Черная металлургия

Исходные данные

СОДЕРЖАНИЕ Введение

1. Предварительная подготовка железной руды

1.1 Характеристика железной руды

1.1.1 Физическое состояние железной руды

1.1.2 Характеристика металлургической ценности руды

1.1.3 Оценка наличия в руде вредных примесей

1.1.4 Характеристика пустой породы

1.2. Обоснование технологической схемы подготовки руды к доменной плавке

1.2.1 Дробление, измельчение, грохочение

1.2.2 Обогащение

2. Агломерационное производство

2.1 Расчет расхода железорудного концентрата и известняка в агломерационной шихте

2.2 Определение химического состава готового агломерата

3. Доменное производство

3.1 Расчет расхода агломерата на выплавку 1 т чугуна в доменной печи

3.2 Определение состава передельного чугуна

3.3 Расчет массы и состава шлака, образующегося в доменной печи при выплавке чугуна

4. Сталеплавильное производство

4.1 Изменение химического состава металла в процессе окислительного рафинирования в кислородном конвертере

4.2 Материальный баланс конвертерной операции

4.2.1 Определение расхода извести

4.2.2 Определение состава и количества конвертерного шлака

4.2.3 Расчет выхода полупродукта

4.2.4. Определение расхода кислорода

4.2.5 Определение количества и состава отходящих газов

4.2.6 Составление материального баланса

4.3 Расчет расхода раскислителей и легирующих

5. Оценка расхода основных исходных материалов для выплавки 1 т жидкой стали и выхода попутных продуктов Приложение

Введение

Современное крупное металлургическое предприятие (комбинат) следует рассматривать как комплекс производств, деятельность которых направлена на обеспечение получения конечной металлопродукции: товарного чугуна, стальных слитков и заготовки, проката разнообразного сортамента и др.

Основой основ черной металлургии является железная руда. Производство черных металлов начинается с добычи железных руд и их подготовки. Конечная продукция коксохимического и агломерационного производств (кокс и агломерат) входят в состав шихты доменных печей, выплавляющих чугун, который, в свою очередь, является основным компонентом металлошихты сталеплавильных агрегатов.

В современном металлургическом производстве большое место отводят подготовке сырых материалов плавки. Многие железные руды подвергают обогащению, а мелкие концентраты (продукты обогащения) окусковывают.

Технология выплавки чугуна и производства стали совершенствовалась и развивалась. В частности, для выплавки чугуна научились изготовлять твердое топливо-кокс из каменных углей. Широко внедрена выплавка чугуна при повышенном давлении газа под колошником. Разработан и широко внедрен метод конвертерного передела чугуна в сталь с применением кислорода. Твердое топливо-кокс получают из измельченных и обогащенных специальных (коксующихся) каменных углей. При коксовании, кроме кокса, образуются газ и большое количество химических продуктов.

Развитие черной металлургии идет по пути дальнейшего совершенствования плавки и разливки металла, механизации и автоматизации производства, внедрения новых прогрессивных способов работы, обеспечивающих улучшение техно-экономических показателей плавки и качества готовой продукции.

Раздел 1. Предварительная подготовка железной руды Руду, добытую в карьере или шахте, нельзя сразу подавать в печь, так как она неоднородна по химическому составу, содержит много пустой породы, вместе с очень крупными кусками имеется много пылевидной мелочи. На такой руде доменная печь будет работать непроизводительно, потребуется увеличенное количество топлива для выплавки 1 т чугуна. Поэтому перед доменным процессом железная руда подвергается предварительной подготовке, которая включает следующие операции:

1.дробление

2.сортировка

3.обогащение

4.спекание

5.обжиг

6.усреднение.

Дробление сводится к измельчению специальными машинами— дробилками — крупных кусков руды до размеров 30 — 100 мм. При этом образуется некоторое количество мелочи, которая в случае попадания в доменную печь препятствует свободному движению газов. Поэтому мелочь отделяется от кусковатой руды путем сортировки и направляется на спекание.

Сортировка осуществляется на грохотах, представляющих собой сита с отверстиями заданного размера.

Обогащение руды состоит в отделении от нее пустой породы, что повышает процентное содержание железа. Обогащают железные руды промывкой (мокрое обогащение), магнитной сепарацией и обжигом.

Магнитное обогащение применяется к рудам, обладающим магнитными свойствами, к таким, как магнитный железняк. Руду измельчают до размера зерен не более 0,2 мм и пропускают через магнитный сепаратор. Куски руды, попадая в поле действия электромагнита, прилипают к барабану сепаратора, отделяясь от пустой породы, не обладающей магнитными свойствами.

Обжиг руды при температуре 600—800° производится для удаления воды, углекислого газа и серы. После обжига руда делается пористой и свободной от вредных примесей—серы и мышьяка.

Спекание руды осуществляется на специальных агломерационных фабриках. Мелкая железная руда и рудная пыль, которая улавливается при выносе ее из доменной печи вместе с выходящими газами, смешиваются с измельченным топливом, увлажняются водой и в виде смеси подаются на специальные машины. Здесь под действием температуры сжигаемого топлива легкоплавкие частицы руды расплавляются и связывают другие частицы руды. Образующиеся пористые куски массы называются агломератом.

Усреднение железной руды заключается в смешивании руды различного химического состава. Для получения высоких технико-экономических показателей работы доменной печи важно, чтобы в печь подавалась руда одинакового химического состава

1.1 Характеристика железной руды.

1.1.1 Физическое состояние железной руды При добыче руды открытым способом величина крупных глыб руды может достигать 1000 — 1500 мм. В частности, мы рассматриваем магнетитовую руду. При подземной добыче максимальный размер куска не превышает обычно 350 мм. Во всех случаях добываемая руда в большей или меньшей степени содержит значительное количество мелких фракций. В то же время техническими условиями, обеспечивающими стабильный ход доменной печи, предусматривается следующий максимальный размер кусков:50 мм — магнетитовые руды. Таким образом, руду следует раздробить, мелочь отсортировать. Магнетит характеризуется высокой магнитной восприимчивостью. Он обычно встречается в виде крепких, плотных кусковых руд с мелкокристаллическим строением, а под действием влаги и кислорода атмосферы окисляется. Он содержит 55−60% (иногда 16−30%) Fe;0,02−2,5% S; 0,02−0,7 P и чаще всего кислую породу (SiO2,Al2O3)

1.1.2. Характеристика металлургической ценности руды Содержание железа в FeO :

Fe^p_FeO =

Содержание железа в Fe₂O₃:

Fe^p_Fe2O3 =

Содержание железа в руде :

Fe^P= Fe^p_FeO + Fe^p_Fe2O3

Данная руда относится к богатым, т. к содержание железа в магнетитовой руде выше 45−48%. Тем не менее руду необходимо обогатить для снижения содержания вредных примесей и для улучшения качества выплавки чугуна.

1.1.3 Оценка наличия в руде вредных примесей Содержание серы в руде (SO₃):

S^P=-минимального содержания серы в сернистой руде. Следовательно, данная руда относится к низкосернистым.

Содержание фосфора в руде (P₂O₅):

P^p=минимального содержания фосфора в фосфористой руде. Следовательно, данная руда — низкофосфористая.

Данной руде не требуется процесс агломерации, поскольку содержание вредных примесей ниже минимального.

1.1.4 Характеристика пустой породы Данная руда является кремнеземистой, поскольку содержание в ней SiO₂ больше, чем содержание Al₂O₃ и MgO .

Основность пустой породы:

B=

Руда является тугоплавкой, т. к ее величина B=0,348 не лежит в интервале основностей для самоплавких руд 0,6−1,1.

Таким образом можно сделать вывод о целесообразности получения из железной руды офлюсованного агломерата. Поскольку в руде высокое содержание SiO₂, то необходимо использование основного флюса-известняка (CaCO₃).

1.2Обоснование технологической схемы подготовки руды к доменной плавке Технологическая схема может включать в себя следующие операции:

— дробление;

— измельчение;

— грохочение (классификация);

— обогащение;

— агломерация.

Схема подготовки руды к доменной плавке

1.2.1 Дробление, измельчение, грохочение Крупность добываемых руд в естественном виде очень различна. При открытом добыче размер отдельных кусков может достигать 1000−1200 мм, а при закрытой 300−800 мм.

1. Для дальнейшего использования руда такой крупности должна быть предварительно подвергнута дроблению. Дробление представляет собой процесс уменьшения размера кусков твердого материала его разрушением под действием внешних сил до определенной крупности.

Дробление и измельчение руды — энергоемкий и дорогостоящий процесс. Поэтому всегда желательно соблюдать принцип «не дробить ничего лишнего», т. е дробить руду только до определенных размеров и в необходимом количестве. Для соблюдения этого принципа процесс дробления руды разделяют на несколько стадий и перед каждой из них проводят классификацию с целью выделения готовых по размеру кусков и мелочи, чтобы не подвергать их повторному дроблению.

Различают следующие стадии дробления:

— крупное дробление от 1200 мм до 100 — 350 мм;

— среднее дробление от 100 — 350 мм до 40 — 60 мм;

— мелкое дробление от 40 — 60 мм до 6 — 25 мм;

— измельчение от 6 — 25 мм до 1 мм;

— тонкое измельчение <1 мм.

Крупное среднее и мелкое дробление осуществляют в установках, называемых дробилками, а измельчениев мельницах.

Дробление можно выполнять следующими методами: а) раздавливанием б) истиранием, в) раскалыванием, г) ударом и сочетанием перечисленных выше способом.

Раздавливание происходит или между плоским качающимися щеками дробилки (рис 1а), или эксцентрически расположенными коническими поверхностями (рис.1б) или между вращающимися навстречу друг другу валками (рис 1в).В соответствии с этим различают щековые, конусные и валковые дробилки.

Рис.1

Раскалывание осуществляется острыми зубьями или шипами разнообразной формы, например, в валковых зубчатых дробилках.

Удар в чистом виде осуществляется либо движущимся пестом

(рис. 2 а), либо вращающимися жестко закрепленными пальцами (рис.2б), либо вращающимися молотками или стержнями (молотковые и ударные дробилки, рис.2в).Этот способ дробления используют, как для хрупких, так и глинистых материалов.

Рис.2

Истирание, всегда соединенное с раздавливанием, происходит между вращающимися жерновами или плоской и цилиндрической поверхностями (бегуны).Широкое применение при измельчении находит удар в сочетании с истиранием, что осуществляется при работе мельниц.

Для крупного и среднего дробления используют в основном дробилки, работающие по способу раздавливания или раскалывания. Наиболее широкое применение нашли щековые дробилки различных размеров и конструкций. Дробление в них происходит в результате периодического раздавливания. Они предназначены для дробления крепких руд и горных пород и обеспечивают степень дробления 4−6.Основной характеристикой щековой дробилки служит размер приемного отверстия (пасти дробилки). Для среднего и мелкого дробления эффективно использовать конусные дробилки.

2. Для тонкого измельчения применяют главным образом мельницы, в которых удар сочетается с истиранием. Наиболее распространены вращающиеся мельницы, в которых измельчение осуществляется дробящими телами во время их вращения. В качестве дробящих тел применяют шары и стержни, а иногда твердые окатанные куски горной породы (гальку). В основном, измельчение осуществляют с помощью конических, шаровых (рис3), стержневых мельниц.

Рис.3

3. В технологических схемах дробление и измельчение почти всегда сочетаются с сортировкой и классификацией материалов по крупности. Разделение или сортировку материалов по классам крупности при помощи решеток или механических сит называют грохочением, а разделение в воде или воздухе с использованием разности скорости падения зерен различной крупностигидравлической или воздушной классификацией. Грохочением обычно разделяют материалы крупностью 1−3 мм, а более мелкиеклассификацией. Основной рабочей частью грохота (устройства, применяемого для грохочения) является решето или сито, которое и разделяет материал по крупности на классы. Материал, поступающий на грохочение называютисходным, остающийся в ситенадрешетным продуктом, прошедший через отверстия сита — подрешетным продуктом.

Расчет количества дробильного оборудования.

Степень дробления руды: i = ,

где Dмаксимальный размер исходного материала

d — максимальный размер конечного продукта Степень дробления руды зависит от исходной крупности руды, ее твердости и типа дробилки.

4−6 — крупное и среднее дробление (для щековых дробилок)

5−6- крупное и среднее дробление (для конусных дробилок)

8−10 -мелкое дробление

d₁=мм — крупное дробление

d₂= d₁ /i=240/5=48ммсреднее дробление

d₃= d₂/i=48/10=4,8мммелкое дробление Для обеспечения гарантированного максимального размера кусков дробимого материала целесообразно применять замкнутую схему дробления с возвратом надрешетного продукта на повторное дробление.

1.2.2 Обогащение Руды, добываемые из недр земли, часто не удовлетворяют требованиям металлургического производства не только по крупности, но и в первую очередь по содержанию основного металла и вредных примесей, а потому нуждаются в обогащении. Обогащение — процесс обработки полезных ископаемых, целью которого является повышения содержания полезного компонента (Fe) и снижения содержания вредных примесей путем отделения рудного минерала от пустой породы или отделения одного ценного минерала от другого. В результате обогащения получают готовый продукт-концентрат, более богатый по содержанию определенного металла (Fe), чем исходная руда, остаточный продукт — хвосты, более бедный, чем исходная руда.

Все применяемые на практике способы обогащения руд являются по существу механической обработкой их и основаны на использовании различий в физико-химических свойствах слагающих руду минералов :

1. При хорошей размываемости минерала водой применяют промывку

2. При различной плотности — гравитационное обогащение

3. При магнитной восприимчивости — магнитное обогащение

4. На использовании различных физико-химических поверхностных свойств основана флотация Данная руда, магнетит характеризуется высокой магнитной восприимчивостью, и поэтому магнитные железняки можно обогащать электромагнитным способом, основанном на различии магнитных свойств железосодержащих минералов и частиц пустой породы.

Магнитная сепарация.

Магнитное обогащение заключается в том, что подготовленную соответствующим образом руду (дробленную до высокой степени раскрытия рудного зерна), содержащую магнитный минерал, вводят в магнитное поле, создаваемое магнитами. Силовые линии магнитного поля сгущаются в зернах магнитного минерала, намагничивают их, вследствие чего зерна притягиваются магнитом и, преодолевая постояннодействующие, движутся в одном направлении, в то время как немагнитные зерна под действием этих сил движутся в другом направлении .На рисунке 4 приведена схема, при которой реализуется способ удержания более магнитных частиц.

Рис. 4 Схема магнитного сепаратора для обогащения крупных руд.

Магнитное обогащение осуществляют в аппаратах, называемых магнитными сепараторами, в которых магнитное поле создается электромагнитами постоянного тока.

Магнитное обогащение железных руд осуществляют методами сухой и мокрой магнитной сепарации, а также комбинированными методами (сухая сепарация с последующей мокрой) Для обогащения магнитных железных руд крупностью более 3−6 мм применяют сухую магнитную сепарацию. Обогащать руды и продукты меньшей крупности можно и сухой, и мокрой сепарацией, но предпочтение следует отдавать мокрой сепарации, т. к при этом устраняется пылеобразование.

По конструктивным признакам различают сепараторы барабанные ленточные, шкивные, роликовые и кольцевые. Для обогащения магнетитовых руд широко применяют барабанные сепараторы.

Показателями процесса обогащения являются :

— содержание железа в исходной руде

_p=53,06%

— содержание железа в концентрате

_k=65%

— содержание железа в хвостах

_хв=19%

— выход концентрата, доли ед.

=0,74

— выход хвостов, доли ед.

=1-=1−0,74=0,26

— степень извлечения железа в концентрат, доли ед.

==0,907

— степень извлечения железа в хвосты, доли ед.

1-_k=1−0,907=0,093

— коэффициент обогащения, показывающий, во сколько раз содержание железа в концентрате больше, чем в исходной руде, доли ед.

1,225

— коэффициент сокращения, показывающий во сколько раз масса концентрата меньше массы исходной руды, доли ед.

=1,351

Определяем, сколько железа перешло в концентрат, если масса руды 100 кг:

M^Fe_k=_k Fe^P = 0,90 753,06=48,125 кг Определяем, сколько железа перешло в хвосты :

M^Fe_хв=_хв Fe^P=0,9 353,06 =4,93 кг Определяем состав концентрата:

М^Fe,k_FeO = Fe^p_FeOk =14,70,907=13,33 кг М^Fe,k_Fe2O3= Fe^p_Fe2O3k =38,360,907=34,79 кг Определение массы железа в концентрате и содержание FeO в концентрате:

M^k_FeO=17,14 кг М^Fe,k_FeO=13,33 кг

FeO^k=23,17%

Определение массы железа в концентрате и содержание Fe₂O₃ в концентрате:

M^k _Fe2O3=49,7%

М^Fe,k_Fe2O3=34,79 кг

Fe₂O₃^k=67,17%

Содержание фосфора в концентрате :

P ^k=(0,50,3) P ^p

P ^p=0,02%

P ^k=0,50,02=0,01%

Так как в концентрате содержится P₂O₅, то :

P₂O₅^k=0,031

Содержание марганца :

Mn^k = (0,90,5)Mn^p

Mn^p=0,12

Mn^k =0,90,12=0,1

MnO^k =0,094

Содержание серы :

S^k=(0,70,5)S^p

S^p=0,06%

S^k=0,70,06=0,042

SO₃^k=0,142

Пустая порода :

Долю пустой породы в руде без оксидов марганца, фосфора серы можно рассчитать как :

=100-(18,9+54,8+0,15+0,09+0,15)=25,91

Аналогичная величина для концентрата составит:

=100-(23,17+67,17+0,094+0,062+0,0142)=9,362

0,361

Тогда содержание, например, CaO в концентрате можно рассчитать следующим образом:

CaO^k=0,3611,4=0,51%

SiO₂^k=0,36 115,5=5,6%

Al₂O₃^k=0,3610,6=0,02%

MgO^k=0,3614,2=1,52%

ПП^к=0,3614,21=1,52%

CaO^{k +}SiO₂^k +Al₂O₃^k +MgO^k+ПП^к=(0,51+5,6+0,2+1,52+1,52)=9,35%

Таблица 1. Химический состав железорудного концентрата

Раздел 2. Агломерационное производство Агломерация-это процесс окусковывания мелких руд, концентратов и колошниковой пыли спеканием в результате сжигания топлива в слое спекаемого материала или подвода высокотемпературного тепла извне. По существу — это металлургическая подготовка руд к плавке. Также при этом процессе удаляются некоторые вредные примеси (сера, мышьяк), разлагаются карбонаты и получается кусковой пористый, к тому же офлюсованный материал.

Из существующих способов агломерации руд наибольшее распространение получил способ спекания рудной мелочи на колосниковой решетке с просасыванием воздуха через слой шихты.

На практике агломерационная шихта (аглошихта) состоит из нескольких компонентов: железосодержащих материалов — различные руды, концентраты, окалина, шлаки, шламы, пыли металлургического производства и т. п.; топлива — коксик (мелкий кокс), низкосортные угли, антрацитовый штыб и т. п.; различные добавки — известь, известняк, марганцевые руды и концентраты.

Шихту перед спеканием необходимо подготовить. Подготовка должна обеспечить необходимую крупность, дозирование компонентов шихты, смешивание и окомкование ее. Обожженный известняк-известь (3−6% от массы шихты), вводимая в шихту, улучшает газопроницаемость шихты и повышает прочность агломерата. Подготовленную шихту направляют на спекание, осуществляемое на колосниковой решетке. Схема процесса представлена на рис. 5. На колосниковую решетку 1 чаши или конвейерной ленты загружают так называемую «постель» 2 высотой 30−35мм, состоящую обычно из возврата крупностью 10−25 мм. Затем загружают шихту (250−350 мм).Под колосниковой решеткой создают разрежение, в результате чего с поверхности в слой засасывается наружный воздух.

Чтобы процесс начался, специальным зажигательным устройством нагревают верхний слой шихты до 1200−1300 градусов, и топливо воспламеняется. Горение поддерживается в результате просасывания под действием разрежения атмосферного воздуха. Зона горения постепенно продвигается сверху вниз (до колосников). Процесс спекания заканчивается при достижении «постели» зоны горения. Он занимает 10−20 минут.

Условия сжигания топлива в этом процессе очень совершенны, так как топливо находится в тесном контакте с уже нагретыми частичками руды и к тому же оно сгорает в воздухе, подогретом теплом верхних слоев агломерата, которые при этом охлаждаются. Продукты сгорания отдают свое тепло нижним слоям и уходят с температурой около 60−150 град.

Топливо сгорает до окиси углерода по реакциям:

C + O₂= CO₂

CO₂ + C =2 CO

Образующаяся окись углерода восстанавливает окислы железа по реакциям:

3Fe₂O₃ + CO = 2Fe₃O₄+ CO₂

Fe₃O₄+ CO = 3FeO+ CO₂

Пирит в условиях агломерации выделяет серу при температуре около 1000 С

3FeS₂+ O₂= Fe₃O₄+SO₂

Известняк разлагается по реакции:

CaCO₃ CaO+ CO₂

Структура агломерата начинает формироваться в зоне подогрева подогрева шихты при взаимодействии твердых окислов, например CaOSiO₂, Fe₂O_3,по мере протекания процесса спекания частиц, но более существенно формирование агломерата, происходящее через жидкую фазу.

На формирование структуры агломерата большое влияние оказывает медленный процесс охлаждения его, так как при охлаждении образуются стекловидные вещества, обладающие повышенной хрупкостью и в силу этого снижающие прочность агломерата. В настоящее время получают, как правило, офлюсованный агломерат, т. е чтобы исключить применение известняка в доменной плавке, известняк в измельченном виде вводят при агломерации.

2.1 Расчет расхода железорудного концентрата и известняка в агломерационной шихте Примем следующие обозначения: X, Y, Z — расходы соответственно концентрата, известняка и коксика при агломерации, кг/100 кг агломерата. Запишем уравнение основности агломерата:

где индексы «конц.», «И», «К» означают, что данные компоненты принадлежат соответственно концентрату, известняку и коксику.

B=1,22- основность

Z=5,1 кг/100 кг агломерата — расход коксика

1,22=

5,046X — 52,404Y + 9,508Z = 0

52,404Y-5,046X=48,46

Составляем уравнение материального баланса спекания окисленного агломерата. Сначала подсчитаем потери массы каждого компонента аглошихты без учета процессов диссоциации и восстановления оксидов. Учитываются выгорание из шихты углерода (), удаление летучих коксовой мелочи (), гидратной влаги и углекислоты (), которые для руды (концентрата) объединены параметром «ППП — потери при прокаливании». При этом также удаляется 90 — 98% органической и сульфидной серы (, доли ед.) и 50 — 70% сульфатной серы (, доли ед.). Расчет ведется на 100 кг агломерата. Таким образом, потерю массы каждого компонента () можно вычислить из общего уравнения:

.

Здесь — масса кислорода, присоединившегося к массе аглошихты, в результате реакции полного окисления сульфидов железа (сера окисляется до). С учетом сказанного, выведем общее уравнение материального баланса процесса спекания. Пусть — соответственно потери массы концентрата, известняка и коксика при спекании, кг/100 кг соответствующего компонента шихты. Тогда (),(),() — соответственно массы концентрата, известняка и коксовой мелочи, переходящие в агломерат, кг/100 кг компонента шихты. Далее,

— соответственно массы концентрата, известняка и коксовой мелочи, переходящие при спекании в агломерат, в расчете на 100 кг агломерата.

С учетом сказанного уравнение материального баланса спекания в расчете на 100 кг агломерата приобретает вид:

.

d_x^конц = ППП + SO₃, выберем =0,6

d_x^конц=1,52+0,50,142=1,591

d_y^изв=CO₂+ SO₃=42,71 + 0,50,65=43,035

d_z^к=С_нелет+V_лет+(S_орг+S_FeS)+ SO₃

Примем =0,9

d_z^к=87,1+1+0,9(0,34+)+0,50,04=88,51

Уравнение материального баланса :

0,984X+0,57Y+0,586=100

0,984X+0,57Y=99,4 (1)

52,404Y-5,046X=48,46 (2)

Из решения системы двух уравнений (основности и материального баланса спекания) с двумя неизвестными определяем расходы железорудного концентрата и известняка для производства агломерата, кг/100 кг агломерата. Выразим из (1) X и подставим в (2).

Х=

52,404Y-5,4 648,46

X=95,17 кг/100 кг агломерата

Y=10,1 кг/100 кг агломерата

Z=5,1 кг/100 кг агломерата

2.2 Определение химического состава готового агломерата Готовый агломерат состоит из всех компонентов, которые перешли в него в процессе спекания из аглошихты. Определение химического состава агломерата при известных расходах концентрата, известняка и коксовой мелочи сводится к расчету для каждой составляющей по следующему уравнению:

или

где, , , — содержание — го компонента соответственно в агломерате, концентрате, известняке и коксике, %; - доля компонента, теряемая при агломерации Содержание CaO в агломерате :

Примем =0 (нет потери компонента при агломерации)

CaO^a==5,96%

MgO^a=1,52%

SiO₂^a=5,77%

Al₂O₃^a=0,36%

Проверка: B==1,22%; все верно.

MnO^a=0,089%

P₂O₅^a=0,07%

FeO=10%

Примем =0,5

SO₃^a=0,1%

100-(5,96+1,52+5,77+0,36+0,089+0,07+10+0,1)=76,13%

Результаты расчета химического состава готового агломерата представим в виде таблицы (Таблица 2).

Таблица 2. Химический состав готового агломерата

3. Доменное производство Для выплавки чугуна в доменной печи используются шихтовые материалы, которые, так же как и в случае с аглошихтой выполняют различные функции, обеспечивающие нормальный ход процесса, экстракцию железа и формирование чугуна и шлака заданного состава. Для упрощения расчетов в настоящей работе ограничимся двумя компонентами шихты доменной плавки: агломератом — основным источником железа и коксом, который в доменной печи является топливом — источником тепла, необходимого для нагрева шихты и протекания эндотермических процессов восстановления оксидов; восстановителем — источником СО; и разрыхлителем шихты — единственным материалом, который, сохраняя прочность независимо от температуры, обеспечивает проход газов на всех горизонтах доменной печи: от колошника до горна.

3.1 Расчет расхода агломерата на выплавку 1 т чугуна в доменной печи Расход кокса=539 кг/т чугуна

Температура чугуна= 1435 ^oС Массу железа, содержащегося в шихте доменной печи, определим по уравнению:

где — масса железа в агломерате и коксе, кг/100 кг чугуна; - содержание железа в агломерате и коксе, %; - расходы агломерата и кокса в шихте доменной печи, кг/100 кг чугуна.

61,07%

Из 100 кг агломерата в чугун перейдет железо массой:

где — степень восстановления железа в доменной печи (примем в диапазоне 0,992 — 0,999).

60,95 кг / 100 кг чугуна

1,47%

На производство 100 кг чугуна расходуется кокса. При этом из кокса, содержащегося в шихте доменной печи, в чугун перейдет следующая масса железа:

кг / 100 кг чугуна Ориентировочный состав чугуна:

[C]=4.2%; [Si]=0.7%; [Mn]=0.5%; [P]=0.11%; [S]=0.02%

Масса железа в 100 кг чугуна будет численно равна: =100-(4,2+0,7+0,5+0,11+0,02)=94,47 кг Масса железа, перешедшего в чугун из агломерата:

=94,47−0,79=93,68 кг / 100 кг чугуна Определим расход агломерата на производство 100 кг чугуна:

Если из 100 кг агломерата в чугун переходит 61,07 кг железа, то можно определить, сколько кг агломерата потребуется, чтобы в чугун перешло 93,68 кг железа. Составим пропорцию:

100 — 61,07

X — 93,68

X=153,4 кг / 100 кг чугуна

=153,4 кг / 100 кг чугуна =1534 кг / 1 т чугуна

53,9 кг/100 кг чугуна В итоге :

53,9=94,47 кг /100 кг чугуна

0,99 894,47=94,28 кг /100 кг чугуна

3.2 Определение состава передельного чугуна Расчет содержания марганца в чугуне. Марганец в шихту доменной печи поступает в виде оксидов марганца из агломерата. Масса оксида марганца в шихте доменной печи равна:

=0,14 кг / 100 кг ч Весь марганец распределяется между металлом (чугуном) и шлаком. Степень восстановления марганца () равна 0,50 — 0,75(в зависимости от температуры чугуна).Найдем ее точную величину :

Тчугуна=1435С

0,6

Масса марганца, перешедшего в чугун :

=0,065 кг / 100 кг ч Расчет содержания кремния в чугуне. Кремний в виде (кремнезема) содержится во всех компонентах доменной шихты. Масса в шихте доменной печи равна:

11,87

В горне происходит распределение кремния между чугуном и шлаком. Степень восстановления кремния () равна 0,02 — 0,08 (в зависимости от температуры чугуна). Найдем :

Тчугуна=1435С

0,04

Масса кремния, перешедшего в чугун:

=0,22 кг /100 кг чугуна Расчет содержания фосфора в чугуне. В условиях доменной плавки оксид фосфора, содержащийся в шихте, восстанавливается полностью. Отсюда, содержание фосфора в чугуне численно равно массе фосфора в шихте доменной печи:

где и — содержание фосфора соответственно в агломерате и коксе, %

0,03

0,01

В итоге: =0,05 кг/ 100 кг чугуна Расчет содержания серы в чугуне. Масса серы в шихте доменной печи равна массе серы, поступившей из различных источников: из агломерата и кокса,

где и — содержание серы соответственно в агломерате и коксе, %

0,04

0,356

В итоге :

=0,25 кг / 100 кг чугуна В доменной печи 5 -10% серы, содержащейся в шихте, теряется (=0,05 — 0,10), а оставшаяся сера распределяется между металлом и шлаком. Примем =0,1. Тогда общая масса серы, содержащейся в чугуне и шлаке, будет равна:

кг / 100 кг чугуна Уравнение баланса серы:

где и — соответственно содержание серы в чугуне и шлаке, %.

— коэффициент распределения серы Определим

1.)состав шлака, образующегося в доменной печи при выплавке чугуна, кг / 100 кг чугуна

9,4

2,06

2,47

Содержание Fe в шлаке в виде FeO:

=0,24

11,39

=0,05

В итоге: 25,61 кг

2.) основность шлака В=

3.)коэффициент распределения в шлаке

С помощью графика на рис. 1 в учебном пособии определяем, что

4.)Таким образом, можем определить содержание серы в чугуне :

=0,052

Оценка содержания углерода в чугуне. Оценим содержание углерода в составе чугуна с помощью уравнения :

=

4,72

Полученный состав чугуна сведем в таблицу :

Таблица 3.

Химический состав чугуна

Таблица 4.

Расчет массы и состава доменного шлака.

4.Сталеплавильное производство

Сталеплавильный процесс является окислительным процессом, так как сталь получается в результате окисления и удаления большей части примеси чугуна — углерода, кремния, марганца и фосфора. Окисление примесей чугуна и других шихтовых материалов осуществляется кислородом, содержащимся в газах, оксидах железа и марганца. После окисления примесей, из металлического сплава удаляют растворенный в нем кислород, вводят легирующие элементы и получают сталь заданного химического состава.

Выплавка стали обычно сопровождается процессами окисления железа и его примесей, а также процессами разъедания футеровки сталеплавильных агрегатов. В шихте, загружаемой в сталеплавильные агрегаты всегда имеется большее или меньшее количество загрязнений (различные флюсы и добавочные материалы).В результате образуется неметаллическая фаза, называемая шлаком.

В современной металлургии основным способом выплавки стали является кислородно-конвертерный процесс, который представляет собой один из видов передела жидкого чугуна в сталь без затраты топлива путем продувки чугуна в конвертере технически чистым кислородом, подаваемым через фурму, которая вводится в металл сверху.

Используя «Марочник сталей», охарактеризуем сталь 20Х :

Марка: 20Х Классификация: Сталь конструкционная легированная Применение: втулки, шестерни, обоймы, гильзы, диски, плунжеры, рычаги и другие цементуемые детали, к которым предъявляются требования высокой поверхностной твердости при невысокой прочности сердцевины, детали, работающие в условиях износа при трении.

Свариваемость: без ограничений — сварка производится без подогрева и без последующей термообработки Температура ковки: Начала-1260, конца-760. Заготовки сечением до 200 мм охлаждаются на воздухе.

Физические свойства :

Химический состав в % :

4.1 Изменение химического состава металла в процессе окислительного рафинирования в кислородном конвертере Для удобства работы с данными составим Таблицу 5, в которой приведем химический состав компонентов металлошихты, количество удаленных примесей и расчетный состав металла перед выпуском. Расчет ведется на 100 кг металлошихты.

Таблица 5. Изменение состава при выплавке стали

Доля мет. лома в шихте, = 25%

Средний состав шихты рассчитаем по уравнению:

где, , — содержаниего компонента, соответственно, в чугуне, ломе и среднее в металлошихте, %; - доля металлического лома в шихте.

1. Содержание серы в шихте и полупродукте не должно превышать значений, установленных ГОСТом (0,035%).В условиях кислородно-конвертерной плавки сера из металла удаляется на 25%

0,05 -среднее содержание серы в шихте.

В нашем случае содержание серы в шихте существенно превышает содержание серы в полупродукте, поэтому проведем внедоменную десульфурацию чугуна, например, магнием и сделаем расчет расхода Mg, необходимого для снижения содержания серы в чугуне от до значений, обеспечивающих требуемый состав металлошихты. Расход магния для десульфурации чугуна определяется по уравнению:

=кг/т=3,75кг/100кг чугуна ,

где и — содержание серы в чугуне, соответственно, исходное и требуемое, %; - коэффициент использования магния, равный 0,30 — 0,40.

2.

3. 0,215%

4. 0,15%

5. 0,046%

Оценка химического состава полупродукта.

1. При выплавке стали в кислородных конвертерах продувку жидкого металла ведут, как правило, до весьма низких концентраций углерода. Поэтому примем содержание углерода в полупродукте на уровне 0,17.

2. В условиях окислительного рафинирования кремний окисляется «до следов»

3. Остаточное содержание марганца после продувки зависит от многих факторов, основными из которых являются исходное содержание Mn в металлошихте, шлаковый режим плавки, температура металла и содержание в нем углерода после продувки. При переработке шихты с высоким содержанием марганца (0,5−0,8%) имеет место повышение содержания марганца в металле после продувки в конвертере (0,10 — 0,12%).

4. Процесс удаления фосфора в условиях кислородного рафинирования протекает весьма эффективно, чему способствует наличие в конвертере высокоосновного шлака, а также высокая окисленность металла и шлака по ходу продувки. Содержание фосфора в полупродукте может быть выбрано из диапазона 0,01 — 0,03% масс Количество удаленных примесей определяется как разность между средним содержанием примеси в металлошихте и полупродукте.

4.2 Материальный баланс конвертерной операции Материальный баланс плавки в кислородном конвертере состоит из двух частей: приходной и расходной. Приходная часть материального баланса включает в себя расходы всех материалов, поступивших в конвертер, в том числе: жидкого чугуна; металлолома; извести; перешедшей в шлак футеровки; технического кислорода. В расходной части материального баланса приведены продукты плавки: полупродукт; конвертерный шлак; отходящие газы, а также потери металла с пылью и корольками.

4.2.1 Определение расхода извести

CaO — 86%

SiO₂ — 0,7%

MgO -2,5%

CO₂ — 9%

Н₂О — 1,3

SO₃ — 0,5%

4.2.2 Определение состава и количества конвертерного шлака Для определения общего количества образующегося шлака и его состава используем Таблицу 4.

Содержание и определим по количеству железа в шлаке (, %), которое характеризует окислительную способность конвертерного шлака и зависит от его основности (), содержания углерода в полупродукте (, %) и температуры металла и шлака (, ^оС):

=

8,38%

Примем, что 80% железа, переходящего в шлак, окисляется до и 20% - до. Тогда содержание оксидов железа (%) составит:

=8,388,62%

=2,39%

Общее количество шлака: =100−8,62−2,39=88,99%

4.2.3 Расчет выхода полупродукта В ходе продувки расплава в конвертере масса металлошихты уменьшается в результате:

— окисления примесей чугуна и металлолома;

— окисления железа;

— потерь железа с пылью;

— потерь железа в виде корольков в шлаке;

— загрязнения металлолома.

Таблица 6. Расчет состава и количества конвертерного шлака.

Отсюда массу полупродукта () можно рассчитать следующим образом:

=(3,58+0,215+0,15+0,032+0,046)(3,7+2,2+0,012+1,54+0,0164)=394,83 кг / 100 кг шихты Массу окислившихся примесей и железа, перешедшего в шлак, определим, соответственно, как

=3,41+0,215+0,04+0,036=3,7

где, , , — изменение содержания углерода, кремния, марганца и фосфора в процессе продувки металла в конвертере;

=2,15 кг / 100 кг шихты Потери железа с пылью принимают равными 1,5 — 2,0% массы металлической части шихты (0,17+0,2+0,4+0,015+0,035)0,0150=0,012), в виде корольков — 6 — 10% массы шлака

(25,61 0,06=1,54). Потери массы металла вследствие загрязнения металлолома — 1 — 3% его массы (0,17+0,2+0,4+0,015+0,035)0,02=0,0164)

Выход жидкой стали (% отн.) является важной характеристикой эффективности работы сталеплавильного агрегата, его величина определяется отношением:

=98,14 кг

4.2.4 Определение расхода кислорода В кислородно-конвертерном процессе основным источником кислорода для рафинирования расплава является технический кислород, вдуваемый через фурму в металлическую ванну. Часть кислорода поступает из окалины, находящейся на поверхности металлолома .

Кислород расходуется на окисление примесей шихты и железа, переходящего в шлак, а также на образование плавильной пыли. Расход кислорода можно рассчитать из уравнения баланса кислорода:

.

Количество кислорода, необходимого для окисления примесей, составляет:

=

5,305 кг где — доля углерода, окисляющегося до CO₂ (эта величина обычно составляет 0,10 — 0,15).

Количество кислорода, необходимое для образования оксидов железа в шлаке, составляет:

=0,2380,51 кг где 0,238 — стехиометрический коэффициент пересчета массы окислившегося железа на требуемую для этого массу кислорода Количество кислорода, расходуемое при пылеобразовании,

=0,012=0,0033

Количество кислорода, поступившего в конвертер с окалиной металлолома (расход окалины принимаем равный 0), составляет:

=0

где 0,27 — стехиометрический коэффициент пересчета окалины на кислород Подставляя результаты расчетов в уравнение баланса кислорода, можно установить массу чистого кислорода, необходимую для проведения конвертерного процесса.

Уравнение баланса кислорода:

кг / 100 кг При расчете массового расхода технического кислорода следует учитывать его состав (примем, что {O₂}_ТК=99.5% об., {N₂}_ТК =0.5% об.), а также то, что не весь кислород усваивается ванной при продувке (коэффициент использования кислорода К=0,90 — 0,95):

.=1,11

На практике, как правило, контролируют не массу продутого в конвертере технического кислорода, а его объемный расход :

=

где 32 и 22,4 — соответственно масса и объем при нормальных условиях одного киломоля технического кислорода.

4.2.5 Определение количества и состава отходящих газов Отходящие газы формируются за счет компонентов дутья, металлошихты и шлакообразующих материалов, в процессе окислительного рафинирования, не усвоившихся металлической ванной и не перешедших в шлак:

.

При окислении углерода, содержащегося в чугуне и металлоломе, образуются CO и CO₂ в следующих количествах:

=28,81 кг / 100 кг

=5,03 кг/100 кг Массы СО₂ и паров воды, выделившихся при растворении извести, можно рассчитать следующим образом:

=8,028

=1,16

где и — содержание углекислого газа и воды в извести, %.

Примем, что азот, поступающий в конвертер с техническим кислородом, полностью не усваивается ванной, а кислород усваивается в пределах, установленных коэффициентом использования кислорода. Тогда

=

=0,11

28,81+(5,03+8,028)+1,16+0,0056+0,11=43,14

4.2.6 Составление материального баланса Результаты расчетов, выполненных в пунктах 4.2.1. — 4.2.5. настоящего пособия, сведем в Таблицу 7 для составления материального баланса Таблица 7. Материальный баланс конвертерной плавки

4.3 Расчет расхода раскислителей и легирующих Механические, технологические и потребительские свойства стали во многом определяются ее химическим составом. Сопоставление химического состава полученного в результате конвертерной операции полупродукта и заданной марки стали по ГОСТ указывает на необходимость увеличения концентрации отдельных составляющих, что на практике обеспечивается проведением операции легирования. Одновременно с легированием жидкого металла осуществляют его раскисление с целью снижения содержания кислорода в расплаве. Обе указанные операции, как правило, совмещают по времени с выпуском плавки из сталеплавильного агрегата в ковш Для раскисления и легирования жидкого металла марганцем, кремнием, хромом используют присадки ферросплавов — ферромарганца, ферросилиция, феррохрома. Для повышения содержания углерода в металле проводят науглероживание — присадку углеродсодержащих материалов. Количество вводимых в расплав раскислителей и легирующих материалов рассчитывается по уравнению:

где, , — содержание легирующего элемента соответственно в готовой стали (среднемарочное), в полупродукте и составе присадки, %; - коэффициент усвоения легирующего элемента, доли ед.; - масса полупродукта, кг/100 кг шихты.

Итак, введем ферромарганец среднеуглеродистый ФМн1,0 в составе :

Si<2,0; C<1,0; Mn >85,0; P не более 0, 20; S не более 0,3

Легирование марганцем: =3,94 834,54 кг / 100 кг шихты Легирование фосфором: =3,9483/ 100 кг шихты Легирование серой: 0,04 кг / 100 кг шихты Науглероживание путем ввода коксика: кг / 100 кг шихты

5. Оценка расхода основных исходных материалов для выплавки 1 т жидкой стали и выхода попутных продуктов В заключительной части курсовой работы определяем количество исходных материалов, которые использовались на всех этапах металлургического передела: железную руда, кокс, известняк, воздух, металлический лом, ферросплавы.

Определим расход металлического лома для выплавки 1 т стали при условии, что доля лома в металлошихте =0,25, а масса жидкой стали после ввода ферросплавов и науглероживания 98,14 кг/100 кг шихты. Это означает, что в 100 кг шихты содержится 25 кг металлолома, а также что масса готовой стали, получившейся из шихты с 25 кг лома, составляет 98,14 кг. Отсюда для выплавки 1 т потребуется

кг металлического лома.

кг железной руды

кг коксика

кг известняка

кг воздуха В настоящей курсовой работе получены данные, достаточные для определения выхода доменного и конвертерного шлаков, конвертерного газа, а также количества пыли, образующейся при продувке в кислородном конвертере, в расчете на 1 т стали.

Таблица 8. Расходы основных материалов металлургического производства в расчете на 1 т жидкой стали.

Таблица 9. Выход попутных продуктов металлургического производства в расчете на 1 т жидкой стали.

кг доменного шлака

кг конвертерного шлака кг конвертерной пыли

кг конвертерного газа