Технология производство чугуна

ВВЕДЕНИЕ Среди металлов чёрные металлы и, в первую очередь, железо, которое лежит в основе получения чугуна и стали, по своему значению занимают особое место. В обще мировом производстве металлов 90 % приходится на производство железа и его сплавов. Объём производства чугуна и стали является мерилом экономического развития государства. Преимущественным применением в самых разнообразных областях техники и в быту чёрные металлы обязаны своим ценными физическими и механическими свойствами, а также широкому распространению в природе железных руд и сравнительной простоте и дешевизне производства чугуна и стали. Производство чугуна в настоящее время в основном производится в доменных печах. Чугун является исходным материалом для получения стали, которая получается путём переработки чугуна в различных металлургических агрегатах. В настоящее время получил наибольшее распространение, и является доминирующим, мартеновский способ получения стали из чугуна. Изучение курса «Технология производства чёрных и цветных металлов и сплавов» даёт возможность будущему специалисту в области металлургии глубоко разобраться в теории и технологии производства чугуна и стали. 1 ТЕХНОЛОГИЯ ПРОИЗВОДСТВО ЧУГУНА 1.1 Руды и минералы Содержание железа в земной коре составляет 4,2 %. По своему распространению в земной коре оно занимает четвёртое место после кислорода ( 49,7 %), кремния (26 %) и алюминия ( 7,45 %). Железо в земной коре находится в соединении с кислородом и диоксидом углерода. Из числа минералов, в которых железо находится в земной коре, наибольшее распространение получили минералы, в которых железо содержится в виде следующих соединений: магнетит Fe3O4 (72,4 % Fe); безводный оксид Fe2O3 (70 % Fe); водный оксид (mFe2O3·nH2O) c различным количеством воды ( 52,3 – 62,9 % Fe) и карбонатом железа FeCO3 (48, 3 % Fe). Пустая порода в этих рудах представлена SiO2 и Al2O3. Руду, в которой железо находится в виде магнетита, называют магнитным железняком или магнетитовой рудой. Магнитный железняк обычно представлен крепкими, плотными кусковыми рудами. Он обычно содержит 55 – 60 % Fe. Магнетит можно рассматривать как смесь оксидов FeO·Fe2O3, содержащую 30,04 % FeO и 68,96 % Fe2O3. В природных условиях магнетит в той ли иной мер окислен. Для характеристики окисленности принято пользоваться отношением Fe(общ)/FeFeO. В чистом магнетите это соотношение равно 3. Обычно к магнитным железнякам относят руды, в которых это соотношение меньше 3,5. При отношении 3,5 – 7,0 руды относят к полумартитам, а при отношении более 7,0 к мартитам. Безводный оксид железа называют гематитом. Руды, содержащие гематит, называют красным железняком или гематитовыми рудами. В них содержится 1 – 8 % магнетита. Содержание железа в руде колеблется в пределах 55 – 60 %. Пустая порода представлена оксидами SiO2 и Al2O3. Водные оксиды железа представлены минералами лимонитом 2Fe2O3·3H2O и гетитом Fe2O3·H2O. Такие руды обычно называют бурыми железняками. В них содержится 37– 55 % Fe. Карбонат железа представлен в руде минералом сидеритом. Руды, содержащие сидерит, называют шпатовыми железняками. Содержание в них железа колеблется в пределах 30 – 40 % Fe. В промышленности используются также титаномагнетитовые руды, которые содержат минерал ильменит FeTiO3 в сочетании с магнетитом. В Казахстане имеются огромные запасы железных руд. В Кустанайской области расположены Соколовское, Сарбайское и Качарское месторождения магнетитовых руд. Их балансовые запасы составляют порядка 4 млрд. тонн. Содержание железа в рудах колеблется в пределах 43 – 48 %. Там же находятся месторождения бурых железняков с содержанием железа 35 – 38 %. Балансовые запасы руд составляют 9,8 млрд. тонн. В Восточно – Казахстанской области находятся большие запасы ильменитовых руд. 1.2 Подготовка железных руд к доменной плавке Железные руды служат сырьём для получения чугуна. Получение чугуна осуществляется в доменной печи. Тщательная подготовка железных руд к доменной плавке способствует увеличению производительности доменной печи и повышению качества получаемого чугуна. Сырьё для доменной печи состоит из двух компонентов: офлюсованного железорудного сырья и кокса. Крупность железорудного сырья должна быть не ниже 5 – 8 мм, а кокса не ниже 20 – 30 мм. Рекомендуется, чтобы диаметр самого крупного куска не превышал диаметр самого мелкого куска в два раза. Важной характеристикой железорудного сырья является содержание в нём железа. Повышение содержания железа в сырье на 1 % снижает расход кокса на 2–2,5 %. При этом на столько же возрастает производительность печи. Кроме того, повышение содержания железа в шихте снижает выход шлака. Для получения богатого железорудного сырья используется процесс обогащения железных руд. Из технико – экономических соображений поддерживается оптимальное содержание железа в железорудном сырье. Дело в том, что при повышении содержания железа в концентратах увеличиваются затраты на обогащение. Условно рост затрат с увеличением содержания железа в концентрате показан кривой СD на рисунке 1.1. В тоже время с увеличением содержания железа сокращаются затраты на проведение доменного процесса. Условно эта зависимость показана кривой AB. Пересечение кривых СD и AB в точке К указывают на оптимальную степень обогащения (К´). Пересечение этих кривых указывает на минимальную себестоимость получаемого в доменной печи чугуна. Для многих руд оптимальное содержание железа в концентрате колеблется в пределах 64–67 %. В зависимости от свойств добываемой руды применяют следующие методы подготовки руд к доменной плавке: дробление, сортировка, обогащение, усреднение, окускование. Крупность добываемой руды различна. При открытой разработке размер отдельных кусков достигает 1000–1200 мм, а при подземной – 300–800 мм. Поэтому руда подвергается дроблению. Размер крупности кусков дроблёной руды зависит от способов её дальнейшей переработки. Для доменной плавки крупность руды должна составлять 40 – 100 мм, для мартеновской плавки 20 – 40 мм, для агломерации 6 – 10 мм, для обогащения крупность руды не должна превышать 0,1 мм. Различают следующие стадии дробления руды: крупное дробление до получения кусков 100 – 350 мм, среднее дробление до получения кусков Рисунок 1.1 - Графическое определение оптимального содержания железа в железном концентрате. 40 – 60 мм, мелкое дробление до кусков 6 – 25 мм, измельчение до размеров частиц до 1мм,и тонкое измельчение до частиц размером менее 1 мм. Крупное, среднее и мелкое дробление осуществляется в дробилках. В основе всех способов дробления лежат процессы раздавливания, истирания , раскалывания и удара или их сочетания ( рисунок 1. 2). а – раздавливание; б – истирание; в – раскалывание; г – удар Рисунок 1.2 - Принцип основных способов дробления. Для крупного и среднего дробления используются щековые дробилки, конусные и молотковые дробилки. Для среднего и мелкого дробления используются валковые дробилки. Для измельчения раздробленной руды используют шаровые мельницы и мельницы безшарового помола типа «Аэрофол». В последнем случае крупные и мелкие куски руды вместе со сжатым воздухом вводят во вращающийся барабан. Крупные куски играют роль дробящих шаров. Измельчённая руда уносится воздухом и скапливается в пылеуловителях. Сортировка железосодержащих материалов осуществляется грохочением и классификацией. Грохочение представляет собой процесс разделения с использованием сит и решёток. Материал, поступающий на грохочение, называют исходным, оставшийся на сите – надрешётным продуктом, а прошедший через сито – подрешётным продуктом. Устройства для грохочения называют грохотами. Основным рабочим звеном грохота является сито. Широкое распространение в промышленности получили грохоты с колебательным движением решета. Более ограниченное распространение имеют грохоты с неподвижным решетом, а также барабанные, валковые и роликовые грохоты. Классификация представляет собой процесс разделения материала на основе разности скоростей падения зерен, которые различаются по крупности, в воздухе или в какой - либо жидкости. В соответствии со средой, в которой происходит разделение, различают воздушную и гидравлическую классификацию. Классификация основана на том, что в любой вязкой среде крупные зёрна падают с большей скоростью, чем более мелкие. Наиболее широкое применение в практике металлургического производства нашла гидравлическая классификация. Из всех разновидностей гидравлических классификаторов наибольшее распространение получил спиральный классификатор. Он выполнен в виде наклонного жёлоба, внутри которого находятся продольные вращающиеся спирали. В жёлоб подают рудную пульпу, Крупные частицы пульпы оседают на дне жёлоба и выносятся через верх жёлоба вращающимися спиралями. Мелкая фракция руды вместе с водой сливается из нижнего конца жёлоба. Добываемая руда часто не отвечает требованиям доменной плавки по содержанию в ней железа и поэтому нуждается в обогащении. Обогащением называют процесс обработки полезного ископаемого с целью повышения концентрации полезного компонента за счёт отделения рудного минерала от пустой породы. В результате обогащения получают готовый продукт – концентрат, который более богат по содержанию полезного металла, чем исходная руда и остаточный продукт – хвосты, более бедные по содержанию ценного металла, чем руда. Конечный продукт обогащения характеризуется степенью извлечения полезного металла: ε = (1.1) где ε – степень извлечения, %; α - содержание извлекаемого элемента в исходной руде, %; β – содержание извлекаемого элемента в концентрате, %; γ – выход концентрата, % от массы исходной руды. Выход концентрата в процессе обогащения определяется из уравнения: γ = ·100 (1.2) где - содержание извлекаемого элемента в хвостах, %. На практике используются самые различные способы обогащения. Одним из них является промывка. Промывка представляет собой процесс разрушения и диспергирования глинистых и песчаных пород. При обогащении промывкой потоки воды размывают и уносят и песчаные частицы, а также мелкие частицы руды. Промывке подвергается, как правило, крупнокусковые руды. К ним относятся бурожелезняковые руды и мартитовые руды. Основными агрегатами для обогащения промывкой служат бутары, скрубберы, корытные мойки и промывочные башни. Бутара представляет совращающийся барабан с решётчатой поверхностью. Руда поступает внутрь барабана и движется вперёд, скользя и перекатываясь по его стенкам. Вода с разрыхлённой частью пустой породы и мелкими зёрнами руды проходит через отверстия, а крупный промытый материал выгружается через разгрузочный конец барабана. Основным недостатком бутары является высокий расход воды, составляющий 3 – 5 м3 на 1т руды и относительно высокое содержание железа в хвостах, которое составляет 25 – 26 %. Выход годного продукта составляет 75 % . Корытная мойка представляет собой наклонное корыто длиной 2,6 –7,8 м, шириной 0,8 – 2,7 м и глубиной в нижней части до 2,1м. По продольной оси корыта расположены два вала с лопастями, которые вращаются в противоположные стороны с частотой 8 – 20 об/мин. Материал поступает в нижнюю часть корыта, на 2/3 заполненную водой, и передвигается лопастями навстречу струе воды, которая подаётся под давлением в верхнюю часть корыта. С одного конца корыта избыток волы уходит в слив, унося с собой пустую породу, а с другого конца промытая руда выдаётся лопастями. При гравитационном обогащении минералы разделяются по плотности. Для обогащения железных руд применяют мокрую гравитацию, которая осуществляется в отсадочных машинах. В качестве жидкости обычно используют воду. При мокрой отсадке зёрна различного удельного веса расслаиваются под де1ствием струи воды, пульсирующей в вертикальном направлении. При этом лёгкие зёрна вытесняются в верхний слой, а более тяжёлые осаждаются внизу. Часто используют гравитационное обогащение в тяжёлых средах. В этом случае руду погружают в жидкость, плотность которой больше плотности пустой породы. В этом случае частицы пустой породы всплывают, а зёрна рудного минерала осаждаются на дне. При обогащении железных руд в качестве жидкой среды используют тяжёлые суспензии, которая представляет собой взвесь твёрдого тела в воде. В качестве твёрдого тела используют ферросилиций. Наиболее распространённым способ обогащения железных руд является магнитная сепарация. Она основана на различии магнитных свойств железосодержащих материалов и частиц пустой породы. Магнитное обогащение осуществляют в специальных аппаратах, которые называют магнитные сепараторы. Для магнитного обогащения наиболее удобны магнетитовые руды, так как магнетит характеризуется большой магнитной восприимчивостью. Процесс обогащения таких руд можно вести в сепараторах с небольшой напряжённостью магнитного поля (40 -100 кА/м). При обогащении маркитов магнитное поле должно быть в два раза больше, а при обогащении гематитовых руд, бурых железняков и шпатовых железняков магнитное поле необходимо увеличивать в 4 – 16 раз (160 – 1600 кА/м). Поэтому гематитовые руды и бурые железняки перед магнитной сепарацией целесообразно подвергать магнетизирующему обжигу, при котором оксид железа Fe2O3 частично восстанавливается до Fe3O4: 3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2 (1.3) По конструктивным признакам различают сепараторы барабанные, ленточные, шкивные, роликовые и кольцевые. Наибольшее распространение получили барабанные сепараторы. Схема устройства и принцип работы барабанного сепаратора для сухого обогащения показана на рисунке 1.3. Внутри вращающегося барабана, изготовленного из немагнитной стали, закреплены неподвижные электромагниты. Обогащаемую руду с помощью питателя подают на верхнюю часть барабана. Частицы магнетита, двигаясь по поверхности барабана, попадают в зону действия магнита и притягиваются к поверхности барабана. После выхода из зоны действия магнита они под действием силы тяжести падают вниз в приёмныё буккер. Немагнитные частицы пустой породы, двигаясь по поверхности барабана, достигают положения, когда его поверхность перестаёт быть опорой, и ссыпаются в бункер для пустой породы. Барабанные сепараторы для мокрого обогащения подразделяются на три типа: с прямоточной, противоточной и полупротивоточной ваннами. Тип барабана определяется в зависимости от направления подачи руды и её движения по отношению к направлению вращения барабана. Для обогащения руд крупность 0 – 6 мм применяются сепаратор с прямоточной ванной, для руд крупность 0 – 2 мм применяются сепараторы с противоточной ванной, а для руд < 2мм – с полупротивоточной ванной. Для обогащения слабомагнитных руд нашли применение валковые сепараторы с сильным магнитным полем. В них пульпа проходит через сильное магнитное поле (1300кА/м), которое создаётся между двумя полюсами. Для обогащения тонкоизмельчённых (< 0,8мм) слабомагнитных руд применяются полиградиентные сепараторы с сильным магнитным полем. В них рабочее пространство между магнитными полюсами заполняется стальными шарами. В точке касания шаров возникает высокая напряжённость магнитного поля. При пропускании через это поле пульпы 1 –барабан из немагнитной стали; 2 – неподвижные электромагниты. Рисунок 1.3 - Схема магнитного сепаратора для обогащения крупных руд из неё выпадает магнитный материал. Для обогащения железных руд применяют также флотацию. Под флотацией понимают метод обогащения основанный на различии физико – химических свойств поверхностей различных минералов. Для обогащения обычно применяют пенную флотацию. Она основана на том, что одни минералы в водной среде не смачиваются водой (гидрофобные тела), прилипают к пузырькам воздуха, всплывают и флотируют на поверхности, образуя минерализованную пену. Другие минералы смачиваются водой (гидрофильные тела) и не прилипают к воздушному пузырьку. Они не всплывают и остаются в пульпе. Для повышения эффективности флотации используются флотационные реагенты: коллекторы (собиратели), регуляторы и вспениватели. Коллекторы – это органические вещества, которые избирательно адсорбируются на поверхности минералов. Они усиливают гидрофобные свойства минералов. Каждому минералу отвечает определённый коллектор. Регуляторы – это реагенты, усиливающие процесс флотации (активаторы), и подавляющие этот процесс ( депрессоры). Вспениватели способствуют созданию обильной минерализованной пены. В результате флотации получают два продукта: пенный продукт и хвосты. Пенный продукт обычно состоит из зёрен полезных минералов. Такой процесс называется прямой флотацией, Однако бывает и так, что полезный продукт переходит в хвосты, а минералы пустой породы всплывают вместе с пеной. В этом случае процесс называется обратной флотацией. Флотационные машины делят на три вила: механические, пневматические м комбинированные. В механических машинах для перемешивания пульпы и засасывания воздуха используют механические мешалки. В пневматических машинах воздух подаётся по специальным трубкам под небольшим давлением. В комбинированных машинах перемешивание пульпы осуществляется мешалками с дополнительной подачей воздуха. Наибольшее распространение получили механические флотационные машины. Принцип действия такой флотационной машины представлен на рисунке 1.4. 1 –вал мешалки; 2 – труба для загрузки пульпы; 3- вращающийся гребок для снятия пены; 4- перегородка, отделяющая пену от пульпы; 5 – отверстие для выпуска хвостов; 6- мешалка. I - зона перемешивания и аэрации; II - зона разделения пенного продукта и хвостов; III- зона концентрации минерализованной пены. Рисунок 1.4 - Схема устройства механической флотационной машины. Химический состав железных руд непостоянен, поэтому при дроблении разные руды будут иметь различный гранулометрический состав. Неоднородность химического и гранулометрического состава отрицательно сказывается на показателях работы доменной печи. Например, увеличение мелочи (<3 мм) в шихте на 10 % увеличивает расход дорогостоящего кокса на 4 -67%. Вопросы оптимизации гранулометрического состава решаются путём дробления агломерата и отсеивания от него мелкой фракции окускованной руды. Вопросы усреднения руд по химическому составу решаются на складах, где хранят руды перед их агломерацией или окускованием. Усреднение здесь обеспечивается за счёт формирования рудного штабеля горизонтальными слоями и забора шихты из штабеля поперёк его слоёв. Окускование шихты - это процесс превращения мелких железорудных материалов в куски необходимых размеров, переработка которых значительно улучшает показатели работы металлургических агрегатов. Для подготовки сырья к доменной плавке применяются два метода окускования: агломерация и окомкование. Агломерация – это процесс окускования мелких руд, концентратов и колошниковой пыли путём спекания за счёт сжигания топлива в слое спекаемого материала. Наибольшее распространение получили ленточные агломерационные машины. Ленточная агломерационная машина представляет собой металлическую раму, по которой движутся, приводимые в движение передней звёздочкой тележки (паллеты). Паллета – это опирающаяся на четыре ролика колосниковая решётка с продольными бортами. Под паллетами расположены вакуумные камеры, в которых с помощью эксгаустера (насоса) создаётся разрежение. Схема устройства ленточной агломерационной машины представлена на рисунке 1.5. 1- звёздочка, приводящая в движение паллеты; 2 - паллета; 3 – питатель для укладывания мелкой фракции агломерата на паллету; 4 – питатель для укладывания на ленту шихты; 5 – зажигательный горн для зажигания кокса; 6- вакуум – камера; 7- холостая звёздочка; 8 – камера для улавливания пыои; 9 – эксгаустер; 10 – дымовая труба. Рисунок 1.5 Схема устройства агломерационной машины. В настоящее время агломерации подвергается руда с добавкой флюса и кокса. В качестве флюса используется карбонат кальция. Известняк добавляют к руде в таком количестве, чтобы отношение составляло порядка 1,0 – 1,4, что отвечает 20- 30 %. Количество мелкого агломерата составляет 20 – 30 %. Расход кокса колеблется в пределах 4 -5 %. В результате получают так называемый офлюсованный агломерат. Для того, чтобы начался процесс спекания шихты необходимо искусственное воспламенение топлива. Для этого с помощью зажигательного горна разогревают верхний слой шихты до 1200 - 1300 оС. В результате просасывания воздуха процесс горения в слое шихты продолжается. Высота зоны горения составляет порядка 20 мм. По мере горения топлива она передвигается сверху вниз со скорость 20 – 30 мм/мин. Горение топлива осуществляется по реакциям: С + 0,5О2 = СО и С + О2 = СО2 (1.4) В отходящих газах отношение СО2/СО составляет 4 -6. В зоне горения температура достигает 1400 – 1500 оС. При таких температурах происходит диссоциация известняка, пирита, сульфатов, окисление сульфидов и восстановление оксидов железа: СаСО3 = СаО +СО2 (1.5) FeS2 = FeS + 0,5O2 (1.6) CaSO4 = CaO + SO3 (1.7) BaSO4 = BaO + SO3 (1.8) 3FeS + 5O2 = Fe3O4 + 3SO2 (1.9) 3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2 (1.10) Fe3O4 + CO = 3FeO + CO2 (1.11) Образующиеся оксиды СаО, FeO, Fe3O4 и находящиеся в шихте SiO2, Fe2O3, Fe3O4, Al2O3 и др. вступают между собой в химическое взаимодействие и образуют различные легкоплавкие соединения, которые расплавляются. Образующаяся жидкая фаза пропитывает твёрдые частицы шихты. В процессе затвердевания образуется твёрдый пористый продукт, который представляет собой агломерат. Состав агломерата для разных заводов колеблется в пределах, %: Feобщ. - 47 -58; FeO – 9 -17; Mn – 0,2 – 0,6; SiO2 – 8 – 13; СаО – 8 -17; - Al2O3 – 1,0 – 2,5; MgO – 1- 3; S – 0,03- 0.1. Окомкованию (окатыванию) подвергаются тонко измельчённые железорудные концентраты, полученные после глубокого обогащения бедных железных руд. Процесс производства окатышей состоит из двух стадий: 1) получение сырых окатышей; 2) упрочение окатышей. Технологическая схема производства окатышей приведена на рисунке 1.6. Исходная для окатывания шихта состоит из возврата (некондиционные окатыши), концентрата, а в случае получения офлюсованных окатышей известняка и связующего вещества. В качестве связующего вещества используется мелкодисперсная глина (бентонит) в количестве 0,5 – 1,5 %. Шихта подаётся в смесительный барабан, где подвергается тщательному перемешиванию и поступает на грануляцию. В грануляторе смесь увлажняется до 8 – 10 % и окатывается в гранулы. Размер гранул колеблется в пределах 10 - 20 мм. I- зона сушки; II- зона обжига; III – зона охлаждения; 1- бункера для составляющих шихты; 2 – конвейер для сбора шихты; 3- смесительный барабан; 4 - бункер для бентонита; 5 – тарельчатый гранулятор; 6 – ленточная обжиговая машина; 7 – вентилятор; 8 – грохот. Рисунок 1.6 Технологическая схема производства окатышей. Окатывание осуществляется в тарельчатых грануляторах. Диаметр чаши составляет 5,5 – 7,0 м. Наклон тарели составляет 40 – 60о, скорость вращения 6 – 9 об/мин. Сырые окатыши из гранулятора поступают на ленточную конвейерную обжигательную машину, подобную агломерационной машине. На машине гранулы последовательно подвергаются процессам сушки, обжига и охлаждения. Сушка гранул осуществляется за счёт тепла оборотных газов, которые отводятся от отходящих газов машины в районе зоны обжига. В зоне сушки поддерживается температура 220 – 400 оС. В этой зоне происходит практически полное удаление влаги. Если влага из окатышей не будет полностью удалена, то в зону окисления будут поступать влажные окатыши. Здесь они будут разрушаться из – за бурного испарения из них влаги. В результате ухудшится газопроницаемость шихты и процесс обжига нарушится. В зоне обжига поддерживается температура 1200 - 1350 оС. Эта температура поддерживается за счёт сжигания газообразного или жидкого (мазута) топлива. Расход природного газа составляет 21 – 45 кг на тонну окатышей. Процесс упрочения окатышей осуществляется преимущественно за счёт твёрдофазного спекания. Твёрдофазное спекание начинается при температурах 800 – 900 оС. При этих температурах поверхность твёрдых частиц размягчается и в метах контакта они свариваются. Жидкофазное спекание начинается при температурах 1200 1350 оС. При этих температурах появляются участки жидкой фазы. Жидкая фаза смачивает твёрдые частицы и и при затвердевании скрепляет их. Оптимальное количество жидкой фазы в процессе обжига окатышей составляет 12-20 %. В зоне охлаждения окатыши охлаждаются принудительно подаваемым через колосниковую решётку воздухом. Охлаждённые окатыши подвергаются грохочению, где происходит отделение мелкой фракции. Мелкая фракция (< 5 мм) возвращается в голову процесса, а крупная фракция поступает на плавку. Состав окатышей разных заводов колеблется в следующих пределах: Fe – 58 -67; SiO2 – 3,3 – 12; CaO – 0,1 – 4,8; Al2O3 – 0,2 – 1,1; MgO – 0,2 – 1,1; S – 0,001- 0,08; P – 0,007 – 0,01. Основность ( ) окатышей колеблется в пределах 0,4 – 1,25. Крупность окатышей должна составлять 5 – 18 мм. Допустимое содержание мелкой фракции ( < 5 мм) должно быть не более 3 %. По сравнению с агломератом производство окатышей характеризуется меньшим отсевом мелочи, дополнительным расходом топлива. Основным преимуществом окатышей является их прочность в обычных условиях. Это позволяет транспортировать окатыши на большие расстояния без их разрушения. 1.3 Доменный процесс 1.3.1 Устройство доменной печи Доменная печь представляет собой мощный и производительный агрегат, который перерабатывает огромное количество шихты и дутья. Современная мощная доменная печь за одни сутки в состоянии переработать около 23000 т шихты, 18000 т дутья, 1700 т природного газа и выдать 12000 т чугуна, 4000 т шлака и 27000 т колошникового газа. Доменная печь относится к печам шахтного типа. Профиль современной доменной печи приведён на рисунке 1.7 Размеры частей печи принято рассчитывать исходя из полезного объёма печи. Полезным объёмом V называют объём рабочего пространства от оси чугунной летки до уровня засыпки на колошнике. Печь также характеризуется полной и полезной высотой. Полная высота печи Н представляет собой расстояние от оси чугунной летки до верха колошника. Полная высота печи связана с полезным объёмом уравнением: Н = 5·55·V0,24 (1.12) 1- колошник; 2- шахта; 3 – распар; 4 – заплечики; 5 – горн. Рисунок 1.8 Профиль современной доменной печи Полезная высота печи Н1 представляет собой расстояние от оси чугунной летки до уровня засыпки на колошнике и определяется из выражения Н1 = 0,88Н (1.13) Высоты и диаметры (м) отдельных частей печи могут быть рассчитаны по уравнениям: для горна hг = 0,1H и dг = 0,321·V0,45 (1.14) для распара hр = 0,07H и dр = 0,59·V0,38 (1.15) для шахты hш = 0,63H - 3,2 (1,16) и для колошника hк = 0,08H и dк = 0,59·V0,33 (1.17) Устройство печи представлено на рисунке 1.8. Сверху в печь непрерывно загружают шихтовые материалы: агломерат(окатыши), руду, кокс. В результате протекающих в печи процессов шихта медленно опускается вниз. Время пребывания шихты в печи составляет 4 – 6 часов. 1- фундамент; 2 – колошник; 3 – летка для выпуска чугуна; 4 – чугунные желоба; 5 – фурменные устройства, 6 – кольцевой воздухопровод; 7 – мараторное кольцо; 8 – футеровка; 9 – стальной кожух; 10 – колошник; 11-большой конус; 12 – малый конус; 13- вращающийся механизм засыпного устройства; 14 – приёмная воронка; 15,19 – газоотводы; 16 – скип; 17 – воронка; 18 – наклонный мост для скипового подъёмника; 20-воронка( чаша); 21 – летка для выпуска чугуна; 22 – рабочая площадка. Рисунок 1.8 Устройство доменной печи В нижнюю часть печи на уровне верха горна через фурмы подают дуть- нагретый воздух. У фурм за счёт кислорода дутья кокс сгорает с выделением тепла. Образующиеся горячие газообразные продукты горения движутся через столб шихты вверх и нагревают шихту. Время пребывания газов в печи составляет 3 – 12 с. При опускании нагревающейся шихты в ней из оксидов восстанавливается железо. Восстановленное железо науглероживается, расплавляется и каплями стекает в горн, образуя чугун. Невосстановившиеся оксиды шихты в нижней части шахты и распаре расплавляются и образуют шлак, который также стекает в горн. Накопившиеся в горне чугун и шлак, имеющие температуру 1450 – 1500 оС, периодически выпускают через чугунные и шлаковые летки. Печь опирается на фундамент 1, большая часть которого заглублена в землю. Снаружи печь заключена в сплошной кожух 9. Внутри кожуха находится футеровка 8 , охлаждаемая холодильниками, которые крепятся к внутренней части кожуха. В нижней части печи находятся летки 3 для выпуска чугуна и летки 21 для выпуска шлака. Вокруг печи проложен кольцевой футерованный воздухопровод 6, в который подаётся нагретое дутьё. Выше колошника 10 печи находится колошниковое устройство, включающее газоотводы 15,19, служащие для отвода из печи доменного газа. Тяжесть кожуха и футеровки верхней части печи передаётся на фундамент через мараторное кольцо 7 и колонны 2. Выпускаемый из печи чугун через летки 3 расплавленный чугун поступает в чугунные желоба 4 и по ним в чугуновозные ковши. Выпускаемый через летки 21 расплавленный шлак по расположенным на рабочей площадке 22 шлаковым желобам стекает в шлаковозные ковши либо на установки для грануляции шлака. 1.3.2 Распределение шихтовых материалов Доменная печь является агрегатом непрерывного действия. Темнее менее, загрузка шихтовых материалов в печь осуществляется периодически. Загрузка шихты осуществляется в колошниковом устройстве. В настоящее время большая часть доменных печей оборудована двух конусными засыпными аппаратами. Схема устройства двух конусного загрузочного устройства приведена на рисунке 1.9. Подача шихты к колошниковому устройству осуществляется мощным скиповым подъёмником, тележки 7 которого движутся по рельсам 8 наклонного моста 9. Грузоподъёмность одной скиповой тележки составляет порядка 30 -150 тонн. В крайнем верхнем положении 7 скиповая тележка опрокидывается. При этом порция шихты высыпается через приёмную воронку 10 на поверхность малого конуса 4. После этого малый конус опускается вниз и шихта просыпается на поверхность большого конуса 1. После просыпания шихты на поверхность большого конуса малый конус сразу же поднимается. Таким же образом на поверхность большого конуса загружают 2 – 6 скипов. Затем при поднятом верхнем малом конусе опускают большой конус и шихта просыпается в печь. После этого большой конус поднимается. Затем на большой конус набирают новую подачу. При этом перед каждым опусканием малого конуса он с воронкой 10 поворачивается на 60 о. Загрузив эту подачу в печь путём опускания большого конуса, на него набирают следующую подачу. Однако пред каждым опусканием малого конуса он с воронкой поворачивается на 120 о. При следующей загрузке шихты на большой конус малый конус перед его опусканием поворачивается на 180о и т.д. Благодаря такому вращению загружаемая шихта попадает не в одно место под наклонным мостом 9, а более или мене равномерно распределяется по периферии колошника. 1- большой конус; 2 – воронка (чаша); 3 – штанги; 4 - малый конус; 5 – полая трубчатая штанга; 6 – приёмная воронка; 7 – скип; 8 – рельсы наклонного скипового моста; 9 – наклонный скиповый мост; 10 – воронка Рисунок 1.9 Схема устройства двухконусного загрузочного аппарата Поворот малого конуса на определённый угол осуществляется с помощью вращающегося распределителя. Подача материалов шихты агломерата и кокса может быть совместной, раздельной и расщеплённой. При совместной подаче агломерат и кокс одновременно накапливают на большом конусе и затем одним опускание большого конуса загружают в печь. При раздельной подаче загрузка агломерата осуществляется одним опусканием большого конуса, а загрузка кокса другим. При расщеплённой подаче загрузка также осуществляется в два приёма, но в каждой полуподаче есть и агломерат и кокс. В момент опускания большого конуса между стенками воронки 2 и конусом 1 образуется кольцевая щель. Большие куски застревают в щели, образуя неустойчивые динамические своды. Поэтому в начальный момент в печь высыпаются небольшие порции мелкого материала. Они падают почти вертикально вниз или уносятся встречным газовым потоком вверх. По мере опускания конуса щелевой зазор увеличивается. По мере увеличения щели между стенками воронки конусом в печь начинают ссыпаться куски шихты, лежащие выше. По мере опускания большого конуса масса шихты разрыхляется и в печь начинает ссыпаться материал, который опирался на стенки воронки. Ссыпание материала лежащего на конусе начинается позднее и заканчивается быстрее, чем закончится опускание конуса. Куски шихты, различающиеся по своему размеру, падают на уровень ранее загруженной шихты по различным траекториям. Крупные куски описывают более пологие траектории, чем мелкие, так как скатываются с конуса с большей скоростью. Таким образом, в сечении печи происходит распределение материала по крупности. Более крупные куски располагаются по периферии сечения, а более мелкие располагаются ближе к центру. Исключительно важное значение имеет поведение материалов во время и после загрузки их в печь. Шихта может попасть сразу непосредственно на поверхность ранее засыпанного слоя, либо после удара о стенку колошника. Если материал попадает сразу на слой раннее засыпанной шихты, то он может остаться на месте или скатиться к стенке либо к центру печи. Если же материал при загрузке в печь ударяется о стенки колошника, то его куски попадают ближе к оси печи. Независимо от того, каким образом материал попадает в печь, после его накопления на поверхности шихты всегда образуется гребень с двумя откосами. Новые порции материала, ударяясь о гребень или откос, скатываются в одну или другую сторону в зависимости от места падения. Расположение гребня в печи зависит от соотношения диаметров печи и большого конуса. Если разность диаметров не велика, то материал при загрузке попадает непосредственно к стенам. Для управления распределения агломерата и кокса по сечению колошника используют следующие приёмы; изменение массы подачи; ступенчатое изменение уровня засыпи на колошнике; неполное опускание большого колокола; установку подвижных плит у стен колошника. При регулировании распределения шихты с помощью этих приёмов учитывают закономерности поведения сыпучих материалов: - падающие с большого конуса материалы укладываются на поверхности ранее загруженного материала с возвышением- гребнем; при расположении гребня у стены он имеет один скат, а на удалении у стены два ската; - в месте падения шихты у гребня скапливается более мелкая фракция (агломерат), а крупные куски загружаемого материала (кокса) скатываются к подножию гребня, поэтому газопроницаемость шихты в верхней зоне гребня ниже, чем в зоне нижней част гребня; - при малом зазоре между стенками чаши и конусом гребень располагается у стен печи, а при большом зазоре он удаляется от стен печи; - чем ниже уровень засыпки, ближе гребень к стенкам колошника; - угол естественного откоса кокса меньше, чем угол естественного откоса у агломерата, по этому при ссыпании с большого конуса у стены получается более толстый слой агломерата, а в центре печи более толстый слой кокса; - в связи с различием углов откоса уменьшение массы подачи приводит к уменьшению толщины слоя агломерата в центре печи и и позволяет создать в центре зону без агломерата с повышенной газопроницаемостью; - при ссыпании подачи с большого конуса её нижняя часть ложится у стен, образуя гребень, с которого в центр скатывается значительная часть подачи . т.е. в центр печи в основном будет попадать материал из тех скипов, которые загружали на большой колокол последними. Если на большой колокол в последнюю очередь загружали кокс, в центр печи поступит заметно больше кокса, а при обратной подаче – больше агломерата. Оптимальный метод загрузки шихты может быть найден только опытным путём при использовании измерений температуры и состава газа на различных горизонтах доменной печи. 1.3.3 Движение шихтовых материалов доменной печи. Движение материалов в доменной печи при устойчивом ходе плавки характеризуется плавным и равномерным опусканием уровня засыпи. Первостепенное значение для движения шихтовых материалов в печи имеет процесс горения кокса у фурм. В результате горения кокса освобождается пространство для поступления новых порций кокса, а также создаются условия для вторичных факторов, обуславливающих сокращение объёма щиты и занимаемого ими пространства печи. К вторичным факторам относятся: плавление, разложение известняка, механическая уминка шихты и вынос пыли из печи с газовым потоком. Вместе взятые первичный и вторичные факторы обуславливают постепенное и повсеместное сокращения объёма шихты и её плавное опускание вниз. Механическая уминка присуща материалам с различным размером кусков. При движении шихты мелкие частицы заполняют пространство между крупными частицами. Частицы агломерата менее 0,5 мм и частицы кокса мене 3 мм увлекаются газовым потоком, проходящим через столб шихты. Такая пыль оседает в многочисленных лабиринтах столба шихты. Количество такой пыли достигает 20 % от массы шихтовых материалов, загруженных в печь. Объём материала, который доходит до фурм после плавления, науглероживания чугуна и газификации углерода кислородом шихты с учётом измельчения кокса может быть определён по уравнению: Ω = · (1.18) где ρ – индекс прямого восстановления; Vк – объём кокса, м3/(т чугуна); Vисх – общий объём загруженных в печь материалов, м3/(т чугуна); ρкол - насыпная масса кокса на колошнике,т/м3; ρф – насыпная масса кокса в зоне фурм; q – объём кокса, углерод которого израсходован на науглероживание чугуна, м3/(т чугуна; Ω – объём материала, дошедшего до фурм, м3. Под прямым восстановлением понимают отношение количества кокса, углерод которого пошёл на прямое восстановление ко всему количества кокса, загружённого в печь. По этому уравнению можно рассчитать относительные величины факторов, влияющих на сокращение материала для различных условий работы доменной печи, при их движении от уровня засыпки до фурм. Скорость движения материалов в различных точках колошника печи меняется в пределах от20 до 260 мм/мин. Скорость движения материалов на колошнике является результирующей всех процессов сокращения объёма материалов. Она зависит от соотношения этих процессов. Совершенно равномерное опускание поверхности материалов на колошнике при одинаковой скорости во всех точках никогда не наблюдается, хотя вся масса шихты движется слитно. Ниже горизонта фурм движение материалов определяется режимом накопления и выпуска чугуна и шлака. После выпуска чугуна и шлака из доменной печи весь объём горна оказывается заполненным только коксом. Поступающие сверху чугун и шлак вначале размещаются в межкусковом пространстве кокса. Поступление кокса к фурмам в это время возможно только лишь сверху. По мере накопления чугуна и шлака их уровень повышается. Кокс начинает плавать в ванне расплава. В результате создаются условия для его поступления в зону горения снизу. 1.3.4 Движение газового потока в доменной печи. Одним из основных процессов доменной печи является сжигание углерода кокса, которое происходит в горне: С + О2 = СО2 (1.19) СО2 + С = 2СО (1.20) Суммарный процесс горения углерода выразится уравнением: 2С + О2 = 2СО (1.21) Дутьё всегда содержит влагу, которая в горне разлагается по уравнению: H2O + C = CO + H2 (1.22) При вдувании в горн природного газа, последний взаимодействует с кислородом дутья: СН4 +0,5О2 = СО + 2Н2О (1.23) Таким образом горновой газ состоит в основном из СО, Н2 и N2. Максимальная температура в фокусе горения составляет 1900 – 2000 Со. На границе окислительных зон температура уменьшается до 1600 оС, а в центре горна она составляет 1400 – 1500 оС. Нагретые в горне горячие восстановительные газы поднимаются по столбу шихты к колошнику. Доменная печь представляет собой противоточный реактор, в котором движение газового потока обеспечивается его избыточным давлением на входе снизу, движение шихты – силой тяжести. Газовый поток пронизывает слой кусковых материалов. При небольших скоростях газа в слое между кусками устанавливается ламинарный режим. С повышением скорости газа происходит постепенный переход движения газа в турбулентную область. Считается, что в доменных печах сочетаются ламинарный и турбулентный режимы потока газа. Время пребывания газа в печи составляет 3 – 12 с. По мере движения газа вверх по столбу шихты наблюдается потеря давления газа. Зависимость потери напора газа от различных факторов описывается уравнением: ΔР = ··, (1.24) где ΔР- потеря давления, Н/м2; ψ – коэффициент сопротивления; ε – порозность, доля единицы; ω – скорость газа, отнесённая к площади поперечного сечения печи, м/с; Н – высота слоя шихты, м; D- эквивалентный диаметр частиц, м; ρ- плотность газа, кг/м3; g – ускорение силы тяжести, м2/с. Под порозностью понимают отношение объёма пустот между кусками шихты к объёму слоя шихты. Из уравнения видно, что потеря давления увеличивается с увеличением слоя шихты, скорости газа, его плотности и уменьшается с увеличение размера кусков шихты. Максимальный расход газа для доменной печи обуславливается прекращением движения слоя под действием газового потока. В этом случае потеря давления газового потока, станет равной весу столба материалов отнесённого к единице поперечного сечения печи: ΔP = H·(1- ε)·ρтв·g (1.25) где ρтв – насыпная масса частиц материала, г/см3. На потерю давления большое внимание оказывает порозность слоя. Даже небольшие изменения порозности приводят к значительному изменению величины , а следовательно, и потери давления. Если частицы шихты считать шарами, то в зависимости от расположения шаров относительно друг друга величина порозности будет колебаться в пределах 0.259 ≤ ε ≤ 0,476. При этом порозность не будет зависеть от диаметра шаров. Для реальных материалов, таких как кокс и агломерат, с увеличением размеров кусков порозность слоя возрастает. Так объём межкусковых промежутков кокса зависит от размера кусков по уравнению: Vк = 0,008d2 + 0,9 (1.26) Для агломерата эта зависимость имеет вид: Vагл = 0,003d2 + 0,066d +0,31. (1.27) где d – размер куска материала, см. V – объём межкускового пространства, м3/т. Газы движутся по сечению печи неравномерно. Наибольшее количество газов и скорость их движения наблюдаются на участках с меньшим сопротивлением шихты и, как правило, там, где выше доля кокс и меньше доля агломерата, так как последний является более мелким материалом по сравнению с коксом. Участки, где газы движутся с большими скоростями характеризуются повышенной температурой и пониженным содержанием СО2. Характерные случаи распределения газового потока в шахте доменной печи показаны на рисунке 1.10 а – периферийный газовый поток; б – умеренно развитый на периферии и в центре поток; в – осевой газовый поток. Рисунок 1.10 Изменение содержания газ по радиусу в верхней части шахты. Различные случаи распределения газового потока характеризуются различной формой и расположением так называемой пластичной зоны. Эта зона состоит из газонепроницаемых слоёв размягчённого, слипшегося и плавящегося агломерата и слоёв кокса, которые называют «коксовыми окнами». В таких зонах газ проход только через коксовые окна». При сильно развитом периферийном потоке газов эта зона принимает W – образную форму с центральным пика около центральной оси печи и с минимумами па периферии соевого сечения печи. Претерпевая ряд изменений по своему виду, эта зона приобретает Λ – образную форму с пиком в центре печи. Изменение формы пластичной зоны заметно сказывается на её газопроницаемости. Наиболее высокую газопроницаемость имеют ярко выраженные Λ – и W – образная формы, поскольку в них имеется много коксовых окон, через которые проходит основной поток газов. Обычно приемлемым считается режим с умеренным или слабо развитым периферийным потоком газов и более развитым осевым потоком. Крайне неблагоприятным случаем распределением газового потока является канальный ход газов, когда движение газов происходит по отдельным каналам. В этом случае мелкие куски шихты в каналах переходят во взвешенное состояние, что нарушает ровный сход шихты. Распределение газового потока по сечению печи регулируется в процессе загрузки увеличением или уменьшением рудной или коксовой нагрузки в тех или иных зонах поперечного сечения печи. Газ, который образуется горне в результате горения кокса, содержит 34 – 42 %СО, до 15 % Н2 и остальное N2. По мере движения газа вверх состав его изменяется, в результате взаимодействия газа с компонентами шихты. Колошниковый газ, выходящий из печи, имеет следующий состав, %: СО – 22- 30; С2 – 15 -22; Н2 – 5 -11; N2 – 45 -55. Важным показателем нормального хода печи является отношение . Увеличение этого соотношения свидетельствует об улучшении процесса восстановления газом оксидов железа. Это свидетельствует об увеличении косвенного восстановления оксидов железа. 1.3.5 Теплообмен в доменной печи Распределение температур в слое шихты является одним из важнейших условий, которое определяет процесс доменной плавки. Распределение температур в слое шихты целиком зависит от теплообмена между газом – теплоносителем и шихтой. Основное тепло выделяется в горне печи в процессе горения топлива. Выделяющееся тепло не может быть полностью освоенным нижней частью печи. Значительная доля тепла передаётся верхние зоны. Это обуславливает высокую степень использования в доменной печи. В условиях доменной плавки теплоносителем является газ, который образуется у фурм печи. Поглотителями тепла являются твёрдая шихта и расплавы чугуна и шлака. Теплопередача в слое кусковых материалов шихты осуществляется конвекцией, излучением и теплопроводностью. Конвекция основной вид теплопередачи от газов к твёрдым материалам. Излучение играет большую роль в зоне фурм, где развивается высокая температура в результате горения топлива. Теплопроводность имеет место при прогреве куска материала шихты от поверхности к центру. Теплообмен в различных зонах печи протекает по разному. Согласно современной теории теплообмена в доменной печи существуют две ступени теплообмена: верхняя и нижняя, а также зона умеренных температур, которую называют резервной зоной. О характере теплообмена по высоте печи даёт изменение температуры газа по высоте печи (Рисунок 1.11) Из графика видно, что в верхней и нижней зонах печи на единицу высоты печи температура снижается сильнее, чем средней зоне. В зонах печи температура газа выше, чем температура шихты. Это свидетельствует о том, что теплообмен в нижней и верхней частях печи протекает более интенсивно, чем в средней зоне. 1- по периферии печи; 2,3 – в промежуточной зоне; 4 - в центре печи Рисунок 1.11 изменение температуры газов по высоте печи Среднюю по высоте часть печи называют резервной или холостой зоной. Здесь температура шихты и газа незначительно отличаются друг от друга. Минимальную разность температур газа и шихты называют степенью незавершённости теплообмена. 1.3.6.Процессы удаления влаги, летучих и разложение материалов шихты. В шихтовых материалах всегда содержится определённое количество гигроскопической и химически связанной влаги. Содержание гигроскопической влаги в агломерате и окатышах составляет 0.2 – 2 %, в коксе 1 – 4 %, в марганцевой руде до 5 и более %. Температура отходящих колошниковых газов составляет 200 – 400 оС . При этих температурах гигроскопическая влага легко удаляется из шихты. Таким образом, удаление гигроскопической влаге будет происходить уже в верхних горизонтах печи после нагрева шихты до температуры газов колошника. При температурах 500 - 700 оС из шихты будет удаляться гидратная влага. Выделяющийся из кристаллогидратов пар при этих температурах будет реагировать с оксидом углерода: СО + Н2О = СО2 + Н2 (1.28) По достижении температуры 1000 оС пары воду будут взаимодействовать с коксом: Н2О + С = Н2 + СО (1.29) При температурах 500 – 700 оС будут выделяться летучие из кокоса, содержание которых составляет 1 – 2.5 %. Доля карбонатов, поступающих в печь с железными (FeCO3) и марганцевыми рудами (MnCO3) невелика. В большей части карбонаты поступают в печь с флюсами в виде известняка СаСО3 и доломита СаСО3·MgCO3. Карбонаты железа, магния и марганца будут разлагаться при температурах порядка 600 оС по уравнениям: FeCO3 = FeO + CO2 (1.30) MnCO3 = MnO + CO2 (1.31) MgCO3 = MgO + CO2 (1.32) Для доменного процесса важное значение имеет реакция диссоциации карбоната кальция, которая интенсивно начнёт протекать при температуре несколько выше 900 оС и закончится, особенно в крупных кусках, при температуре 1000 - 1100 оС: СаСО3 = СаО + СО2 (1.33) Выделяющийся диоксид углерода при температуре 1000 оС будет взаимодействовать с углеродом кокса по уравнению: С + СО2 = 2СО (1.34) Последняя реакция является эндотермической и приводит к расходу кокса. Поэтому необходимо стремиться, чтобы разложение известняка заканчивалось при возможно более низкой температуре. 1.3.7 Восстановительные процессы в доменной печи 1.3.7.1 Термодинамика восстановления оксидов железа Основная задача доменного процесса – это максимальное извлечение железа из руды в чугун путём их восстановления. Железо поступает в доменную печь в виде оксидов. Так вместе с агломератом, окатышами и рудой железо вносится в виде Fe3O4 и Fe2O3. При этом часть этих оксидов находятся в виде соединений с другими окислами. Процесс восстановления железа из окислов согласно принципу А.А. Байкова о последовательности превращений протекает ступенчато от высших оксидов к низшим: при температуре выше 570 оС по схеме Fe2O3→ Fe3O4 → FeO → Fe и при температуре ниже 570 оС по схеме Fe2O3→ Fe3O4 → Fe. Восстановление оксидов железа в доменной печи происходит как непосредственно углеродом, так и газами СО и Н2. Процесс восстановления оксидов железа углеродом принято считать прямым восстановлением, а газами – косвенным восстановлением. В условиях доменной печи восстановление оксидов железа происходит с достаточной скорость и начинается уже в верхних горизонтах печи. Оксид железа (III) начинает восстанавливаться уже при температурах 350 – 400 оС, магнетит - в интервале температур 600 – 800 оС, а оксид железа (II) при температурах 950 – 1000 оС. Восстановление оксидов железа при температурах > 570 oC происходит по реакциям косвенного восстановления: 3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2 (1.35) lnKP = + 6,46 (1.36) Fe3O4 + CO = 3FeO + CO2 (1.37) lnKP = - + 4,60 (1.38) FeO + CO = Fe + CO2 (1.39) lnKP = - 2,89 (1.40) Из уравнений зависимости констант равновесия от температуры видно, что реакция (1.35) характеризуется малым содержанием СО в равновесной газовой смеси и протекает практически необратимо Константа равновесия реакции (1.37) с повышением температуры увеличивается. При этом содержание СО в равновесной газовой фазе уменьшается. Реакция (1.40) протекает с выделением тепла и с повышением температуры её равновесие смещается влево При температуре < 570 оС восстановление магнетита происходит сразу до металлического железа: Fe3O4 + 4CO = 3Fe + 4CO2 (1.41) В результате реакций косвенного восстановления оксидов железа всегда образуется диоксид углерода. Протекание этих реакций сопровождается незначительным выделением тепла. Условия протекания реакций (1,35) – (1.38) и восстановительную способность смеси СО – СО2 представлены на рисунке 1.12: На графике кривые 1 - 4 отвечают равновесию реакций (1,35) – (1.38) соответственно. Поля, на которые кривые 2,3,4 делят диаграмму, отвечают условиям, при которых будет устойчива одна из фаз Fe, FeO или Fe3O4. Например, в области температур и содержаний СО и СО2, ограниченной кривыми 2 из будет устойчивой только оксид железа FeO. Это значит, что при этих условиях металлическое железо будет окисляться до FеО, оксиды Fe2O3 и Fe3O4 будут восстанавливаться до FeO. Реакция прямого восстановления железа протекает в две стадии: С + С О2 = 2СО (1.42) и FeO + СО = Fe + СО2 (1.43) Рисунок 1.12 Равновесие в системах Fe - C - CO и С – СО – СО2 Суммирование реакций (1,39) и (1.40) даёт реакцию прямого восстановления железа: FeO + C = Fe + CO (1.44) lnKP = - + 18,03 (1.45) Принципиальное различие реакций прямого и косвенного восстановления заключается в различии расхода углерода. Косвенное восстановление требует значительно большего расхода углерода, чем реакция прямого восстановления. Из диаграммы 1.12 видно, что кривая равновесного состава газов реакции (1.35) находится в области низких равновесных значений СО. Это означает, что восстановление Fe2O3 до FeO будет происходить даже при не значительных концентрациях СО. В тоже время образование металлического железа возможно только при значительных концентрациях СО, лежащих в области выше кривых 3 и 4. В присутствии твёрдого углерода анализ процесса восстановления оксидов железа следует вести с учётом равновесия в системе С – СО – СО2. При избытке углерода равновесный состав СО и СО2 будет определяться равновесием реакции: СО2 + С = 2СО. (1.46) Этот равновесный состав характеризует кривая 6. Это обозначает, что металлическое железо может быть получено лишь при температурах, превышающих точку б, а оксид железа FeO при температурах, превышающих точку а. Фактический состав газа в доменной печи отмечен на рисунке 1.12 заштрихованной областью. Реальное содержание СО в доменном газе превышает его равновесное значение. Из этого следует, что во всех зонах печи имеется возможность косвенного восстановления всех оксидов до железа. Поскольку при повышении температуры равновесие реакции (1.41) сдвигается вправо, выше температур 900 – 1000 оС образование СО2 невозможно. Поэтому условно доменную печь можно разделить на две зоны. Это зона, где температура ниже 900 – 1000 оС, которую можно назвать зоной косвенного восстановления. И вторая зона, где поддерживается температура выше 900 – 1000 оС. Эта зона называется зоной прямого восстановления. В зонах с температурами выше 1100 – 1250 оС прямое восстановление оксидов железа происходит непосредственно из жидкого шлака при стекании капель вниз между кусками кокса. В доменной печи при получении чугуна сжигается значительное количество природного газа. В результате сгорания природного газа образуется значительное количество водорода. Кроме того, в области высоких температур порядка 850 – 1000 оС влага, содержащаяся в шихте, реагирует с углеродом кокса по уравнению: Н2О + С = Н2 + СО, (1.47) а в области температур ниже 850 оС по реакции: Н2О + СО = Н2 + СО2. (1.48) Поэтому в печи имеются условия для косвенного восстановления оксидов железа водородом по реакциям: 3Fe2O3 + H2 = 2Fe3O4 + H2O (1.49) lnKP = - + 10,34 (1.50) Fe3O4 + H2 = 3FeO + H2O (1.51) lnKP = - + 8,44 (1.52) FeO + H2 = Fe + H2O 1.53) lnKP = - + 0,93 (1.54) Из уравнения зависимости констант равновесия от температуры видно, что реакция (1.49) характеризуется малым содержанием Н2 в равновесной газовой смеси и протекает практически необратимо Константа равновесия реакции (1.51) с повышением температуры увеличивается. При этом содержание Н2 в равновесной газовой фазе уменьшается. Реакция (1.53) протекает с поглощением тепла и с повышением температуры её равновесие смещается вправо. При температуре < 570 оС восстановление магнетита происходит сразу до металлического железа: Fe3O4 + 4CO = 3Fe + 4CO2 (1.55) Fe3O4 + 4H2 = 3Fe + 4H2O (1.56) В доменной печи степень восстановления железа η составляет 0.99 - 0,998 или 99 – 99,8 %. Практически всё железо шихты переходит в чугун. В шлак переходит всего 0,2 – 1% железа. Кокс, который используется в доменном процессе, является дефицитным и дорогостоящим материалом. Поэтому доменную плавку стараются вести таким образом, чтобы обеспечивался минимальный расход кокса. Одним из факторов, который влияет на расход кокса, является степень развития прямого и косвенного восстановления. Прямое восстановление влияет на доменный процесс двояко. С одной стороны, его развитие уменьшает расход углерода, а с другой стороны оно протекает с затратой тепла и снижает количество кокса, достигающего фурм, что приводит к уменьшению прихода тепла в горн. Реакции косвенного восстановления не требуют тепла, но требуют значительно больше углерода, сем прямое восстановление. Поэтому должно существовать оптимальное с точки зрения расхода углерода соотношение между прямым и косвенным восстановлением. Под степенью прямого восстановления, которая обозначается буквой Rd, понимают часть железа в процентах или долях единицы, которая восстанавливается из FeO прямым методом. Тогда степень косвенного восстановления Ri составит 1- Ri. В настоящее время степень прямого восстановления на печах, работающих без природного газа, составляет 40 – 60 %, а с применением природного газа 20 – 40 %. В шихте оксиды железа могут находиться в виде сложных соединений, в частности, в виде силиката Fe2SiO4. Восстановление силикатов железа протекает в основном прямым путём по реакции: Fe2SiO4 + 2C = 2Fe + 2CO (1.57) Для случаев восстановление твёрдых и жидких силикатов зависимость константы равновесия от температуры выражается уравнениями: lnKP = - + 38,82 (1.58) и lnKP = - + 33,24 (1,59) 1.3.7.2 Термодинамика восстановления оксидов других элементов. При выплавке некоторых сортов чугунов в доменную печь в состав шихты вводят некоторое количество марганцевой руды а при выплавке ферромарганца марганцевый агломерат. В рудах марганец главным образом находится в виде оксидов MnO2 и Mn3O4, а в агломерате в виде силикатов MnO·SiO2 и 2MnO·SiO2. Восстановление оксидов марганца происходит ступенчато от высших оксидов к низшим оксидам по схеме: MnO2 → Mn2O3→ M3O4 → MnO → Mn. Высшие окислы марганца восстанавливаются оксидом углерода при низких температурах. 2MnO2 + CO = Mn2O3 + CO2 (1.60) lnKP = - 4,07 (1.61) 3Mn2O3 + CO = 2Mn3O4 + CO2 (1.62) lnKP = - 4,51 (1.63) Значения констант равновесия для химических реакций (1.60) и (1.62) велики уже при низких температурах, а содержание СО2 в равновесной газовой смеси гораздо больше, чем в колошниковом газе. Поэтому высшие оксиды марганца практически до конца будут восстанавливаться при температуре 400 – 500 оС в верхних слоях шихты. Восстановление Mn3O4 будет протекать по реакции: Mn3O4 + CO = 3MnO + CO2 (1.64) lnKP = + 1,47 (1.65) Процесс восстановления Mn3O4, будет протекать в интервале температур 600 – 1000 оС. Восстановление MnO по реакции: MnO + CO = Mn + CO2 (1.66) lnKP = - - 1.73 (1.67) практически протекать не будет, так как даже при температуре 1200 оС константа равновесия данной реакции составляет KP = 10-5, а равновесная концентрация СО2 в газовой вазе составляет мене 0,01%. В этом случае даже при небольших концентрациях СО2 будет протекать обратная реакция. Поэтому марганец в доменной печи будет восстанавливаться только прямым путём: MnO + C = Mn + СО (1.68) lnKP = - + 19,23 (1.69) Высшие оксиды марганца легко восстанавливаются твёрдым углеродом. Выше 1000 оС образуется карбид марганца Mn3C, который может восстанавливать оксид марганца MnO: Mn3C + MnO = 4Mn + CO (1.70) Cиликат марганца может также восстанавливаться твёрдым углеродом с образованием металлической фазы и карбида марганца: MnSiO4 + C = Mn + SiO2 + CO (1.71) До 1500 оС зависимость константы равновесия от температуры имеет вид: lnKP = - + 20,75 (1.72) и для температуры выше 1500 оС, когда силикат марганца находится в расплавленном состоянии: lnKP = - + 21,90 (1.73) Восстановление силиката марганца твёрдым углеродом может происходить с образованием карбида марганца: MnSiO4 + C = Mn3С + SiO2 + CO (1.74) lnKP = - + 29,79 (1.75) В процессе доменной плавки марганец распределяется между чугуном и шлаком. Отношение концентрации марганца в шлаке к концентрации марганца в чугуне называется коэффициентов распределения: K = (1.76) где К – коэффициент распределения; (Mn) – концентрация марганца в шлаке; [Mn] – концентрация марганца в чугуне. Коэффициент распределения марганца связан с основность шлака, под которой понимают отношение: B = (1.77) где В – основность шлака; СаО – содержание СаО в шлаке, %; MgO – содержание MgO в шлаке, %; SiO2 – содержание SiO2 в шлаке, %. Эта зависимость выражается уравнениями: при В > 1,25 К = 16,8 – 12,9В (1.78) при В < 1,25 К = 3,53 – 2,27В (1.79) При В = 1 К = 3,9. При выплавке передельных чугунов восстанавливается 55 – 65% марганца, который переходит в чугун. Остальная часть марганца в виде MnO переходит в шлак. Кремний поступает в доменную печь с шихтой в виде кремнезёма SiO2, который является трудновосстновимым оксидом. Поэтому восстановление оксида кремния протекает при высоких температурах и сопровождается значительным поглощением тепла. Водород и оксид углерода ( II) кремнезём не восстанавливают. Например, для реакции SiO2 + CO = Si + CO2 (1.80) константа равновесия при температуре 1223 оС равна 10-11. Восстановление кремнезёма происходит твёрдым углеродом, как в твёрдой фазе: SiO2 + C = Si + CO (1.81) lnKP = - - 0,77lnT + 47,31 (1.82) так и в расплаве lnKP = - - 0,91lnT + 51,91 (1.83) В условиях доменной плавки кремний может образовывать силициды железа. В области температур 1200 – 1300 оС протекает реакция; Fe + Si = FeSi (1.84) а в области температур 1400 – 1550 оС кремнезём восстанавливается из шлака по реакции: SiO2 + 2C + Fe = FeSi + CO (1.85) lnKP = - - 0,66lnT + 47,63 (1.86) Условиями, благоприятствующими восстановлению кремния, являются высокая температура в районе горна, а также наличие кислых шлаков. При наличии основных шлаков кремнезем образует силикат кальция, который затрудняет восстановление кремнезёма. При выплавке передельного чугуна в доменной печи восстанавливается 2 – 8 % кремния. Остальной кремний переходит в шлак. Чугун содержит порядка 0,5 – 1,0, а иногда 1.2 % кремния. Фосфор поступает в доменную печь в основном с агломератом и железными рудами в виде фосфата 3СаО·Р2О5 и иногда в виде 3FeO·P2O5·8H2O. Фосфат интенсивно восстанавливается в интервале температур 1000 – 1200 оС по реакции: 3СаО·Р2О5 + 5С = 2Р + 3СаО +5СО (1.87) Фосфат железа, как менее прочный, восстанавливается при более низких 900 – 1000 оС температурах: 2(3FeO·P2O5) + 16CO = 3Fe2P + P +16CO2 (1.88) Образующиеся по приведённым реакциям фосфор и фосфид железа хорошо растворяются в чугуне. Таким образом, практически весь фосфор, содержащийся в шихте доменной плавки, переходит в чугун. Поэтому единственным способом получения чугуна с низким содержанием фосфора является использование материалов, в которых фосфор или отсутствует или содержится в малых количествах. Передельные чугуны содержат 0,15 – 0,3 % фосфора. Ванадий образует пять соединений с кислородом: V2O5, V2O4, V2O3, VO, V2O, из которых V2O5, V2O4, V2O3 являются кислыми, а VO, V2O - основными. Высшие оксиды ванадия легко восстанавливаются в области умеренных температур, низшие оксиды восстанавливаются твёрдым углеродом при высоких температурах более 1200 оС. Ванадий на 70 – 80 % из шихты переходит в чугун. Хром при восстановлении аналогичен марганцу и ванадию. Он на 80 – 90 % переходит в чугун. Восстановление титана возможно только при высоких температурах твёрдым углеродом. При доменной плавке титансодержащих руд в чугун переходит лишь порядка 10 % титана. Хром привосстановлении аналогичен марганцу и ванадию. ературах. ератур, низшие о использование материалов, в которях фосфор 1.3.8 Шлакообразование в доменной печи Образования доменного шлака представляет собой сложный процесс. Он включает нагрев и размягчение шихты, плавление шихты, образование первичного шлака и стекание его в горн, формирование окончательного состава шлака в горне. Наведение в печи шлака необходимо для выведения из печи пустой породы, содержашейся в шихте. При загрузке в доменную печь шихты, последняя располагается на колошнике, как правило, слоями. При опускании в процессе доменной плавки чередование слоёв агломерата и кокса сохраняется. До поступления в зону с температурами 1000 – 1100 оС шихта остаётся в твёрдом состоянии. В зоне с температурами 1000 – 1100 оС происходит размягчение шихты и переход её в пластическое состояние. Зона пластичности располагается по различной высоте сечения печи и может иметь различную форму: а – периферийный ход газового потока; г – осевой ход газового потока; б,в – промежуточный ход газового потока. Рисунок 1.13 Расположение пластичной зоны в доменной печи На рисунке стрелками показано движение газов через раскалённый слой кокса. Участки слипшейся шихты практически газонепроницаемы. Форма и расположение пластичной зоны зависят от распределения газового потока по сечению печи. В процессе размягчения происходит слипание кусков в скопления. В зоне пластичности протекает процесс первичного шлакообразования. Ниже зоны пластичности, где температура составляет 1200 – 1250 оС шихта расплавляется. Образующийся расплав, представленный расплавленной пустой породой с невосстановившимися оксидами FeO и MnO, представляет собой первичный шлак. По своему составу он отличается от конечного шлака тем, что в нём содержится значительное количество FeO, порядка 5 – 15 %, и MnO. Первичный шлак стекает через раскалённый слой кокса в горн. При этом оксид железа FeO и MnO подвергаются прямому восстановлению. Здесь же происходит обеднение первичного шлака по железу и марганцу. В области фурм в шлак переходят зола кокса и сера, содержащаяся в шихте. В результате состав первичного шлака изменяется. В горне формируется конечный шлак, состав которого колеблется в следующих пределах, %: SiO2- 38 – 42; CaO – 38 - 48; Al2O3 - 6 – 20; MgO – 2 – 12; FeO – 0,2 – 0,6; MnO – 0,1 – 2,0; S – 0,6 – 2,5. Температура шлака составляет 1400 – 1560 оС. Состав шлака и его физические свойства оказывают существенное влияние на ход плавки и качество выплавляемого чугуна. Состав шлака для доменной печи выбирают исходя из требований к температуре плавления и вязкости. Поскольку основу доменных шлаков составляют оксиды СаО, SiO2 и Al2O3, то для характеристики свойств шлаков используют тройную диаграмму состояния СаО - SiO2 - Al2O3, которая представлена на рисунке 1.14. Одной из основных характеристик шлака является температура плавления. Под температурой плавления шлака понимают температуру, при которой полностью исчезает твёрдая фаза при нагреве шлака в твёрдом состоянии. Температуры плавление различных по составу шлаков показаны на линиях изотерм, представленные пунктиром на рис 1.13. Поскольку шлаки доменной плавки обычно содержат не более 20% Al2O3, то интерес вызывает сторона диаграммы, примыкающая к линии СаО - SiO2. Из диаграммы видно, что приемлемыми температурами плавления обладают шлаки, содержащие 42 – 65 % СаО. Второй важной характеристикой шлака является его вязкость Чем ниже вязкость шлака тем выше его текучесть. Для нормальной работы доменных печей необходимо, чтобы вязкость шлака составлял порядка 0,3 – 0,6 Па·с. Шлаки, обладающие наименьшей вязкостью, должны отвечать следующему составу: СаО – 45 -50 %; SiO2 – 38 – 45 %; Al2O3 – 8 -15 %. Рисунок 1.13 Диаграмма состояния СаО - SiO2 - Al2O3 Важной технологической характеристикой доменных шлаков является их основность, которая выражается отношениями: или где СаО – содержанаие СаО в шлаке, %; SiO2 – cодержание SiO2 в шлаке, %; Al2O3 – содержание Al2O3 в шлаке, %. Для удаления серы желательно иметь высокую основность шлака. Кроме того, повышение основности шлака повышает степень восстановления оксидов железа и марганца. Но, с другой стороны, у шлаков, имеющих высокую основность, резко уменьшается вязкость при уменьшении температуры, что не присуще кислым шлакам. Иметь высокую основность шлака нежелательно, так как небольшое непроизвольное уменьшение температуры может вызвать резкое загустение шлака и нарушить нормальный ход печи. С учётом выше изложенного основность шлака поддерживают в пределах 1,1 – 1,2, что, с одной стороны, обеспечивает и высокую десульфуризацию чугуна и в тоже время постепенное уменьшение вязкости при понижении температуры. На ход доменной плавки и конечные показатели процесса играет так же роль выход шлака. На различных заводах он колеблется от 330 – 400 до 600 – 900 кг на 1 тонну чугуна. При осуществлении доменной плавки всегда стараются вести процесс при минимальном выходе шлака для данных условиях плавки. Это приводит к уменьшению расхода кокса и увеличению производительности печи. 1.3.9 Образование чугуна Восстановление железа в доменной печи происходит по всей высоте шихты. Восстановленное в шихте железо вплоть до уровня горна находится в твёрдом состоянии в виде губки. Уже при температурах 400 – 600 оС железо науглероживается за счёт образования сажистого углерода по реакции, которая протекает на поверхности губчатого железа: 2СО = Ссаж + СО2 (1.89) Сажистый углерод или просто растворяется в железе или образует с ним карбид железа: 3F + C = Fe3C (1.90) По мере науглероживания температура плавления железа понижается. По мере опускания науглероживание железа и его температура увеличиваются. Плавление науглероженного железа (2- 2,5 % С) начинается при температуре порядка 1200 оС. Образующиеся капли жидкого металла Стекают в горн через слой кусков раскаленного кокса. Жидкое железо подвергается науглероживанию более интенсивно, чем твёрдое. При контакте капель с кокосом углерод растворяется в железе: Fe + Cкокс = [C]Fe. (1.91) В движущиеся капли металла в небольших количествах переходят другие восстановленные в печи элементы: Si, Mn, P и другие. Этот сплав железа с углеродом и другими элементами скапливается в горне. Таким образом, образование чугуна в процессе доменной плавки заключается в науглероживании, расплавлении восстановленного железа и растворении в нём других восстановленных элементов. Окончательное содержание углерода в железе устанавливается в горне. Оно не поддаётся регулированию и определяется температурой чугуна и его составом. Увеличение температуры чугуна приводит к повышению в нём углерода. Марганец и хром, как карбидообразующие элементы способствуют увеличению углерода в железе. Кремний, фосфор и сера образуют с железом химические соединения силициды, фосфиды и сульфиды. Они способствуют уменьшению углерода в железе. Примерное содержание углерода в чугуне в процентаж можно рассчитать по формуле: [C]чуг = 4,8 + 0,03Mn – 0,27Si – 0,32P – 9,032S, (1.92) где Mn, P ,Si, S – содержание Mn, P, Si и S в чугуне, %. Все доменные чугуны по своему назначению делятся на три группы: - передельный чугун, предназначенный для дальнейшей переработки в сталь; - литейный чугун, предназначенный для отливки чугунных изделий; - доменные ферросплавы, используемые в качестве раскислителей или легирующих добавок для сталей. Передельный чугун является основным видом продукции доменного процесса. На его долю приходится 90 % общего производства чугуна. Состав передельного чугуна характеризуется следующим содержанием, %: С – 4,4 – 4,8; Si – 0,3 – 1,2; Mn – 0,15 – 1,0; P – 0,1 – 0,3; S – 0,01 – 0,03. Литейный чугун отличается от передельного повышенным содержанием кремния и в некоторых марках чугуна фосфора. Состав литейного чугуна колеблется в следующих пределах, %: С 3,5 – 4,0; Si- 1,2 - 3,6; Mn - 0,3 – 1,5; P – 0,08 – 1,2; S – 0,02 – 0,05/ К доменным ферросплавам относится ферромарганец, состав которого колеблется в пределах, %: Mn – 70 – 75; Si – до 2; P – 0,33 – 0,45; S- до 0,05. Cюда же относится ферросилиций, содержащий 9 – 15 % Si, и зеркальный чугун, содержащий 15 – 25 % Mn. 1.3.9 Процессы десульфуризации металлического расплава в доменной печи Сера является вредным для чугуна и стали элементом. В литейном чугуне избыток серы приводит к увеличению вязкости и снижению прочности отливок. Присутствие серы в стали вызывает низкую прочность при нагреве – красноломкость. Содержание серы в чугуне не должно превышать 0,03 – 0,05 %. В доменную печь сера попадает в основном с коксом ( 70 – 90 %). Остальная сера попадает в печь с рудо, агломератом и окатышами. В коксе сера находится в виде трёх модификаций: органической, сульфидной и сульфатной. В рудных материалах сера содержится в виде пирита FeS2, пирротина FeS и сульфатов СаSO4 и ВаSO4. В офлюсованном агломерате сера содержится в виде СаS, СаSO4 и ВаSO4, а в офлюсованых окатышах в виде СаSO4. В доменной печи сера распределяется между чугуном, шлаком и газами. Общая степень удаления серы с газами составляет порядка 19 %. Остальная сера распределяется между чугуном и шлаком. Распределение серы между чугуном и шлаком описывается реакцией: [S] + [Fe] + (CaO) = {CaS) + (FeO) (1.93) Полноту протекания этой реакции описывает коэффициент распределения серы: LS = (1.94) где (S) – концентрация серы в шлаке, %; [S] – концентрация серы в чугуне, %; LS – коэффициент распределения серы. Равновесие реакции (1.89) сдвигается вправо при увеличении содержания оксида кальция СаО и снижение оксида железа (FeO) в шлаке. Это означает, что более полному удалению серы из чугуна способствует увеличение основности шлака и снижение содержания в нём FeO. Увеличению десульфуризации чугуна способствует наличие в шлаке оксида магния MGO в количестве 5 – 10 %. Это связано с тем, наличие MgO снижает вязкость шлака, что способствует переходу серы в шлак. Вследствие этого коэффициент распределения серы между шлаком и чугуном увеличивается. Повышение основности шлака и повышение в нём содержания MgO сводятся к увеличению количества шлака, а следовательно приводят к увеличению расхода кокса и снижению производительности печи. Поэтому при осуществлении десульфуризации чугуна приходится решать вопрос, что экономичнее – получать чугун высокого качества за счёт ухудшения других показателей работы печи или наоборот. При выплавке передельных чугунов распределение коэффициент распределения серы при основности шлака, раной 1,0 составляет 30 – 70. При меньшей основности он может достигать 22. Содержание серы в чугуне составляет 0,015 – 0,05 %, а в шлаке 0,55 – 2,0 %. На многих заводах организована внедоменная десульфуризация чугуна. Десульфуризация производится непосредственно в чугуновозных ковшах при их транспортировке в сталеплавильный цех. В качестве десульфуризатора могут быть использованы сода, металлический магний, карбид кальция и и известь. При этом сера, содержащаяся в чугуне, переходит в шлак в виде соединений в виде Na2S, MgS и CaS соответственно. Внедоменная десульфуризация удорожает доменный процесс, так как требует дополнительных сооружений и затрат реагентов. 1.3.1 Процессы в фурменной зоне В фурменной зоне происходит один из главных процессов доменной плавки – горение углерода кокса, в результате чего образуются горновые газы. Сжигание углерода кокса в области фурм обеспечивает: - выделение тепла, необходимого для нагревания шихты и газов; - расплавление чугуна и шлака; - образование восстановительного газа; - образование свободного объёма в результате газификации углерода кокса, что обеспечивает движение шихты сверху вниз. Для сжигания углерода кокса используется кислород воздуха, который через фурмы подают печное пространство на уровне горна. В настоящее время в целях интенсификации процесса и сокращения расхода кокса в печь подаётся дутьё, нагретое до 1100 – 1300 оС. Окисление углерода кокса происходит в сравнительно небольшом по объёму пространстве печи вблизи фурм. Это пространство называется окислительной зоной (Рисунок 1.14). Высокая скорость дутья вызывает циркуляцию кусков кокса вперед фурмами, и они сгорают в окислительной зоне во взвешенном состоянии. Во внутренней зоне имеется свободный кислород. В ней углерод сгорает до СО2, с большим выделением тепла: С + О2 = СО2 (1.95) Высокая скорость дутья вызывает циркуляцию кусков кокса вперед фурмами, и они сгорают в окислительной зоне во взвешенном состоянии. I – внутренняя зона; II – периферийная зона Рисунок 1.14 Модель окислительной зоны в области фурм доменной печи В периферийной зоне, где свободный кислород отсутствует и содержится только СО2, Окисление углерода будет протекать по эндотермической реакции: СО2+ С = 2СО (1.96) Сложение реакций (1.95) и (1.96) даёт итоговую реакцию горения углерода кокса у фурм, которая в итоге протекает с большим выделением тепла: 2С + О2 = 2СО (1.97) Таким образом, конечным продуктом процесса горения углерода кокса является восстановительный газ СО. Граница исчезновения СО2 в пространстве горения представляет собой границу окислительной зоны. Размеры окислительной зоны по объёму возрастают с повышением количества дутья и сокращаются с повышением давления, температуры и концентрации кислорода в дутье. Дутьё всегда содержит влагу, которая в горне разлагается по уравнению: H2O + C = CO + H2 (1.98) С целью снижения дорогостоящего и дефицитного кокса в доменную печь через фурмы вдувают какое - либо углеводородное топливо. Наибольшее распространение получил природный газ. При вдувании в горн природного газа, последний взаимодействует с кислородом дутья: СН4 +0,5О2 = СО + 2Н2О (1.99) Таким образом горновой газ состоит в основном из СО, Н2 и N2. Максимальная температура в фокусе горения составляет 19900 – 2000 оС. На границе окислительных зон температура уменьшается до 1600 оС, а в центре горна она составляет 1400 – 1500 оС. Нагретые в горне горячие восстановительные газы поднимаются по столбу шихты к колошнику. Добавление к дутью кислорода, природного газа, влаги изменяют температурное состояние горна. Увеличение влаги в дутье приводит к снижению температуры, так как испарение и диссоциация молекул воды требует затрат тепла. Сжигание природного газа происходит с увеличением объёма продуктов сгорания, что также приводит к снижению температуры в горне. Обогащение дутья кислородом приводит к уменьшению объёма продуктов сгорания и приводит к повышению температуры в горне. Во всех случаях температура в горне не должна быть ниже 1400 – 1450 оС. Обогащение дутья кислородом и вдувание в печь природного газа способствуют интенсификации доменного процесса. Однако при увеличении расхода кислорода и природного газа сверх нормы может привести к нарушению нормальной работы доменной печи из - за нарушения ровного схода шихты. Для устранения таких последствий в практике работы печи используют комбинированное дутьё. Под комбинированным дутьём понимают воздушное дутье с добавкой кислорода природного газа. Их совместное применение эффективность комбинированного дутья заключается в том, что одновременное использование кислорода и природного газа оказывают на параметры работы печи в противоположных направлениях. Так если применение кислорода сопровождается уменьшением продуктов горения, увеличением температуры в горне, уменьшением температуры в верхних зонах печи и уменьшением перепада давления между горном и колошником, то применение природного газа влияет на эти параметры в противоположных направлениях. Это позволяет подобрать такое соотношение между ними, при котором количество газа в печи, а, следовательно, газодинамические условия плавки и температурный режим печи изменяться не будут. С другой стороны, комбинированное дутьё обеспечивает существенное улучшение показателей доменного процесса. Так применение кислорода позволяет увеличить производительность печи, а применение природного газа позволяет значительно сократить расход кокса. В настоящее время доменные печи работают с расходом до 130 – 160 м3/(т чугуна) при обогащении дутья кислородом до 30 – 35 %. При этом экономия кокса составляет 20 – 25 %, а производительность печи повышается на 15 – 25 %.