Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

Металлургия черных и цветных металлов

..pdf
Скачиваний:
60
Добавлен:
15.11.2022
Размер:
20.79 Mб
Скачать

МмЬняр

мяреОтеянЪi1 /1nwOmpU*- М?9Ий7/7МГ6

Ц

 

Р&77ф?/7?а

 

 

лмАфхш

& Ш /Я7П 7

 

/p q n frev

 

О щ ю ея

 

У/Г

 

Feo-Fe

2&Ю Г0

A&y7X7//£rf/7fiwe

|

j

 

 

Fe2Oj-Feo

CHt,

H20

/2i?

 

 

/яраЯяя? </&ля<7

//P//0ф№0УК

£/VM70

 

 

 

 

 

Рис. 111.4. Упрощенная схема модуля процесса X и Л

 

Процесс Хоялата и Лимина (X

и Л-процесс)

разработан

фирмой «Охалата и Ламина» (рис. III.4). Процесс восстанов­

ления

осуществляется в ретортах,

футерованных

изнутри и

снабженных нагревателями и охладителями. В реторту загру­ жают богатую чистую руду, а также подают газ-восстановитель, подогретый до 1370 К. Газ-восстановитель получают путем кон­ версии очищенного от серы природного газа водяным паром по

реакции: СН4+ Н 20 = ЗН2+ С0. После

конверсии газ содержит

58%

Н2, 14% СО, 21 % Н20

и 4—5%

С 02. Водяной пар уда­

ляют

в котлах-утилизаторах

и получают газ с 73 % Н2, 15—

16 %

СО и 6—7 % С02. Этот газ подогревают в трубчатых ре­

куператорах и направляют в реторты. Свежий газ-восстанови­ тель поступает вначале в^реторту первого цикла, в которой на­ ходится руда, предварительно восстановленная и подогретая до 900 °С. Восстановление в реторте этого цикла длится —2 ч. Выходящий из реторты газ проходит через конденсатор, где конденсируется водяной пар. Остающийся газ подогревается и подается в реторту второго цикла, где нагревается и частично восстанавливается свежая руда. Продолжительность этого цикла 2 ч. Газ, отходящий от этой реторты, используют для по­ лучения тепла и энергии. Перед выгрузкой продукта из реторт первого цикла через руду пропускают природный газ в течение 2—3 мин, при этом метан разлагается, и на губчатом железе отлагается сажистый углерод, что необходимо по условиям ста­ леплавильного передела продукта.

Продолжительность процесса в целом составляет 5 ч, сте­ пень восстановления готового губчатого железа 75—95 %. Рас­ ход природного газа на 1 т губчатого железа 450—600 м3 в зависимости от размеров реактора и эффективности утилиза­ ции тепла. Производительность установки до 500 т/сут.

Процесс восстановления оксидов железа газом-восстановителем является гетерогенным, и скорость такого процесса существенно зависит от величины поверхности реагирования. Восстановление тонкоизмельченного железоруд­ ного материала (например, концентрата) в кипящем слое обеспечивает высо­

ки

коразвитую удельную межфазную поверхность

реагирования газ — оксид.

Ц связи с этим в 50-е годы появился ряд процессов прямого получения

же­

леза, в основе которых был реактор с кипящим

слоем,— «Новальфер»,

«Аш-

айрон», сФиор» (США) и др. Однако эти процессы не получили промышлен­ ного развития по нескольким причинам. При низких температурах (ниже ten) железо получается пирофорным. В качестве восстановителя при этих темпе­ ратурах можно использовать только водород, причем его степень использова­ ния невелика. Если для увеличения скорости восстановления повысить темпе­ ратуру выше /Сп, то восстановленные частички спекаются, укрупняются и на­ рушается кипящий слой.

§ 4. Установки получения металла во вращающихся печах

Ряд способов прямого получения железа основан на использо­ вании вращающейся печи в качестве восстановительного реак­ тора. Шихтовые материалы, содержащие руду, и восстанови­ тель (уголь или коксик), а также известняк или доломит в ка­ честве десульфуратора загружают с одного конца печи (рис. III.5). С другого конца печи сжигают топливо. Материалы при вращении печи перемещаются от одного ее конца к другому. Продукты сжигания топлива движутся вдоль печи навстречу шихтовым материалам. При движении в печи шихтовые мате­ риалы нагреваются, и затем железо восстанавливается из окси­ дов. Газы, образующиеся при взаимодействии углерода с окси­ дами, дожигают, обеспечивая дополнительное поступление тепла и возможность регулирования температурного режима в печи. Восстановленное железо может быть получено в виде криц (сферических частиц), если температура в печи —1350 °С или губчатым (при температурах восстановления до П00 °С). После выгрузки из печи продукт охлаждают, подвергают маг­ нитной сепарации и используют как полупродукт для домен­ ных и электродуговых печей.

Процессы восстановления во вращающихся печах имеют ряд положительных сторон. Процесс этот достаточно гибкий. Можно использовать железорудное сырье с различными химиче­ скими и гранулометрическими составами, а также разные виды топлива. К недостаткам этих способов относятся сравнительно невысокая производительность, менее благоприятные условия теплопередачи, чем в шахтной печи, необходимость выдержи­ вать температурные пределы в зависимости от температуры размягчения шихты.

§ 5. Получение металла восстановлением оксидных расплавов

Получение металла восстановлением оксидных расплавов из­ давна привлекало внимание металлургов. При таком восстанов­ лении имеется ряд преимуществ по сравнению с твердофазным восстановлением оксидов и доменным процессом. Не требу-

Рис.

III.5.

Схема

получения

кричного железа

во вращающейся печи:

/ — зона

предварительного

подо*

грева;

// — зона восстановления; /// — зона крнцеобраэовання;

/ — установка для дробления руды; 2 — бун­

кер;

3 — смеситель

шихты;

4 — вращающаяся

трубчатая печь;

5 — бункер

угольной

пыли

н горелка; а —

ленточный

охладитель;

7 — шаровая

мельница;

8

— магнитный сепаратор;

Г —топливо;

Р — руда;

ПП

промпродукт

магнитной

сепарации;

Ш — шлак;

К

крица

 

 

 

 

 

ется окускование железорудных материлаов, не нужен дорого­ стоящий кокс, полагают, что не требуется обогащение руд, во многих случаях повышается гибкость процесса и ряд других

преимуществ.

В 50-е годы появился ряд проектов, разработок и установок по высокотемпературному восстановлению железа из распла­ вов. Восстановительный газ получают частичным сжиганием пылевидного угля, распыленного мазута или природного газа в воздухе, обогащенном кислородом. Количество окислителя подбирают таким, чтобы обеспечить восстановительную атмо­ сферу в продуктах сгорания. Дутье обогащают кислородом для того, чтобы получить достаточно высокую температуру факела. В последующем было несколько проектов и предложений по получению металла восстановлением оксидных расплавов, од­ нако практического применения они не нашли.

В последив, годы вновь возрос интерес к высокотемператур­ ным способам получения металла. Сформулированы основные принципы, определяющие конкурентоспособность процесса вос­ становления в расплаве по сравнению с доменным процессом. Процесс должен удовлетворять следующим условиям: должен быть таким, чтобы можно было использовать тонкоизмельченные руды или концентраты непосредственно, исключив про­ цессы агломерации или окомкования; обусловливать возмож­ ность использования наиболее дешевых из возможных топлив без физических или химических ограничений. При этом должно быть полное использование восстановительного агента, т. е. в отходящих газах не должно быть СО (Н2); вследствие высо­ ких температур отходящих газов' их объем должен быть мини­ мальным, чтобы избежать избыточных потерь тепла; должен быть легко управляем; должен работать при максимально воз­ можных скоростях, чтобы обеспечить максимальную удельную производительность при низких капитальных затратах; должен быть непрерывным, чтобы обеспечить хорошее управление и низкие капитальные затраты.

Рассмотрим несколько вариантов высокотемпературных про­ цессов. Восстановление оксидных расплавов, может быть осу­ ществлено в одну стадию или с предварительным восстановле­ нием железорудного сырья. Энергетическое обеспечение про­ цесса может быть за счет электроэнергии или сжигания топлива твердого (угля) .или газообразного. В качестве восста­ новителя используют уголь или газ. Способы восстановления в расплаве привлекают еще и тем, что можно использовать руду или концентрат, а также уголь любой крупности, в то.' числе и мелкий.

Представим ряд реакторов с теоретическими значениями энергетических и материальных расходных показателей. Пусть в реакторе имеется расплав железорудного концентрата. В ка-

 

д

<&SifJ**(7S,7%)

 

Нг 7777^(72,7%)

 

N2 ?4 7 м Зф % )

СаО 47кг

й

 

Я еем & J2 * е

MW0&//7&?/7?

 

 

 

7408к г

/&ГЛ77ХР

2070*3 cmvifif*

Ш ак270кг

 

 

Msma/м

 

 

| m o /re

 

 

Рис. I ll .6. Расходные показатели в реакторе с восста- новлением оксидных расплавов

 

 

еогм

М/мсродная

Л&//Ц&//77/Х7/7?

 

2f88/гг

 

 

СаО i

 

 

fJ79

 

zP fe

780

 

077

 

m s

%

Пр/7А'/77/7П

 

ll/ШК

4

г^Оип///Ц/у

 

KZ/cwqax?

087K0K7V

087кг

у/Ш Ш

7498*3

207

000

084

778

\Г \т *г

077

220

709

 

2J0

92

Рис. 111.7. Расходные показатели для реактора с восстанов* леннем в расплаве при различной степени возврата тепла от дожигания газа в расплаве; температура расплава 1720 К, температура отходящих газов 1870 К, цифры сверху вниз со­ ответственно для степени возврата в расплав тепла от дожи­ гания газов— 10, 20, 40, 100 %

честве восстановителя используется уголь, а энергетическое обеспечение процесса осуществляется за счет частичного (до СО) сжигания угля в кислороде. Температура расплава и тем­ пература отходящих газов 1720 К. Предполагаем, что догора­ ния СО и Н2 в реакторе не происходит и, следовательно, нет поступления тепла в реактор за их счет.

Расчетные (на 1 т железа) значения расходных показателей для этого случая приведены на рис. II 1.6. Совершенно очевидно, что в этом случае большое количество тепла выносится из ре­ актора с отходящими газами. Как следствие этого, большой удельный расход топлива. Снизить расход топлива можно, если дожигать с помощью кислорода газы, покидающие расплав, и непосредственно в реакторе использовать часть этого тепла в ванне расплава. Удельный расход топлива будет уменьшаться

§ 6. Двух- и многостадийные процессы

Рассмотренные процессы предусматривают осуществление про­ цесса восстановления расплава в одном реакторе. В то же время восстановление может быть проведено в две стадии и более. Фактически эта группа восстановительных процессов, осуществляемых в одном агрегате (например, в доменной печи), проводится в двух реакторах, каждый из которых регулируется независимо. Один (или более) реактор используется для пред­ варительного восстановления, плавильный реактор — для окон­ чательного восстановления и, кроме того, установка — для пре­ образования энергии. В этом случае используется физическая и химическая энергии отходящих газов. Это позволяет оптими­ зировать систему в целом для повышения ее экономичности.

ог

Рнс III 9. Схема

установки Инред:

3 — подвод первичного кислорода;

 

а

плавильная

камера;

4 ~~ от*оляшиеЬ'газы*

5 -п о д во д

вторичного кислорода;

6 — бункер рудного

к о ^ц ен тта; 7 -б у н кер известняк.;

бункер угля;

» - .о э .р . т ; 10 —

котел-утилизатор;

/i — компрессор

 

 

 

Существует целый ряд опытно-промышленных установок по реализации описанной выше схемы процесса.

Рассмотрим принципиальную схему процесса Инред (рис. III.9), разрабатываемую в Швеции с 1972 г. На первой стадии осуществляют нагрев и предварительное восстановление руды в охлаждаемой камере сгорания. Подаваемое топливо частично сгорает, частично подвергается коксованию. Из первого реак­ тора предварительно восстановленные и нагретые частицы руды вместе с частицами кокса поступают в плавильно-восста­ новительный реактор с графитовыми электродами. С шихтой подают также известняк. В верхнюю часть реактора подается кислород через сопла, расположенные так, что газовый поток с частицами руды и коксика закручивается, образуя вихревой поток по центру камеры.

Уголь частично сгорает в кислороде, а оксиды железа пла­ вятся и восстанавливаются до вюстита перед попаданием в зону окончательного восстановления. В зоне горения температура достаточно высокая ( —1900 °С). Несгоревший уголь попадает в зону окончательного восстановления в виде ококсованных гранул. Энергетическое обеспечение процесса осуществляется за счет сжигания угля, а в зоне окончательного восстановле­ ния— за счет электроэнергии, а также перегретых оксидов и излучения факела. Температура в зоне окончательного восста­ новления —1600 °С. Результатом быстрого плавления является то, что в зоне окончательного восстановления скапливается вяз­ кая масса из расплава вюстита с вкраплениями мелких ча­ стиц кокса, извести и губчатого железа. Восстановленный ме­ талл (чугун) периодически выпускают из печи. Чугун содер­ жит 3—4 % С, 0,5—1 % Si, 0,5—1 % Мп. Фосфор из руды полностью восстанавливается и переходит в чугун. В Инредпроцессе расходуется ~600 кг некоксующегося угля на 1 т ме­ талла. Этого количества угля достаточно для производства электроэнергии (400 кВт*ч/т) и кислорода, необходимых для процесса.

Рекомендательный библиографический список

Бардин И. П. и отечественная металлургия.— М.: Наука, 1983.— 285 с.

Гиммельфарб А. И., Кименов А. М., Тарасов Б. Г. Металлизация и эле:> гроплавка железорудного сырья — М.: Металлургия, 1981.— 152 с.

Тулин А. И., Кудрявцев В. С., Пчёлкин С. А. и др. Развитие бескоксовой металлургии.— М.: Металлургия, 1987.— 328 с.

. . . ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ Раздел I V В КОНВЕРТЕРАХ

Гл а в а 1. КИСЛОРОДНО-КОНВЕРТЕРНЫЙ ПРОЦЕСС

§1. Общая характеристика процесса

Конвертерный процесс является первым из промышленных спо­ собов массового производства жидкой (литой) стали. Он по­ явился раньше мартеновского и электросталеплавильного про­ цессов. Начиная с 1855—1878 гг., когда были осуществлены бессемеровский и томасовский процессы в конвертерах с дон­ ным воздушным дутьем, конвертерное производство длительное время было главным способом получения стали для машино­ строения, строительства и транспорта.

Отличительными особенностями конвертерного производства являются высокие скорости окисления примесей перерабаты­ ваемого жидкого чугуна при минимальной длительности про­ дувки (10—30 мин), простота конструкции конвертера и уп­ равления его работой, малые капитальные затраты на единицу продукции. Эти преимущества выявились уже в первых вариан­ тах конвертирования— бессемеровском и томасовском процес­ сах. В них же в определенной мере проявился рациональный подход к выбору способа производства по виду перерабаты­ ваемого сырья. Так, бессемеровский процесс, хотя и вынуж­ денно, применяли только для чугунов из руд с низким содер­ жанием фосфора и серы при достаточном содержании в этих чугунах кремния как главного источника тепла при бессемеро­ вании. Томасовский же процесс использовали для передела вы­ сокофосфористых руд (доля которых в европейских железоруд­ ных запасах была >28% ), в нем фосфор служил главным ис­ точником тепла.

По мере универсализации сталеплавильных процессов с ориентированием на сырье более широкого состава такой под­ ход несколько утратил свое значение. В настоящее время выбор схем и способов производства в зависимости от вида сырья вновь выступает на первый план. Это вызвано необходимостью комплексной переработки исходных материалов с извлечением возможно всех ценных компонентов.

Наряду с отмеченными выше преимуществами, классические конвертер­ ные процессы — бессемеровский и томасовский — имели и существенные недо­ статки, приведшие к их вытеснению другими сталеплавильными процессами. Конвертерный металл, выплавленный с применением воздушного дутья при недостаточно управляемом и малоактивном шлаковом режиме, перестал от­ вечать возросшим требованиям промышленности к стали повышенного каче­ ств. Недостатком конвертерной стали являлась ее склонность к хрупкости при низких температурах и холодной деформации, из-за высоких содержаний

в металле азота (0f0I0—0,015 %) наряду с повышенными содержаниями серы, фосфора и оксидов (неметаллических включений). Кроме того, в конвертерах с воздушным дутьем существенная часть приходной стороны теплового ба­ ланса расходовалась на нагрев азота. Это не позволяло использовать в кон­ вертерах заметных количеств металлолома, быстро накапливаемого промыш­ ленностью.

Большинство из указанных проблем частично решалось переходом на мартеновское и позже электросталеплавильное производство стали, хотя и требующие более сложного оборудования и больших капитальных затрат, но менее производительные

Возрождение и быстрое развитие конвертерного производ­ ства в последние 30—35 лет связаны с разработкой новых его вариантов, позволивших резко улучшить качество получаемого продукта, а также расширить рудную базу и значительно уве­ личить долю используемого металлолома. Начало этого воз­ рождения было обусловлено появившейся возможностью ис­ пользовать в конвертерах большие количества технического кислорода, получаемого фракционным сжижением воздуха на заводских кислородных станциях. Сохранение принципа подачи дутья снизу, применявшегося в классических процессах, не поз­ воляло перейти на продувку концентрированным кислородом без разбавителей из-за неудовлетворительной стойкости донных фурм. Кардинальным решением проблемы стало создание кис­ лородно-конвертерного процесса с использованием нового прин­ ципа продувки — подачи дутья из технически чистого кислорода сверху на ванну жидкого металла, перерабатываемого в кон­ вертере.

Впервые техническая возможность применения кислорода для продувки жидкого чугуна была показана Н. И. Мозговым в 1933 г. На основании про­

веденных исследований на опытных с 1936

г. и промышленном 12,5-т

конвер­

тере была отработана в 1945—1952 гг,

технология конвертерной

плавки

с подачей кислорода сверху через водоохлаждаемую форму практически в со­

временном варианте.

Соответствующие исследования были выполнены и

Э Австрии, начиная с

1949 г. Там же в в 1952—1954 гг. появились и первые

кислородно-конвертерные цехи с ЛД конвертерами вместимостью до 30 т. При использовании вместо воздуха технического кислорода, содержащего

97,5—99,5 % 0 2, резко снизилось содержание азота в конвертерной стали до пределов, обычных для мартеновского металла и ниже. Процесс оказался го­ раздо более гибким в отношении регулирования шлакового режима и возмож­ ностей удаления фосфора и серы по сравнению с томасовским процессом. Та­ ким образом на данном этапе была решена проблема повышения качества конвертерного металла и выплавки в конвертерах стали мартеновского сор­ тамента.

Одновременно с устранением недостатков классических способов конвер­ тирования кислородно-конвертерный процесс сохранил достоинства этих спо­ собов — высокую производительность, малые капитальны^ затраты, простоту оборудования и обслуживания конвертеров, хотя и привел к более интенсив­ ному дымообразованию и менее интенсивному перемешиванию металла в объеме (последнее сказалось в основном при переходе на конвертеры боль­ шой вместимости).

Кислородно-конвертерный процесс позволяет перерабаты­ вать чугуны, полученные из руд самых различных месторожде-