выше степень восстановления элементов, входя­ щих в основные оксиды, т.е. железа и марганца, а кислые шлаки благоприятствуют восстановлению элементов кислотных оксидов, например кремния .

Количество шлака на 1т выплавляемого чугуна (выход шлака) колеблется на разных заводах в пределах от 330—400 до 600— 900 кг. Это количество, как и состав шлака, оказы­ вает большое влияние на ход плавки и конечные показатели процесса .

Поскольку основу доменных шлаков составляет пустая по­ рода железных руд, количество шлака определяется, в пер­ вую очередь, степенью обогащения железных руд, возрастая при недостаточной степени обогащения, т.е. при попадании в печь большого количества пустой породы. Наряду с этим количество шлака возрастает при увеличении его основнос­ ти, поскольку оно достигается за счет увеличения расхода известняка в шихту, т.е. массы шлакообразующих .

Всегда стремятся работать с минимальным количеством шлака, поскольку при этом уменьшаются затраты тепла на расплавление и нагрев шлака до температур его выпуска и потери тепла со сливаемым шлаком, а также улучшается газопроницаемость шихты, распределение газов и их исполь­ зование в печи в связи с уменьшением количества вязких масс в печи. В современных условиях доменной плавки уменьшение выхода шлака на 100 кг на 1т чугуна дает эко­ номию кокса 20-25 кг/т чугуна и увеличивает производи­ тельность печи на 3— % .

§ 6. П О В Е Д Е Н И Е С Е РЫ

–  –  –

здесь т)— температурный коэффициент, который может быть определен по формуле т = 2,7т - 0,067тг - 24,063, где т = ) * //100, °С .

При выплавке передельных чугунов фактические значения коэффициента распределения серы Ь на отечественных печах при основности шлака 1,0 и более составляет 30— 70, при меньшей основности может достигать 22; содержание серы в чугуне составляет 0,015—0,05 %, содержание серы в шлаке 0.55— %. На многих заводах организована внедоменная 2,0 десульфурация чугуна в чугуновозных ковшах при их транс­ портировке из доменного цеха в сталеплавильный. При вып­ лавке литейных чугунов вследствие более высоких темпера­ тур в горне величина Ь при основности шлака более 1,0 составляет 51—98, а при выплавке ферромарганца 138—220 .

4 7. Д У Т Ь Е, П Р О Ц Е С С Ы В Г О Р Н Е И Д В И Ж Е Н И Е Г А З О В В П Е Ч И

1. Дутье Дутьем служит атмосферный воздух и зачастую воздух, обо­ гащенный кислородом. Температура дутья в настоящее время на разных печах находится в пределах 1100— 1300 °С, давле­ ние перед фурмами достигает 0,4— МПа, расход дутья на 0,5 хорошо работающих печах составляет 1,6т-2,3 объема печи в минуту. Его всегда стараются поддерживать максимальным, поскольку при увеличении минутного расхода дутья: больше сгорает кокса и проплавляется шихты в единицу времени, т.е. возрастает производительность печи. В указанных пре­ делах для каждой доменной печи в ходе эксплуатации нахо­ дят такой допустимый расход дутья, при котором сохраняет­ ся ровный сход шихты и после превышения которого он нару­ шается, т.е. начинаются подвисания шихты, а также возни­ кают локальные продувы шихты газами, т.е. их движение по отдельным каналам в шихте (канальный ход газов). На печах объемом 5000 м3 расход дутья достигает 8500 м3/мин .

Дутье в доменные печи подают из воздуходувной станции от расположенных в ней воздуходувных машин (компрессоров) с приводом в виде паровой турбины и иногда с электроприводом, создающими давление дутья на выходе 0,45—0,59 МПа .

При обогащении дутья кислородом последний вводят во вход­ ной патрубок воздуходувной машины .

Дутье проходит воздухонагреватели, кольцевой воздухо­ провод и из него поступает в верхнюю часть горна через равномерно расположенные по окружности горна 16-40 фурм .

Выходной диаметр фурм составляет 140—190 мм, высов фурм (расстояние от конца фурмы до футеровки) 300-500 мм, ско­ рость дутья на выходе из фурмы 180—240 м/мин при расходе дутья на одну фурму 170—230м 3/мин .

–  –  –

В горне доменной печи встречаются и взаимодействуют два потока: опускающаяся шихта и горновые газы. Сверху в горн опускаются твердые, нагретые до высокой температуры куски кокса, а также жидкий чугун и шлак. Извне через фурмы, расположенные в верхней части горна, поступает нагретое дутье и обычно еще углеводородсодержащие добавки. Вблизи фурм происходит процесс сжигания углерода топлива и угле­ водородов природного газа или мазута. Получающиеся горно­ вые газы поднимаются вверх навстречу опускающейся шихте .

Основным и важнейшим процессом в горне является сжига­ ние углерода кокса, которое обеспечивает:

а) выделение тепла, необходимого для нагрева шихты и газов, обеспечения процессов восстановления, расплавления чугуна и шлака и компенсации теплопотерь печи;

б) образование газа-восстановителя СО;

в) образование свободного объема вследствие превраще­ ния твердых кусков кокса в газ, что способствует движению шихты в печи сверху вниз .

Окисление углерода кокса происходит в сравнительно не­ больших по объему участках горна вблизи фурм, называемых одаслительными зонами (рис. 42). Большая кинетическая энергия струй дутья вызывает циркуляцию кусков кокса пе­ ред фурмами, и они сгорают в окислительной зоне во взве­ шенном состоянии. Во внутренней, прилегающей к фурме час­ ти такой зоны (кислородной зоне /), углерод, реагируя с кислородом, окисляется до С О а в периферийной (углекис­ ;

лотной II) части зоны, где кислород уже израсходован и содержится лишь С 02, углерод окисляется, реагируя с С 0 2, О 0,5 1,0 1,5 2,0 2,5 Расст ояние от торца. ф урпы,п

–  –  –

образуя при этом СО. Участки исчезновения С 0 2 представ­ ляют собой границу окислительной зоны. Таким образом, ко­ нечным продуктом окисления углерода является СО, и про­ цесс окисления идет по следующей схеме .

С + 0 2 = С 0 2 + 402190 СОа + С = 2СО - 166310

–  –  –

т.е. в нем возрастает содержание СО и снижается N2; кроме того, уменьшается объем горнового газа вследствие умень­ шения количества азота (с 3,76 моля до 2,36 моля на 2 моля СО) .

Дутье всегда содержит немного влаги, которая в горне разлагается углеродом: Н2 + С = СО + Н2 — 124870 Дж. По­ этому в горновом газе всегда есть немного водорода; например, при содержании в дутье влаги в количестве 1 % (объемн.) (8,035 г /м 2) в горновом газе находится 0,8 % Н2 и соответственно снижается содержание азота и оксида уг­ лерода .

При вдувании в горн природного газа он неполностью сгорает по реакции: СН4 + 0,502 = СО + 2Н2 + 37250 Дж и в горновом газе заметно возрастает содержание Н2 (до 8 -1 5 % и более). Заметно увеличивается также объем горновых га­ зов потому, что при сгорании метана на единицу углерода образуются три моля продуктов горения (СО и 2Н2), а при сгорании кокса по реакции С + 0,502 - СО лишь один моль СО; объем продуктов сгорания на единицу углерода возрас­ тает в 1,7 раз. Вдувание в горн мазута, состоящего как и природный газ из углеводородов, характеризуется теми же процессами, что и вдувание природного газа .

При воздушном дутье температура в центре окислительной зоны, где идут экзотермические реакции окисления углерода до С 0 2, достигает 1900-2000 °С, а на границе окислитель­ ной зоны снижается до 1650-1600 °С вследствие протекания эндотермических реакций С 0 2+ С = 2С0. За пределами окис­ лительной зоны по мере отдаления от нее температура сни­ жается, так как протекают реакции прямого восстановления, идущие с поглощением тепла; в центральной части горна температура чаще"всего находится в пределах 1400-1500 °С .

Добавки к дутью кислорода, природного газа и влаги из­ меняют температурное состояние горна. Увеличение коли­ чества влаги в дутье вызывает снижение температур в зоне горения и в горне, поскольку, как отмечалось, при попада­ нии в горн Н2 разлагается углеродом с поглощением тепла .

Влияние кислорода и природного газа можно оценить, используя формулу, - по которой рассчитывают теоретическую температуру горения Гт топлива.

В общем виде применитель­ но к сгоранию кокса в горне доменной печи эта формула записывается следующим образом:

= (ет + С + /)/нс, я т т где Ст — теплота сгорания топлива (кДж/кг); Сд — энталь­ пия (теплосодержание) нагретого дутья (кДж/мэ); У— теп­ лосодержание углерода топлива, поступающего в зону горе­ ния (кДж/кг); V и с — объем и теплоемкость продуктов сго­ рания [м3 г С и кДж/(м3 • К)] .

/к При добавке кислорода к дутью объем продуктов сгорания V, как ранее отмечалось, уменьшается, что в соответствии с приведенной выше формулой вызывает повышение Тт и тем­ ператур в горне. Вдувание природного газа ведет (см. вы­ ше) к увеличению объема продуктов сгорания У, и соответ­ ственно, к понижению Гт и температур в горне; это сниже­ ние вызывается также тем, что при сгорании природного газа на один моль сгорающего углерода выделяется меньше тепла (37250 Дж), чем при сгорании углерода кокса (117940 Дж), т.е. в формуле расчета Тт уменьшается вели­ чина (2Т .

Во всех случаях температура газов в центре горна не должна быть ниже 1400— 1450 °С, так как при более низких температурах заметно понижается температура продуктов плавки и ухудшается десульфурация чугуна .

Таким образом, добавка влаги к дутью вызывает снижение температуры горновых газов и небольшое увеличение содер­ жания в них водорода; обогащение дутья кислородом уменьшение объема горновых газов, повышение их температу­ ры и содержания в них СО; вдувание природного газа, так же как и других углеводородов,- увеличение объема горно­ вых газов, снижение их температуры и существенное их обо­ гащение водородом. Эти изменения оказывают как положи­ тельное, так и отрицательное влияние на доменный процесс, что рассмотрено в § 8 этой главы .

3. Движение газов в печи и изменение ихтемпературы, состава, количества и давления

Из предыдущего раздела следует, что в горне образуется газ, состоящий из оксида углерода, водорода и азота, на­ гретый до высокой температуры и характеризующийся значи­ тельным давлением. При движении к колошнику этот газ отдает тепло движущимся навстречу материалам и охлаждает­ ся при этом давление его вследствие преодоления сопро­ тивления шихты понижается, а химический состав в резуль­ тате процессов восстановления непрерывно изменяется и ко­ личество его увеличивается. Эти физические изменения при­ водят к понижению температуры газа примерно с 1600 до 250— 300 °С, давления на 0,1— МПа, к снижению содержа­ 0,2 ния СО и Н2 и повышению содержания С 0 2. Ниже эти процессы рассмотрены подробнее .

Распределение газов по сечению печи. Время пребывания газов в печи составляет 3 -1 2 с. Они движутся по сечению печи неравномерно. Естественно стремление газов двигаться вверх преимущественно над зонами горения, т.е. у стен пе­ чи, но в целом распределение газового потока определяется величиной сопротивления слоя шихты. Наибольшие количество лазов и скорость их Движения наблюдаются в участках с меньшим сопротивлением шихты, как правило там, где в ших­ те выше доля кокса и меньше рудная нагрузка (доля агломе­ рата). Участки, где газы движутся с ббльшими скоростями, характеризуются повышенными температурами и пониженным содержанием СО, в газе; в связи с этим о распределении газового потока по сечению печи судят по результатам за­ меров температуры газа и содержания в нем С 0 2, производимых в колошнике над уровнем шихты, а также в слое шихты на расстоянии до 7— м от уровня засыпи .

Замеры ведут с помощью вводимых через отверстия в ко­ жухе и футеровке пеЧи и периодически перемещаемых от пе­ риферии к оси печи зондов; зонд представляет собой водо­ охлаждаемую трубу, в которой размещены термопара и трубка для отвода пробы газа .

Характерные случаи распределения газового потока в шахте печи показаны на рис. 44. Случай а, когда у стен печи высокие температуры и низкое содержание СОг, соот­ ветствует развитому периферийному потоку газов; случай в — развитому осевому потоку, случай б — несильному пери­ ферийному потоку и заметно более развитому осевому пото­ ку. Разные случаи распределения газового потока характе­ ризуются также различными формой и расположением пластичнои зоны в печи. Эта зона (см. рис. 37 и пояснения к нему в разделе "Образование шлака" в § 5) состоит из газонеп­ роницаемых слоев размягченного, слипшегося и плавящегося агломерата и слоев кокса ("коксовых окон"), через которые проходят газы (их ход показан стрелками). Размягчение агломерата, т.е. формирование пластичной зоны начинается раньше (на более высоких горизонтах печи) там, где дви­ жется больше горячих газов. Соответственно, при сильно развитом периферийном потоке газов зона пластичности имеет У-образную форму, при его ос­ *,*е лаблении и усилении осевого по­ 950 тока зона, проходя через ряд промежуточных положений, приоб­ ретает Л-образную форму. Измене­ 350 ние формы заметно сказывается на газопроницаемости зоны, которая наибольшего участком является вижению газов в сопротивления столбе шихты .

- 950 Рис. 44. Изменение содержания С 0 2 и температуры газа по радиусу в верхней части шахты: 550 а — периферийный газовый поток; б — 115 умеренно развитый на периферии и в Расстояние от стен оеуц, центре; в — осевой газовый поток При форме пластичной зоны, близкой к горизонтальной (рис. 37, в), ее газопроницаемость низка, и ход печи обычно характеризуется частыми подвисаниями шихты. Высо­ кая газопроницаемость обеспечивается при Л- и АМ-образной форме пластичной зоны, поскольку в ней много коксовых окон. Вместе с тем, сильный периферийный поток газов (рис. 37, а и рис. 44, а) вызывает перегрев и быстрый износ футеровки; при этом возрастает также расход кокса .

Обычно приемлемым считают режим с умеренно или слабо развитым периферийным потоком газов и более развитым осе­ вым потоком (случай в и среднее между б и в на рис. 44 и случаи б и г на рис. 37). Перемещение зоны пластичности вверх уменьшает объем печи, в котором идут процессы кос­ венного восстановления оксидов железа, что, как правило, вызывает увеличение расхода кокса .

Крайне неблагоприятным случаем распределения газового потока является канальный ход газов (движение газов по отдельным каналам в слое шихты), при котором мелкие куски шихты в каналах переходят во взвешенное состояние, что нарушает ровный сход шихты в печи .

Распределение газового потока по сечению печи регули­ руют, главным образом, увеличивая или уменьшая рудную или коксовую нагрузку (долю кокса или агломерата) в тех или иных зонах поперечного сечения печи (см. § 1 настоящей главы).. :.V .

Изменение температуры газа. Максимальная температура в доменной печи развивается у фурм в фокусе горения, распо­ ложенном на расстоянии 500— 800 мм от устья фурм, и сос­ тавляет 1900— 2000 °С; на границе окислительных зон она уменьшается до ~ 1600 °С, а в центре горна до 1400— 1500 °С и далее снижается по мере движения газов вверх .

Это снижение происходит неравномерно по сечению и высоте печи и описано в § 2 настоящей главы; поскольку в каждом поперечном сечении печи' температура выше в тех зонах, где выше скорость движения газов, дополнительные данные о распределении температур можно найти в предыдущем разделе "Распределение газов" и на рис. 35 .

Особый интерес для доменного процесса представляют данные об изменении температуры газов по высоте печи, поскольку они характеризуют интенсивность теплообмена между газами и шихтой. На рис. 45 представлены результаты Рис. 45.

Изменение температуры газов по высоте печи:

1 — на периферии печи; 2, 3 — в про­ межуточной зоне; 4 — в центре замеров температуры газов по высоте печи в различных зо­ нах ее поперечного сечения, полученные на одной из печей при работе с развитым осевым потоком газов; подобное рас­ пределение температур по вы­ соте характерно для всех пе­ чей и наблюдается даже на печах очень небольшой (~15 м) высоты. Из приведен­ ных данных следует, что в нижней и верхней частях печи Шт 800 1000 1200 температура на единицу высо­ Температура, °С ты снижается сильно, в средней зоне — незначитель­ но. Иначе говоря, в нижней и верхней частях печи происхо­ дит интенсивный теплообмен (передача тепла от горячих га­ зов к более холодной шихте), а в промежуточной между ними средней зоне теплообмен незначителен. Эту среднюю по вы­ соте часть или зону печи называют холостой или резервной с точки зрения теплообмена высотой. Наличие этой "холос­ той высоты" позволило доменшикам сделать вывод о нецелеф сообразности дальнейшего увеличения высоты доменных пе­ чей, поскольку это ' не обеспечит более полной передачи тепла газов шихте и в то же время усилит вероятность раз­ рушения непрочного кокса под воздействием давления более высокого столба шихты в печи .

Изменение состава газа. Горновой газ содержит азот, 34— % СО и от 2 до й— % На; его состав претерпевает изменения сразу же за окислительной зоной в результате интенсивного протекания процессов восстановления. В ниж­ ней части печи, в зоне прямого восстановления, к горново­ му газу добавляется СО, а выше, в зоне косвенного восста­ новления (зоне с температурами ниже 900— 1000 °С) — добав­ ляется газ С 0 2. Количество водорода в газе, как отмеча­ лось выше, остается примерно неизменным, но в связи с увеличением количества газов, содержание водорода в них уменьшается. В конечном итоге изменение состава газа, в первую очередь, сводится к его обогащению диоксидом угле­ рода С 0 2 .

В колошнике к газу добавляется испаряющаяся гигроско­ пическая влага, но ее содержание при характеристике выхо­ дящего из печи газа не учитывают (ее количество состав­ ляет 30-100 г /м 3 Колошниковый (отводимый из печи) газ с ) .

учетом применения газообразных и жидких углеводородов и обогащения дутья кислородом содержит, %: СО 22— 30, С 0 2 15-22, И2 45-55, Н2 5-11 .

Важным показателем хода доменной плавки является отно­ шение С 0 2 0 в газовой фазе; увеличение этого отношения /С (увеличение содержания С 0 2) свидетельствует об улучшении восстановительной работы газа (увеличении степени косвен­ ного восстановления оксидов железа) .

Изменение количества газа. По мере подъема газов вверх печи увеличивается их количество, главным образом, вслед­ ствие присоединения к ним кислорода шихты в виде СО и С О, т.е. в результате протекания процессов восстановле­ ния2 По отношению к количеству дутья количество горнового .

газа возрастает на 2 1 -2 3 %, а количество колошникового газа— на 3 8 -4 0 %. При обогащении дутья кислородом расход дутья и количество газа будут уменьшаться вследствие сни­ жения содержания азота. Выход колошникового газа равен 120— 200 м3 на 1 м3 объема печи в час или 1400— 2000 м /т чугуна. _ ’I у дИзменение давления газа. Наибольшее статическое давле­ ние газа устанавливается в горне доменной печи около фурм, и движение газов вверх через слой шихтовых материа­ лов происходит вследствие этого давления, создаваемого работой подающей дутье воздуходувной машины. По мере дви­ жения газов от горна ^к колошнику статическое давление га за убывает, так как происходит потеря давления (потеря напора) вследствие трения газов о куски шихты; иначе го­ воря, давление теряется на преодоление сопротивления слоя шихтовых материалов. Эта потеря давления или напора про­ исходит неравномерно по высоте печи, что наиболее заметно в области пластичной зоны, где в результате размягчения, слипания и плавления газопроницаемость рудной части шихты резко снижается .

Величина потери давления в столбе шихты, иначе говоря, перепад давления между горном и колошником (Ар) зависит от свойств шихты (газопроницаемости), высоты столба ших­ ты, определяемой высотой печи, от скорости движения газов в печи. Влияние объема и высоты печи на величину Ар пока­ зано на рис. 46; из этих данных следует, что при увеличе­ нии объема печи с 1000 до 5000— 5500 мэ величина Ар возра­ стает примерно с 0,11— 0,13 до 0,18— 0,20 МПа. Влияние ско­ рости движения ТЪзов проявляется в том, что при ее росте увеличиваются силы трения газов о шихту и возрастает ве­ личина потери давления, т.е. Ар .

Величина Ар, которую контролируют, не должна превышать допустимого предела, называемого критическим перепадом давления (Аркр). Этот предел на конкретной работающей пе­ чи, где высота слоя шихты и ее свойства (сопротивление) относительно постоянны, зависит от расхода дутья, который всегда стараются увеличить с целью повышения производите­ льности печи. Увеличение расхода дутья ведет к росту ско­ рости движения газов в печи, и при достижении определен­ ной скорости силы трения возрастают настолько, что куски шихты переходят во взвешенное состояние, т.е. перестают двигаться вниз, что нарушает ровный сход шихты и означает расстройство работы печи. Этим максимально допустимым значениям расхода дутья и скорости движения газов соот­ ветствует допустимый (критический) перепад давления Аркр .

Соответственно, расход дутья поддерживают таким, чтобы перепад давления Ар не превышал критического значения .

Использование давления, а не скорости в качестве критерия оценки движения газов объясняется тем, что скорость подъема газов сильно различается в разных участках попе­ речного сечения печи, поэтому проще измерять давление .

Для улучшения контроля за ходом плавки измеряют не только общий перепад дав­ ления Ар между горном и колошником, но и верхний перепад (середина шахты — колошник) и нижний (сере­ дина шахты — горн) .

юоо 2000 З О *000 5000 ОО Рис. 46. Зависимость перепада Одъен лечи.м* давления между фурмами и колошником от объема печи Величины давлений в различных участках печи связаны. Давление в горне (давление дутья на фурма, р*) обеспечивается работой воздуходувной машины, но его вели­ чина устанавливается в зависимости от давления на коло нике Рк и перепада давления Ар между горном и колошником, будучи связано с ним соотношением:

–  –  –

§ 8. ИНТЕНСИФИКАЦИЯ ДОМЕННОГО ПРЦБССА

Под интенсификацией доменного процесса обычно понимают мероприятия по увеличению скорости его протекания (форси­ рованию хода доменной плавки), т.е. ведущие к повышению производительности печи, а также мероприятия по снижению расхода кокса. Ниже охарактеризованы наиболее существенные из них .

<

–  –  –

2. Увлажнение дутья Дутье (воздух) всегда содержит некоторое количество вла­ ги, причем естественная влажность воздуха в разные перио­ ды времени колеблется в широких пределах от 3 до 40 г на 1 м3 воздуха (8 г /м 3 соответствует 1 % по объему). Попа­ дающая в горн влага разлагается углеродом: Н2 + С = СО + + - 124870 Дж. При этом в горновом газе возрастает со­ держание СО и активного восстановителя Нг, но в связи с затратами тепла на разложение влаги снижается температура горна. Чтобы сохранить прежний температурный режим горна, надо повысить нагрев дутья на 5— 6°С на каждый грамм вла­ ги в 1м 3 дутья .

Колебания влажности дутья вызывают колебания в темпе­ ратурном режиме горна и в ходе восстановления, что неред­ ко приводит к расстройствам хода печи. Для устранения колебаний естественной влажности ранее за рубежом в небольшом масштабе применяли осушение дутья до содержания влаги 3— г /м 3 а в нашей стране многие годы применяли 3,5, увлажнение дутья до 25— 0 г /м 3 (3— % к объему дутья) .

При таком кондиционировании дутья по влаге достигается более ровный ход печи; кроме того, вследствие ровного хода, а также в результате интенсификации косвенного вос­ становления оксидов железа водородом обеспечивается повы­ шение производительности печи (на 5— % ) и снижение рас­ хода кокса (на 2— %) .

По мере перехода к работе печей с вдуванием природного газа, обогащающего атмосферу печи водородом, столь значи­ тельное увлажнение дутья утратило свое значение. В настоящее время считают полезным поддерживать содержание влаги на постоянном уровне порядка 10— 0 г /м 3 за счет добавок к дутью водяного пара .

3. Повышенное давление газа II До 1950 г. отечественные доменные печи работали без повы­ шенного давления газов, т.е. с давлением газа на колошнике незначительно (на 0,006— 0,012 МПа) превышавшем ат­ мосферное давление (~ 0,1 МПа). Это небольшое превышение давления обеспечивало самопроизвольный выход газов из пе­ чи. В настоящее время практически все печи работают с избыточным (сверЛ атмосферного) давлением на колошнике, равным 0,1—0,23 МПа или с абсолютным давлением

- 0,2— 0,33 МПа (давление в горне выше давления на колош­ нике на величину Ар, равную 0,11— 0,19 МПа, см. п. 3, § 7) .

О целесообразности повышения давления газов в доменной печи впервые высказался инж. П.М.Есманский еще в 1915 г .

Он считал, что увеличение давления газа в печи должно способствовать развитию процессов восстановления, так как при этом реакция С 0 2+ С = 2СО сдвигается в сторону уве­ личения содержания С 0 2 т.е. в сторону косвенного восста­, новления .

Однако более важным оказалось то, что повышенное дав­ ление позволило увеличить расход дутья и благодаря этому повысить производительность печей .

Работа доменных печей с повышенным давлением газов бы­ ла освоена на Магнитогорском металлургическом комбинате в 1950 г., после чего печи всех заводов были переведены на такой режим. Повышение давления газов достигается уста­ новкой ка газопроводе очищенного доменного газа специаль­ ного дроссельного устройства, уменьшающего сечение газоотвода. Такое уменьшение сечения (пережим струи газа) вызывает рост давления на всем пути движения газа до дроссельного устройства и в том числе на колошнике и в объеме всей печи .

Дроссельное устройство располагают после газоочистки (устройств, очищающих газ от пыли), чтобы предотвратить его быстрый абразивный износ частицами пыли газа .

Чем вызвано повышение производительности печи при по­ вышении давления газов? Поясняя это, следует напомнить, что доменные печи обычно работают с расходом дутья, близ­ ким к предельно допустимому. При его превышении вследст­ вие роста скорости движения газов в печи и их трения о куски шихты последние переходят во взвешенное состояние, нарушая ровный сход шихты, а показатель режима движения газов — перепад давления Ар (см. п. 3, § 7) между горном и колошником (потеря давления на трение) становится боль­ ше критического .

Если увеличить давление в печи, то в силу известного соотношения между давлением и объемом газа р • V = соп$1 объем газа уменьшается. Поэтому снижается скорость движе­ ния газов в печи и, соответственно, уменьшаются силы тре­ ния их о шихту, величина потери давления на трение, т.е .

Др. Иначе говоря, режим движения газов отдаляется от кри­ тического. Это позволяет при новом, большем давлении в печи увеличить расход дутья без нарушения при этом ровно­ го схода шихты (расход можно увелдояшать до тех пор, пока перепад давления Др не приблизится к прежнему уровню — несколько ниже критического). При увеличении расхода ду­ тья в единицу времени сгорает больше кокса и проплавляет­ ся больше шихты, т.е. повышается производительность печи .

Таким образом, повышение давления газа в печи позво­ ляет форсировать доменный процесс. Кроме того, вследствие увеличения времени пребывания газа в печи и улучшения распределения его сокращается расход кокса, а уменьшение скорости газа на колошнике приводит к снижению выноса пы­ ли. Это позволило увеличить производительность печей на 5— %, снизить расход кокса на 3— % и сократить вынос пыли на 20— 50% .

4. Обогащение дутья кислородом

О целесообразности обогащения дутья кислородом еще в 1869 г. высказывался Д.И.Менделеев, а в 1876 г. — Г.Бессемер. Практическая реализация этой идеи стала возможной лишь в 30— 40-х годах нашего столетия, когда появились достаточно крупные машины для разделения воздуха на кис­ лород и азот. Полупромышленные опыты по применению кисло­ рода в доменном производстве были проведены в 1932— 1933 гг., а промышленные — в 1939— 1941 гг. Современ­ ный способ получения газообразного кислорода описан во II части учебника (§ 3, гл. 2) .

В настоящее время при выплавке передельного чугуна применяют обогащенное дутье с содержанием кислорода не более 24— %, а з сочетании с вдуванием углеводородов — до 30— 35%. Такое ограничение содержания кислорода в обо­ гащенном дутье объясняется тем, что его применение сопро­ вождается как положительными, так и отрицательными по­ следствиями для доменного процесса .

При увеличении содержания кислорода а дутье наблюдают­ ся следующие изменения в доменном процессе:

1. В связи со снижением доли азота в обогащенном дутье, уменьшается объем дутья на единицу сжигаемого у фурм углерода кокса и, соответственно, объем образующихся при этом горновых газов .

2. Значительно возрастает температура в горне (в связи с уменьшением объема продуктов горения, на нагрев которых расходуется тепло сгорания топлива) .

3. В горновых газах вследствие уменьшения доли азота заметно повышается концентрация газа восстановителя СО .

4. Благодаря уменьшению количества горновых газов уменьшается перепад давления между горном и колошником .

5. Происходит перераспределение температур по высоте печи— охлаждение ее верха при росте температур в горне .

Для иллюстрации сказанного выше приведем результаты расчета показателей горения кокса (на 1 кг углерода) в горне при температуре дутья 1 0 0 0 °С (примеры выполнения подобных расчетов приведены в п.

2, § 7):

–  –  –

Основным преимуществом обогащенного дутья является то, что благодаря уменьшению объема горновых газов и перепада давления между горном и колошником, можно увеличить рас­ ход дутья в единицу времени, т.е. сжигать в единицу вре­ мени больше кокса и, соответственно, повысить производи­ тельность печи. При содержании кислорода в дутье в преде­ лах от 21 до 24— % каждый дополнительный 1 % 0 2 в дутье может дать повышение производительности на 2—. Кроме 3% того, повышение концентрации СО в газах увеличивает степень косвенного восстановления оксидов железа, способст­ вуя снижению расхода кокса .

Вместе с тем, чем выше степень обогащения дутья, тем сильнее проявляются отрицательные последствия его приме­ нения, связанные прежде всего с перераспределением темпе­ ратур по высоте печи. При повышении температур в горне, в нем, как ранее отмечалось, восстанавливается больше крем­ ния и марганца, сильнее также нагреваются материалы, т.е .

избыточное тепло в значительной степени расходуется в са­ мом горне. Благодаря этому, а также из-за уменьшения объема горновых газов они уносят в верх печи меньше физи­ ческого тепла, т.е. возникает перераспределение темпера­ тур в печи — охлаждение верха при повышенной температуре горна. В результате шихта поступает в нижние горизонты печи менее нагретой, ниже располагается зона размягчения шихты и шлакообразования, и в сужающиеся заплечики прихо­ дят твердые и слаборазмягченные массы, что может привести к заклиниванию материалов, их подвисанию и последующим осадкам. Подвисаниям способствует также снижение газопро­ ницаемости шихты, вызываемое тем, что при повышенных тем­ пературах в горне происходит возгонка монооксида кремния 8Ю, который конденсируется в зонах с температурами ниже 1600 °С, заполняя пустоты между кусками шихты и препятст­ вуя проходу по ним газов. По этим причинам уже при содер­ жании кислорода в дутье 23-25 %, как правило, начинаются нарушения ровного схода шихты. Это не позволяет вести плавку передельного и литейного чугуна на дутье, обогаще­ нном кислородом выше 24— % без использования других до­ бавок к дутью .

Указанные недостатки обогащения дутья кислородом можно значительно уменьшить, если в печь дополнительно вдувать газообразные или жидкие углеводороды (см. ниже) .

Эффективным оказалось применение обогащенного кислоро­ дом дутья на печах, выплавляющих ферромарганец. При его выплавке на воздушном дутье наблюдается перегрев верха печи (см. п. 2 § 3), и для восстановления марганца необ­ ходимо много тепла и высокие температуры в горне и в районе горна. Обогащение дутья кислородом вызывает необ­ ходимое в этом случае перераспределение температур — верх печи охлаждается, а тепло концентрируется в горне. При обогащении дутья кислородом до 30— % достигается увеличение производительности печи примерно в два раза и сни­ жение расхода кокса на 15-25% .

5. Вдувание в горн углеродсодержащих веществ С целью снижения расхода дорогого и дефицитного кокса в последние годы на всех печах в горн вдувают газообразные или жидкие углеводороды и иногда измельченный уголь. Их подают через фурМы в зоны горения кокса. Наиболее широко применяется природный газ .

Вдувание природного газа.

При попадании в горн природ­ ного газа, основу которого составляет метан СН^ происхо­ дит неполное сгорание метана с образованием СО и Н2:

СН4 + 0,502 = СО + 2Н2 + 37250 Дж .

При этом, помимо экономии кокса как топлива (замены части кокса природным газом), обеспечивается значительное повы­ шение степени косвенного восстановления за счет участия в нем образующегося водорода, содержание которого в горно­ вом газе возрастает до 8— % и более. Это увеличение до­ ли косвенного восстановления и снижение тем самым доли прямого также ведет к снижению расхода кокса. Положитель­ ным является также то, что благодаря снижению расхода кокса уменьшается количество серы, вносимой коксом, и уменьшается выход шлака в связи с уменьшением количества поступающей в печь золы кокса .

Вместе с тем, вдувание природного газа отрицательно влияет на тепловые и газодинамические условия работы пе­ чи. Дело в том, что при попадании природного газа в горн и его неполном сгорании увеличивается объем горновых га­ зов (продуктов сгорания) и снижается температура в зоне горения и в горне (причины этих изменений описаны в раз­ деле "Процессы в горне", § 7) .

Для поддержания прежнего нормального теплового состоя­ ния горна при вдувании природного газа увеличивают, если это возможно, температуру дутья с учетом того, что добав­ ка 1м3 газа на 1т чугуна требует повышения температуры дутья на 4 °С; уменьшают также влажность дутья, что ведет к росту температур в горне. Увеличение объема горновых газов вызывает рост скорости движения газов в печи и, соответственно, величины перепада давления Ьр между горд а ^ '1 С^ ^ \^ Ж| ном и колошником. Поэтому после повышения расхода природ­ ного газа до определенного уровня начинаются нарушения ровного схода шихты. Если печь работала на предельном ко­ личестве дутья (см. п. 3 § 7), то, начиная вдувание при­ родного газа, снижают расход дутья с целью сохранения ус­ ловий нормального опускания шихты. Таким образом, наруше­ ние газодинамических условий в печи и снижение температу­ ры горна ограничивают количество вдуваемого природного газа. Лучшим способом преодоления отрицательных последст­ вий применения природного газа является добавка к дутью кислорода, что описано ниже (см. п. 6) .

При расходе природного газа в количестве 60— м3 90 /т чугуна (3,5— % от объема дутья) экономия кокса состав­ ляет 8— 14% и более. Коэффициент замены кокса природным газом, т.е. отношение количества выведенного из шихты кокса (к г/т чугуна) к количеству использованного природ­ ного газа (м3 т чугуна) составляет 0,7— / 1,0к г/м 3 .

Вдувание мазута. Мазут, состоящий из сложных угле­ водородов Ст Ни, оказывает аналогичное природному газу воздействие на доменную плавку. Отличие заключается в том, что теплота сгорания мазута (6100— 6400 кД ж /кг) выше, чем у природного газа, и поэтому снижение температуры в горне менее значительно; кроме того, мазут вносит меньше водорода и в меньшей степени усиливает косвенное восста­ новление и снижает прямое. Мазут вдувают в распыленном виде; 1 кг мазута экономит 0,9— кг кокса; расход мазу­ 1,3 та достигает 100— 150 к г /т чугуна .

Вдувание измельченного угля. Основные составляющие углей: горючая органическая масса, содержащая 75— % С; 97 влага 4— %; зола 8— 14 45, чаще 8— % ; сера 0,5—4 % .

Основной эффект от применения измельченного угля заклю­ чается в непосредственной замене углерода кокса углеродом каменного угля. Уголь не содержит водорода и поэтому в отличие от углеводородов он не влияет на ход восстанови­ тельных процессов .

Теплота сгорания у фурм различных сортов угля состав­ ляет 5300— 7500 кДж /кг, т.е. ниже, чем у кокса. По этой причине, а также в связи с разложением влаги, содержащей­ ся в угле, температура в горне при применении угля сни­ жается, и это ограничивает расход угля. Теплота сгорания угля зависит от количества в нем углерода, поэтому следует применять угли - с высоким содержанием углерода. Для компенсации снижения температуры в горне при вдувании пылевидного угля [Повышают температуру дутья, содержание в нем кислорода и понижают влажность дутья; кроме того, измельченный уголь подвергают предварительной сушке. При­ меняемые угли должны быть малосернистыми, поскольку сера угля переходит в чугун; угли должны также содержать мало золы, которая увеличивает количество шлака .

Вдувание пылВЬидного угля начало широко применяться после 1985 г. На зарубежных заводах расход угля зачастую достигает 200 к г/т чугуна, расход кокса при этом состав­ ляет около 300 кг/т чугуна; 1 кг угольной пыли экономит до 0,8 кг кокса .

6. Комбинированное дутье

Из материалов предыдущих разделов следует, что такие спо­ собы интенсификации доменной плавки как обогащение дутья кислородом или вдувание природного газа имеют существен­ ные недостатки — при увеличении расхода кислорода и при­ родного газа сверх определенной величины работа доменной печи расстраивается (нарушается ровный сход шихты). В связи с этим возникла идея применения комбинированного дутья. Под комбинированным дутьем понимают дутье, вклю­ чающее добавки окислителей (кислорода) и восстановителей (газообразные и жидкие углеводороды). Чаще этот термин используют для обозначения дутья из атмосферного воздуха, кислорода и природного газа (реже мазута) .

Совместное применение этих добавок к дутью оказалось эффективным в связи с тем, что обогащение дутья кислоро­ дом и вдувание природного газа или мазута действуют в различных направлениях на основные параметры доменной плавки.

Наглядно это различие показано ниже при сопостав­ лении влияния добавок на ряд важных показателей темпера­ турного и газодинамического режимов плавки:

Добавка к дутью..... о2 СН4 (мазут) Уменьшается Объем продуктов горения Увеличивается Увеличивается Температура в зоне горения Уменьшается Уменьшается Температура в верху печи Увеличивается Перепад давления между гор­ Уменьшается ном и колошником.... Увеличивается Из этого сопоставления следует, что совместное приме­ нение кислорода и углеводородов взаимно компенсирует отрицательные последствия их добавок к дутью по отдель­ ности. При этом можно подобрать такое соотношение добавок к дутью кислорода и природного газа, при котором коли­ чество газов в печи (на единицу сгорающего углерода), а следовательно, и газодинамические условия плавки изме­ няться не будут; при этом не изменятся и температурный режим горна, и печи. _ Вместе с тем, комбинированное дутье обеспечивает существенное улучшение многих показателей доменного про­ цесса. Основной положительный эффект от вдувания природ­ ного газа заключается в значительном сокращении расхода кокса, а от обогащения дутья к и сл ор од ом - в увеличении производительности печи .

Теоретические соображения и опыт показывают, что для достижения высокой экономической эффективности комбиниро­ ванного дутья необходимо на каждый дополнительный куби­ ческий метр кислорода вдувать около 0,65 м3 природного газа или около 0,4 кг мазута. При этом обеспечивается экономия кокса, составляющая около 1,1 кг его на 1 кг мазута и около 0,8 кг на 1м 3 природного газа, а прирост производства чугуна на 1 м3 дополнительного кислорода составляет 0,8-1,0 кг или же увеличение концентрации кис­ лорода в дутье на 1 % ведет к повышению производительнос­ ти печи ~ на 2 % .

В настоящее время доменные печи работают с расходом природного газа до 130-160 м3 /т чугуна при обогащении дутья кислородом до 30— %. При этом экономия кокса до­ стигает 2 0 -2 5 %, а повышение производительности печи 1 5 и более .

§ 9. П Р О Д УК ТЫ ДОМ ЕННОЙ ПЛАВКИ Конечными продуктами доменной плавки являются чугун и шлак, выпускаемые из доменной печи в огненно-жидком виде, и доменный газ. Чугун является основным продуктом домен­ ного производства, а шлак и доменный газ - побочными .

Виды, состав и назначение доменных чугунов. Цель доменного производства состоит в получении чугуна, пред­ ставляющего собой многокомпонентный сплав железа с углеродом, кремнием, марганцем, фосфором и серой. В зависи­ мости от назначения чугуна и от состава проплавляемых шихтовых материалов в нем может содержаться, кроме того, еще хром, никель, ванадий, титан, медь и мышьяк. Содержа­ ние основных элементов (С, 81, Мп, Р, 8, Сг, N1, Си, Аз) в чугуне регламентируется соответствующим стандартом или техническими условиями .

Состав чугуна, получаемый в ходе доменной плавки, оп­ ределяется требованиями потребителей и возможностями до­ менной плавки. Сообразно с этим стремятся подобрать сос­ тав шихтовых материалов и технологический режим плавки .

Все доменные чугуны по своему назначению подразделяют на три основных вида:

передельный, предназначенный для дальнейшего передела в сталь;

литейный, используемый после переплава в чугунопла­ вильных цехах для отливки чугунных изделий;

доменные ферросплавы — в основном ферромарганец, используемый в сталеплавильном производстве в качестве добавки в жидкую сталь для ее раскисления и легирования .

Передельный чугун является преобладающим видом продук­ ции доменного производства. На его долю приходится около 90% общего производства чугуна. Он используется в качес­ тве шихтового материала при производстве стали в конвер­ терах, мартеновских и электродуговых печах. Передельный чугун в соответствии с существующими стандартами может содержать 0,3-1,2 % 81, 0,15-1,0 (иногда до 1,5%)М п и делится на три класса по содержанию фосфора (не более 0,1; 0,2 и 0,3 %) и на пять категорий по содержанию серы (не более 0,01; 0,02; 0,03; 0,04 и 0,05%). С целью эко­ номии дефицитного марганца в настоящее время, как уже от­ мечалось (см. п.2 § 3), выплавляют маломарганцовистые чугуны с содержанием марганца 0,1— %.0,5 В небольших количествах выплавляют высококачественный передельный чугун, маркируемый буквами ПВК, что означает передельный высококачественный коксовый. Он отличается от обычного передельного пониженным содержанием фосфора («0,02-0,05 %) и серы (* 0,015-0,025 %). На заводах, ис­ пользующих высокофосфористые железные руды, выплавляют чугуны с повышенным содержанием фосфора; стандартом пре­ дусмотрены три марки подобных чугунов, различающихся соГ ж ТШ Г 1 т 1 М 1т Пшппг I щ 1 Т Г ж П Т 1 1 мппрТО Ш й И ™ Г 2,0 держанием фосфора (0,3— 0,7; 0,7— 1,5 и 1,5— % Р). Эти чугуны перерабатывают в сталь по специально приспособлен­ ной для этого технологии (в кислородных конвертерах и мартеновских печах) с получением помимо стали фосфатных шлаков .



Pages:   || 2 | 3 | 4 | 5 |   ...   | 6 |


Похожие работы:

«ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНОГО ТРАНСПОРТА КРАСНОЯРСКИЙ ИНСТИТУТ ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНОГО ТРАНСПОРТА – ФИЛИАЛ ФГБОУ ВО "ИРКУТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ПУТЕЙ СООБЩЕНИЯ" КРАСНОЯРСКИЙ ТЕХНИКУМ ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНОГО ТРАНСПОР...»

«И. В. Семушин ВЫЧИСЛИТЕЛЬНЫЕ МЕТОДЫ АЛГЕБРЫ И ОЦЕНИВАНИЯ 2i x2 i 2 1 + i = i+1 = 2i 1 ) ) 2( i + + i( = i+1 x1 0 Ульяновск министерство образования и науки российской федерации федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение выс...»

«МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ ФГБОУ ВО "Алтайский государственный технический университет им. И. И. Ползунова" Институт биотехнологии, пищевой и химической инженерии Кафедра машины и аппараты...»

«ПРОХОРОВ Евгений Игоревич Адаптивная двухфазная схема решения задачи "структура – свойство" Специальность 05.13.17 – теоретические основы информатики ДИССЕРТАЦИЯ на соискание ученой степени кандидата физико-математических наук Научный руководитель доктор физико-математи...»

«ГОСУДАРСТВЕННЫЙ СТАНДАРТ СОЮЗА ССР ИЗДЕЛИЯ ЭЛЕКТРОТЕХНИЧЕСКИЕ МАРКИРОВКА ГОСТ 18620— 86 Издание официальное Е 20 коп . ГОСУДАРСТВЕННЫЙ КОМИТЕТ СССР ПО УПРАВЛЕНИЮ КАЧЕСТВОМ ПРОДУКЦИИ И СТАНДАРТАМ Москва сертификация оборудования УДК 621J M —m : 0M J54 Груш" EW ГОСУД А РС ТИ Н Н Ы й СТАНДАРТ СОЮЗА ССР элек...»

«КУЗНЕЦОВ АЛЕКСАНДР ЛЬВОВИЧ СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ КОНСЕРВИРОВАНИЯ ПЛОДООВОЩНОЙ ПРОДУКЦИИ С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ ЭЛЕКТРОСТАТИЧЕСКОГО ПОЛЯ Специальность 05.18.01 Технология обработки, хранения и переработки злаковы...»

«113 Роль денежной реформы в восстановлении промышленности страны УДК 33 И.Н. Тюкавкин* РОЛЬ ДЕНЕЖНОЙ РЕФОРМЫ В ВОССТАНОВЛЕНИИ ПРОМЫШЛЕННОСТИ СТРАНЫ В статье освещена роль денежной реформы в управлении промышленным комплексом в первые годы социалистического строительства. Проанализированы...»

«Министерство образования и науки РФ ФГБОУ ВПО "Дагестанский государственный технический университет" Кафедра Теоретической и общей электротехники УТВЕРЖДАЮ Ректор ФГБОУ ВПО "ДГТУ", Д.Т.Н., п р о ф е с с о ж ^ Ис...»

«Федеральное государственное унитарное предприятие "Всероссийский научно-исследовательский институт авиационных материалов", Государственный научный центр Российской Федерации (ФГУП "ВИАМ" ГНЦ РФ...»

«Министерство образования и науки Российской Федерации Кубанский государственный университет С.П.Грушевский, А.А. Остапенко Сгущение учебной информации в профессиональном образовании Монография Краснодар УДК 37.01(075.8) ББК 74.2...»

«© А.А. Исаченко, 2016 А.А. Исаченко УДК 622.831.24 ВЛИЯНИЕ ИЗМЕНЧИВОСТИ ПРИРОДНЫХ СВОЙСТВ УГЛЕПОРОДНОГО МАССИВА НА ГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК УГОЛЬНЫХ ШАХТ Приведены результаты анализа эффективности и безопасности подземной разработки угольных месторождений с изменчивыми горно-геологически...»

«Строительство уникальных зданий и сооружений. ISSN 2304-6295. 3 (30). 2015. 143-151 journal homepage: www.unistroy.spb.ru Оптимальный вид соединения свай с учетом основных характеристик В. Майер, А. Ахатулы, Р. Альжанова, И.С. Птухина ФГАОУ ВО "Санкт-Петербургский политехнический университет Петра Великого", 195251,...»

«отзыв официального оппонента, доктора технических наук, доцента Ипатовой Ларисы Григорьевны на диссертационную работу Свиридова Дмитрия Александровича "Разработка технологии использования вторичных ресурсов виноградарско-винод...»

«3.2. Лабораторный практикум Лабораторная работа № 1 ИЗУЧЕНИЕ МАТЕРИАЛОВ И ПРОДУКТОВ ДОМЕННОГО ПРОИЗВОДСТВА Исходные материалы доменного производства Чугун и сталь называются чёрными металлами, а проц...»

«Вестник ПСТГУ Серия V. Вопросы истории и теории христианского искусства 2012. Вып. 3 (9). С. 55–85 ИСТОРИЯ ХУДОЖЕСТВЕННОГО УБРАНСТВА БЛАГОВЕЩЕНСКОГО СОБОРА КАЗАНСКОГО КРЕМЛЯ В. Д. САРАБЬЯНОВ Благовещенский собор является древнейшим памятником Казани. Его строительство было нача...»

«УДК 631.331 Орозалиев Сыргак Тлмшович АППАРАТ ДЛЯ ВЫСЕВА СЕМЯН СЕЛЬСКОХОЗЯЙСТВЕННЫХ КУЛЬТУР Кыргызский национальный аграрный университет им. К.И. Скрябина Соискатель кафедры "Механизация сельского хозяйства" инженерно-технического факультета. (Руководитель – д.т.н., профессор Осмонов Ы.Дж.) Ключевая...»

«ЮЖНО-УРАЛЬСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ УТВЕРЖДАЮ Директор института Высшая школа электроники и компьютерных наук _Г. И . Радченко 13.07.2017 РАБОЧАЯ ПРОГРАММА научных исследований к ОП ВО от 20.10.2017 №007-03-0398 Подготовка научно-квалификационной работы (диссертации) на соискание ученой степени для направления 09.0...»

«1 Марьинских Д.М. История географии. Учебно-методический комплекс. Рабочая программа для студентов направления подготовки 05.03.02 "География" очной формы обучения. Тюмень, 2014г., 31 стр. Рабочая программа составлена в соответствии с требова...»

«Утверждаю Заместитель Министра транспорта Российской Федерации – председатель Межведомственной аттестационной комиссии Н.А. Асаул ПРОТОКОЛ заседания Межведомственной аттестационной комиссии для проведения профессиональной аттестации экспертов–те...»

«МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ Сыктывкарский лесной институт (филиал) федерального государственного бюджетного образовательного учреждения высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный лесотехнический университет имени...»

«МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ НАЦИОНАЛЬНЫЙ ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ ИНФОРМАЦИОННЫХ ТЕХНОЛОГИЙ, МЕХАНИКИ И ОПТИКИ ИНСТИТУТ ХОЛОДА И БИОТЕХНОЛОГИЙ Т.Е. Бурова ХИМИЯ ВКУСА, ЦВЕТА И АРОМАТА Учебно-методическое пособие Санкт-Петербу...»

«ГОСТ Р 50267.23—95 (МЭК 601—2—23—93) ГОСУДАРСТВЕННЫЙ СТАНДАРТ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ ИЗДЕЛИЯ МЕДИЦИНСКИЕ ЭЛЕКТРИЧЕСКИЕ Часть 2 ЧАСТНЫЕ ТРЕБОВАНИЯ БЕЗОПАСНОСТИ К ПРИБОРАМ ДЛЯ ЧРЕЗКОЖНОГО МОНИТОРИНГА ПАРЦИАЛЬНОГО ДАВЛЕНИЯ Издание официальное Б З 9 9 5 /4 0 3 ГОССТАНДАРТ РОССИИ м ос ж...»

«Византийские Отцы V-VIII веков. Протоиерей Георгий В. Флоровский. Текст приводится по изданию: Г. В. Флоровский. Восточные отцы V-VIII века (из чтений в Православном Богословском институте в Париже). Париж, 1933 г. + Добавления....»

«ТРАДИЦИОННАЯ КУЛЬТУРА И БУДДИЗМ В САМОИДЕНТИФИКАЦИИ БУРЯТ Т.Д. Скрынникова Данная работа направлена на выявление и осмысление природы и механизмов действия системы самоидентификации в бурятском обществе рубежа ХХ...»







 
2018 www.new.pdfm.ru - «Бесплатная электронная библиотека - собрание документов»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.