Содержание к диссертации
Введение
1. Состояние вопроса. Цель работы 8
1.1. Классификация способов извлечения железа из рудного сырья и их краткая характеристика 8
1.2. Многостадийные металлургические комплексы "руда - сталь" 19
Выводы по главе и цель работы 22
2. Сущность разрабатываемой технологии и принципиальные основы конструкции агрегата для ее реализации 24
2.1. Характеристика бакальской сидеритовои руды и возможности ее применения в доменном процессе 24
2.2. Сущность технологического процесса. 26
2.3. Описание принципиальных основ конструкции агрегата для реализации новой технологии 33
Выводы 38
3. Математическая модель процесса нагрева и плавления руды 40
3.1. Расчет процессов нагрева исходной шихты теплом отходящих газов 40
3.2. Определение избыточного объема газа 48
3.3. Математическая модель процесса расплавления нагретой и частично расплавленной шихты 3.3.1. Предварительное определение расхода угля 48
3.3.2. Предварительное определение количества оксидного расплава 49
3.3.3. Определение количеств компонентов, поступающих из всех материалов оксидный расплав 51
3.3.4. Определение расхода кислородного дутья и состава образующегося газа 52
3.3.5. Расчет теплового баланса 54
3.3.6. Уточненное определение расхода угля на стадии расплавления 55
3.3.7. Определение температуры оксидного расплава на стадии расплавления 56
4. Теоретические основы процесса прямого получения чернового железа из рудного сырья способом бескоксового жидкофазного восстановления .. -56
4.1. Общие положения 56
4.2. Возможные соотношения углерода и кислорода в металле, находящемся под окислительным шлаком 58
4.3. Определение требуемой активности FeO в оксидном расплаве 58
4.4. Определение требуемого восстановительного потенциала газовой фазы 61
4.5. Определение удельного расхода кислорода на окисление углерода угля 66
4.6. Определение коэффициента расхода кислорода на сжигание угля 67
4.7. Определение требуемого содержания FeO в оксидном расплаве 69
4.8. Основные итоговые показатели 72
Выводы 72
5. Математическое описание стадий восстановления 72
5.1. Математическая модель процесса неполного восстановления рудного расплава с получением чернового железа 72
5.1.1. Математическая модель протекающих в реакционной части процессов 72
5.1.1.1. Предварительное определение расхода угля 72
5.1.1.2. Предварительное определение количества оксидного расплава 75
5.1.1.3. Предварительное определение количества получаемого металла .76
5.1.1.4. Определение масс компонентов, поступающих из всех источников. 76
5.1.1.5. Определение масс компонентов металла 77
5.1.1.6. Определение масс компонентов оксидного расплава 77
5.1.1.7. Уточненное определение количества металла 78
5.1.1.8. Уточненное определение количества оксидного расплава 78
5.1.1.9. Определение состава газа и расхода кислородного дутья 78
5.1.1.10. Расчет теплового баланса реакционной части 80
5.1.1.11. Уточненное определение расхода угля 82
5.1.1.12. Определение температуры металла 83
5.1.2. Математическая модель процесса нагрева расплавов после частичного сжигания газа, поступающего в накопитель из реакционной камеры 84
5.1.2.1. Определение расхода кислородного дутья на дожигание и состав газов 84
5.1.2.2. Определение температуры металла 85
5.2. Математическая модель процесса полного восстановления с получением чугуна 86
5.2.1. Предварительное определение расхода угля 86
5.2.2. Определение количества флюса 88
5.2.3. Предварительное определение количества оксидного расплава 89
5.2.4. Предварительное определение количества металла 89
5.2.5. Определение количеств компонентов поступающих из шихтовых материалов 89
5.2.6. Определение масс компонентов металла 90
5.2.7. Определение масс компонентов оксидного расплава 90
5.2.8. Уточенное определение количества металла 91
5.2.9. Уточенное определение количества оксидного расплава
5.2.10. Определение состава газа и расхода кислородного дутья 91
5.2.11. Расчет теплового баланса 92
5.2.12. Уточенное определение расхода угля 94
5.2.13. Определение температуры металла в конце третьей стадии...95
5.3. Составление материального и теплового балансов для всей плавки в целом 96
5.3.1. Материальный баланс в целом на всю плавку 96
5.3.2. Тепловой баланс на весь процесс в целом 97
6. Установление математическим моделированием основных параметров технологии и технико-экономических показателей процесса 99
6.1. Установление основных параметров технологии 99
6.2. Определение энергоемкости и себестоимости получаемой продукции 107
Выводы 108
7. Экспериментальное определение некоторых параметров технологии бескоксового жидкофазного восстановления бакальских сидеритов 111
7.1. Экспериментальное подтверждение возможности получения малоуглеродистого продукта прямым восстановлением 111
7.2. Определение температуры плавления конечного шлака и подбор флюса для разжижения 115
Выводы 118
Общие выводы 119
Библиографический список
- Многостадийные металлургические комплексы "руда - сталь"
- Описание принципиальных основ конструкции агрегата для реализации новой технологии
- Определение количеств компонентов, поступающих из всех материалов оксидный расплав
- Определение требуемого содержания FeO в оксидном расплаве
Многостадийные металлургические комплексы "руда - сталь"
Процесс жидкофазного восстановления (ПЖВ, коммерческое название -"Ромелт") был заявлен в 1979 г. МИСиС. Основой процесса является восстановительная плавка, проводимая в одну стадию в плавильно-восстановительном агрегате (рис.1 Л). Суть процесса плавки состоит в восстановлении Fe из его оксидов, находящихся в шлаковой ванне с замешанным в ней углем. Ванна через боковые фурмы барботируется дутьем с кислородом. Образующийся восстановительный газ от пиролиза угля, его неполного сгорания до СО и прямого восстановления оксидов железа, дожигается над ванной до СОг и Н20 кислородсодержащим газом, подаваемым через второй ряд фурм. При этом обеспечивается дополнительный приход тепла в шлаковую ванну, необходимый для одностадийного протекания процесса восстановления. Основным недостатком одностадийного восстановления является относительно высокое содержание оксидов железа в шлаке из-за постоянного контакта его с еще не восстановленным расплавом. Следует отметить, что характерным для восстановления железорудного сырья с низким содержанием железа является большое количество шлака по отношению к металлу (более 1). Поэтому степень извлечения железа из шлака, являющаяся одним из основных показателей процесса, недостаточна, что приводит к существенным потерям железа и других ценных компонентов железосодержащего сырья.
Для обеспечения высокой степени извлечения железа из расплава при одноступенчатом восстановлении с использованием углерода, осуществляемом в агрегатах с одним рабочим объемом (камерой), необходимо наличие металла, насыщенного углеродом (чугуна), и газа, состоящего практически из 100 % СО. В таких условиях максимально возможное использование химической энергии углерода не будет превышать 28 %, так как его сжигание возможно только до СО.
При многоступенчатом жидкофазном восстановлении, осуществляемом в агрегатах с несколькими рабочими объемами (камерами), возможно значительное повышение использования химической энергии углерода в процессе. Так, например, двухступенчатое восстановление без снижения степени извлечения железа позволяет использовать образующийся газ (СО) в результате восстановления оксидного расплава во второй и первой ступени восстановления для нагрева и плавления шихтовых материалов за счет дожигания СО до СО2 на предварительной ступени. В результате возможно снижение расхода топлива и восстановителя.
На кафедре "Металлургия стали" МГМИ в 1984 году был разработан агрегат многоступенчатого бескоксового жидкофазного восстановления железорудного сырья, на который было получено авторское свидетельство [17]. Целью изобретения является снижение расхода топлива и увеличение выхода годного металла, а также возможность переработки руд, которые по тем или иным причинам не могут перерабатываться в доменной печи. Эта технология предусматривает деление процесса на части (стадии) во времени и пространстве, т.е. для ее реализации необходим многокамерный (многореакторный) агрегат, позволяющий создать благоприятные условия для решения той или иной конкретной технологической задачи.
В простейшем случае, когда из рудного сырья необходимо извлекать только железо, достаточно процесс делить на три части: 1. Нагрев и расплавление рудного сырья, т.е. подготовка его к жидкофазному восстановлению. 2. Основное восстановление железа с получением углеродистого продукта и шлака, содержащего не более 10 % FeO. 3. Возможно полное восстановление железа с получением чугуна. На рис. 1.2 приведен продольный разрез агрегата, позволяющего реализовать данный способ [17].
Загружаемая в камеру 2 шихта опускается в потоке газов, с температурой 1700...1900 С, плавится и частично восстанавливается до FeO. Часть газов идет на восстановление, а часть сжигается кислородом, подаваемым через фурму 4. Дефицит тепла может компенсироваться подачей дополнительного молотого угля через фурму 5.
Расплав по соединительному каналу перетекает в следующую камеру, где с помощью подвижной фурмы в расплав вдувают уголь и кислород. При этом содержание углерода в металле достигает 1,5...2,5 %, а остаточное содержание FeO в шлаке составляет около 10%.
Расплав по каналу перетекает в камеру завершающего восстановления. В этой камере эмульсия отстаивается, завершается восстановление железа из оксидного расплава, а металл науглероживается. Остаточное содержание FeO 1%.
Газы, образующиеся при восстановлении, через коллектор подаются в верхнюю часть первой камеры.
Данный процесс позволяет перерабатывать любые виды железорудного сырья, включая сталеплавильные шлаки и шламы газоочисток, при этом, обеспечивая высокую степень извлечения железа из шихтовых материалов
Описание принципиальных основ конструкции агрегата для реализации новой технологии
Оксидный расплав поступает на стадию предварительного восстановления 2 (см. рис. 2.1), где осуществляется неполное восстановление оксидов железа и науглероживание металла до содержания углерода от 0,03 % и более, в зависимости от требований к составу металла. Температура на этой стадии составляет 1600 С и более. Для этого в расплав вдувается уголь и кислород. Расход кислорода устанавливается таким образом, чтобы состав газовой фазы, образующейся в расплаве при горении угля, был нейтральным по отношению к продуктам плавки, чтобы обеспечить требуемое содержание углерода в черновом железе. Восстановление монооксида железа из расплава осуществляется за счет углерода угля и углерода, растворенного в металле.
Известно, что для обеспечения в металле содержания углерода 0,03 % (при температуре 1600 С) газовая фаза, нейтральная по отношению к железу и его монооксиду, должна иметь соотношение С02/СО около 0,1 и Н2О/Н2 около 0,47. Газ с такими соотношениями компонентов образуется при сжигании углеводородного топлива с коэффициентом расхода кислорода равным 0,54.
Расплав на этой стадии представляет собой шлако-металлическую эмульсию с большим количеством газовых пузырей, которая, поступая в специальную отстойную часть камеры, успокаивается, и происходит разделение металла от шлака. Технологический газ частично дожигается над расплавом. Слой оксидного расплава защищает металл от вторичного окисления. Температура расплавов увеличивается до 1650 С. Это позволит снизить расход угля на следующей стадии восстановления.
Получаемый металл выпускают, а оставшийся оксидный расплав поступает на следующую стадию. Отметим, что с этим металлом удаляется большая часть фосфора, а поэтому чугун, образующийся на следующей стадии, получается с содержанием фосфора не более 0,3 %.
На третьей стадии осуществляется завершающее восстановление оксидов железа из расплава до остаточного содержания не более 7 % и науглероживание металла до содержания углерода 4,0...4,5%. Для этого оксидный расплав продувают, углем и кислородом. Коэффициент расхода кислорода составляет около 0,5, что обеспечивает благоприятные условия для глубокого восстановления железа. Процессы, протекающие на этой ступени, осуществляются за счет физического тепла оксидного расплава, поступающего из предыдущей ступени, и дополнительного нагрева за счет частичного сжигания угля. Температура на стадии получения чугуна зависит от состава конечных шлаков. В нашем случае при использовании бакальких сидеритов с высоким содержанием MgO температура должна быть не ниже 1600 С, кроме того не обойтись без присадки разжижителя. На этой стадии в оксидный расплав подается кварцит.
Выпуск продуктов плавки осуществляется раздельно.
Технологические газы, образующиеся на стадиях восстановления, собираются в коллекторе. Часть этих газов, являющихся избыточными, уводят из агрегата и используют в других целях (для получения электроэнергии [57] или для плавления лома). Остальная часть газов поступает на стадию 1 (см. рис. 2.1), где их полностью дожигают. Тепло, выделяющиеся при горении газов, используется для расплавления порошкообразных материалов. Температура газов, поступающих в первую нагревательную камеру из второй, не должна превышать 1000 С, так как может произойти размягчение кусковых материалов (температура начала размягчения сидерита 1000 С [58]) и спекание их в нижней части нагревательной камеры.
Основные отличия предлагаемой технологии и агрегата для ее реализации от ранее разработанных с получением только высокоуглеродистого продукта сводится к следующему. 1. Добавлена камера шахтного типа для предварительного нагрева кусковой руды физическим теплом технологических газов. Она играет такую же роль, как верхняя часть шахты доменной печи, но более эффективно, поскольку технологические газы предлагаемого агрегата не содержат горючих компонентов СО и #2 (они сжигаются в камере нагрева и расплавления порошкообразных материалов), а в колошниковом газе доменной печей содержание СО и Н2 неизбежно. 2. Изменена конструкция камер для восстановления, добавлением отстойной части, которая обеспечивает разделение металла и шлака (оксидного расплава) и удаление их из восстановительной камеры раздельными потоками. Благодаря этому, становится возможным получение двух металлов технического железа на первой стадии восстановления и чугуна - на второй. 3. Изменена конструкция камеры нагрева порошкообразных материалов и расплавления всей массы рудного сырья добавлением копильной части, которая позволяет повысить надежность непрерывной работы агрегата и организовать дополнительный нагрев оксидного расплава, если возникает такая необходимость. 4. Большая часть железорудного сырья находится в кусковом виде, что не требует какой-то специальной подготовки ее к плавке.
Определение количеств компонентов, поступающих из всех материалов оксидный расплав
Основная конечная цель процесса - получение жидкого железа с возможно низким содержанием растворенного в нем углерода. Для этого необходимо ограничение растворения в получаемом металле углерода угля, используемого в качестве топлива и восстановителя.
Эта необычная для черной металлургии и достаточно сложная технологическая задача может быть решена путем частичного восстановления рудного расплава твердым углеродом с оставлением в расплаве оксидов железа столько, сколько необходимо для ограничения растворения углерода угля в восстановленном железе.
Если в восстановленном железе будет низкое содержание углерода (менее 0,05 %), то в нем будет высокое содержание кислорода (0,10 % и более), которое будет служить гарантией надежного ограничения восстановления из оксидного расплава кремния и других элементов, имеющих сродство к кислороду более высокое, чем железо. Таким образом, главной технологической задачей процесса прямого получения чернового железа из рудного сырья является обеспечение остаточного содержания (активности) оксидов железа в оксидном расплаве на уровне, достаточном для требуемого ограничения растворения углерода в жидком металле.
Для теоретического решения этой задачи целесообразно представить физико-химическую сущность процесса так: содержание углерода в металле зависит от концентрации кислорода в нем; концентрация кислорода в металле определяется активностью FeO в оксидном расплаве; активность FeO в оксидном расплаве находится в зависимости от соотношения СО и СОг в газовой фазе (восстановительного потенциала газовой фазы), регулирование которого возможно путем изменения коэффициента расхода кислорода на сжигание угля, вдуваемого в ванну в качестве топлива.
Принятие такой физико-химической модели позволяет сформулировать простое практическое правило: при прямом получении чернового железа из рудного сырья способом бескоксового эюидкофазного восстановления требуется строгое регулирование соотношения СО и СО в газовой фазе.
При установлении требуемого соотношения СО и С02 в газовой фазе следует иметь в виду следующее: недопустим как чрезмерно высокий, так и очень низкий окислительный потенциал газовой фазы, определяемый содержанием СО2. При чрезмерно высоком окислительном потенциале газовой фазы неизбежно уменьшение выхода металла (чернового железа), в пределе может быть исключено получение металла. В случае низкого окислительного потенциала выход металла увеличивается при одновременном повышении содержания в нем углерода, вплоть до насыщения (получения чугуна).
Общеизвестно, что в пирометаллургических жидкофазных процессах в общем случае решающее значение имеет взаимодействие трех фаз: жидкой металлической, жидкой шлаковой и газовой. По ходу процесса между этими фазами полного термодинамического равновесия не достигается. Однако некоторые частные процессы, характеризующие взаимодействие фаз, достигают равновесия или подходят к равновесию весьма близко. Поэтому при количественной оценке полноты протекания таких частных процессов вполне возможно применение их термодинамических характеристик, являющихся, как правило, хорошо изученными.
Как указывалось выше, ограничение содержания углерода в жидком железе возможно путем повышения содержания кислорода, так как при этом протекает реакция обезуглероживания [С] + [О J = {СО}. (1) Поскольку в рассматриваемой стадии восстановления взаимодействие металла и шлака протекает в условиях, близких к концу конвертерной плавки, можно принять, что соотношение содержаний кислорода и углерода в металле будет аналогично конверторному. Для конца кислородно-конвертерного процесса (температура 1600... 1650 С) зависимость фактического содержания кислорода, несколько превышающего равновесного, от концентрации углерода описывается эмпирическим уравнением [73, 74] [О] = 0,006 + . (4.1) [С] J Согласно формуле (4.1), при [С]=0,03 % [О]=0,11 %, а при [С]=1 % [О]=0,01 %. Зависимость (4.1) графически представлена на рис. 4.1.
Требуемая активность FeO в шлаке, обеспечивающая поддержание в металле содержание кислорода на уровне, необходимом для получения в металле желаемого содержания углерода, является главным параметром технологии получения чернового железа. 0, є о о. ос: о К w
Зависимость фактического содержания кислорода в металле от концентрации углерода в конце конвертерного процесса
Для ее определения можно воспользоваться величиной хорошо изученного коэффициента распределения кислорода между шлаком и металлом L0 [75], представляющим константу равновесия процесса (FeO) = [О J + [Fe], lgLo=lg Jj -2737, [О] Т где a (FeO) - активность FeO в шлаке. Из последнего уравнения находим (4.2) ,6320 .,„, ( 2,737) а, 4FeO)=[O]-10 т t (4.3) где Т- температура, К.
Последняя зависимость графически представлена на рис. 4.2, из которого видно, что с понижением температуры требуемая активность FeO в оксидном расплаве возрастает (при прочих равных условиях), что означает необходимость иметь конечное содержание FeO в шлаке больше. Следовательно, если есть необходимость увеличить выход чернового железа, то
Изменение требуемой активности FeO в шлаке при изменении концентрации углерода в металле и температуры (цифры у кривых, С) процесс восстановления необходимо вести при высоких температурах, когда термодинамическая активность FeO в шлаке возрастает. Для практики важнее знать зависимость a(Fe0) от желаемого содержания углерода в полученном металле. Установление этой зависимости возможно подстановкой в уравнение (4.3) значение [О] из зависимости (4.1) О 003 (6 2,737) a(FeO)=(0,006 + j)-10 . (4.4) Зависимость (4.4) графически представлена на рис. 4.3, из которого следует, что с увеличением содержания углерода в металле и температуры, требуемая активность FeO понижается. Для обеспечения в металле содержания углерода 0,03 % необходимо иметь активность FeO 0,46 (при 1600 С) и 0,57 (при 1550 С), а для поддержания содержания углерода в металле 0,5 % aFe0 составит 0,05 (при 1600 С) и 0,06 (при 7550 С).
Определение требуемого содержания FeO в оксидном расплаве
Полученные при математическом моделировании значения основных параметров нового процесса позволили определить энергоемкость и себестоимость получаемой металлопродукции и сравнить их с аналогичными показателями других металлургических агрегатов.
Энергоемкости металлопродукции (без учета использования негорючих отходов) нового способа (с использованием различных видов углей), обычного доменного чугуна и чугуна, получаемого процессом "Корекс", представлены в табл. 6.8 [92, 93].
Себестоимость металлопродукции разрабатываемого процесса с применением различных углей приведена в табл. 6.9.
Расчетная себестоимость одной тонны металлопродукции без учета расходов по переделу и общезаводских затрат составила 1180...1870руб [94]. Производственная себестоимость доменного чугуна и чугуна получаемого процессом "Корекс"за апрель 2002 г. составили соответственно 2360 и 2230 руб (из них расходы по переделу и общезаводские затраты составляют 400руб).
Бескоксовое двухступенчатое жидкофазное восстановление бакальских сидеритов с применением Воркутинского энергетического угля позволяет получать из 3 тонн сырой руды 815 кг чернового железа, 185 кг чугуна, 1200 кг шлака и 2960 м горячего восстановительного газа. По энергоемкости новая металлопродукция уступает доменному чугуну и сопоставима с энергозатратами процесса "Корекс". По себестоимости металлопродукция нового процесса дешевле доменного чугуна на 200...800руб (в зависимости от вида применяемого угля). Большой выход шлака не следует считать как недостаток процесса, поскольку кислый восстановленный шлак по химическому составу близок к граниту и может быть использован для производства синтетического гранита, а физическое и химическое тепло горячего технологического газа может быть использовано для производства электрической энергии.
Промышленное использование предлагаемой технологии будет способствовать повышению эффективности использования железорудного сырья и расширения сырьевой базы Южного Урала, снижению себестоимости продукции при сохранении энергоемкости на прежнем уровне.
Энергоемкость электроэнергии, тепло энергии и промышленной воды, расходуемых на получение 1 т металлопродукции (для бескоксового восстановления - проектные показатели [81]), а также энергозатраты на транспортировку исходных материалов. учтено физическое и химическое тепло образующихся технологических газов.
При моделировании существующих и разработке новых процессов жидкофазного восстановления, особенно его ступенчатого варианта, необходимо иметь данные о кинетических кривых: зависимостях содержания FeO в шлаке и содержании углерода в металле по ходу восстановления расплава. С этой целью были проведены две серии экспериментов.
Проведенные в первой серии экспериментов исследования процесса бескоксового жидкофазного восстановления Бакальских сидеритов заключались в моделировании процесса в печи сопротивления Таммана [95]. В качестве железосодержащей части шихты использовался измельченный сидерит, в качестве восстановителя - графит (20 % от массы шлака).
В этой серии экспериментов определялась зависимость содержания FeO в шлаке и углерода в металле от времени нахождения расплава в печи Таммана (рис. 7.1 и рис. 7.2). Исходная смесь из сидерита и графита загружалась в графитовые тигли. После расплавления шихты тигли выдерживались в печи при температуре 1550... 1600 С определенные промежутки времени.
Химические составы металла и шлака приведены в табл. 7.1 и 7.2. Обработка полученных данных методами парного корреляционного и регрессионного анализов показала [96], что между временем выдержки расплава в печи (г) и содержанием монооксида железа в шлаке (FeO) и углерода в металле [С] достаточно тесная статистическая связь, описываемая уравнениями: (FeO) = 15,037 .т--958\ корреляционное отношение равно 0,9817, Fpac4 Fma6jl; [С] = 0,2846 -1пт + 3,5549, корреляционное отношение равно 0,9798, FpaC4 Fma6}l. Приведенные зависимости являются достоверными с доверительной вероятностью 0,98.
