печи. ПЕЧИ ЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ. Печи черной металлургии 41. Технологические цепочки в металлургии
 Скачать 2.15 Mb.
|
Ферросплавная печь – электрическая печь для выплавки ферросплавов (ферросилиция, ферромарганца, феррохрома и др.) посредством теплоты, создаваемой электрической дугой переменного тока. Ферросплавы – это сплавы железа с кремнием, марганцем, хромом и другими элементами, применяемые в производстве стали для легирования и улучшения ее свойств. Часто применяется и другое определение ферросплавной печи: это рудно-термическая печь для выплавки ферросплавов. В свою очередь, руд- но-термическая (или рудовосстановительная) печь – электрическая дуговая печь для выплавки металлов и сплавов из рудных материалов. Конструкция ферросплавной печи определяется технологическими процессами выплавки ферросплавов: электротермическими и металлотер- мическими. В основу классификации ферросплавных печей принята мощ- ность печного трансформатора, выраженная в МВА. В условных обозначе- ниях печи приняты правила: первая буква – метод нагрева: руд- но-термический (Р); вторая буква – форма ванны: круглая (К) и прямо- угольная (П); третья буква – конструктивный признак: открытая (О), за- крытая (З) герметичным сводом, полузакрытая (П). Например, печь РКЗ- 16,5 является круглой с закрытым сводом и мощностью 16,5 МВА. Ферросплавные печи могут быть непрерывного (восстановительные) и периодического (рафинировочные) действия. В качестве примера на рис. 2.4 приведен общий вид ферросплавной печи типа РКЗ. В соответствии с классификацией печь является руд- но-термической с круглой ванной и закрытым сводом. На следующем рис. 2.5 показан свод печи (в плане). Печь выполняется в виде низкой шах- ты цилиндрической формы, в которой находятся три вертикально располо- женных электрода. 15 В основном, применяются графитированные, угольные и самоспе- кающиеся электроды. Графитированные электроды получены прессовани- ем чистых углеродистых материалов с дополнительным обжигом при 2600 °С. Угольные электроды получены прессованием дробленного антра- цита и каменноугольного кокса на основе связующего с последующим об- жигом при 1300 °С. Самоспекающиеся электроды получают из электродной массы, которая заполняет формообразующий стальной кожух и которая спекается в твердый электрод по мере опускания кожуха в рабочее про- странство печи. Самые качественные – это графитированные электроды со специальной пропиткой. Плотность тока в них доходит до 20 А/см 2 . Пре- имущество самоспекающихся электродов – их дешевизна, например, они в 3 раза дешевле угольных, но плотность тока в них только 5-7 А/см 2 и, соот- ветственно, диаметр самоспекающихся электродов в 1,5-2 раза больше диаметра угольных и графитированных электродов. Рис. 2.4. Схема ферросплавной печи типа РКЗ с водоохлаждаемым сводом и вращающейся ванной: 1 - свод и расположенная под ним зона колошника; 2 - зубчатый венец; 3 - ходовые ко- лёса; 4 - центрирующая пята; 5 - железобетонная плита; 6 - кольцевой рельс; 7 - уголь- ные блоки; 8 - шамот; 9 - загрузочный лоток; 10 - электрод; 11 - сливной жёлоб; 12 - рабочая площадка 16 Нижняя часть футеровки печи чаще всего выкладывается из угольных блоков (подина и нижняя часть стен, называемая обстановкой), а верхняя вдоль стен – из шамотного кирпича. Толщина футеровки подины достигает 1,8 м (1,2 м – угольные блоки и 0,6 м – тепловая изоляция). Толщина стен около 0,5 м. При выплавке низкоуглеродистых ферросплавов вместо уголь- ных блоков используется магнезитовая футеровка. Для равномерного проплавления шихты и разрушения образующихся спёков печи могут быть оборудованы механизмом вращения ванны, кото- рый виден на общем виде печи (рис. 2.4). Вращение реверсивное в преде- лах сектора, соответствующего определенному углу поворота (не более 130 °). Свод состоит из 6 полых секций, внутри которых циркулирует вода. Нижняя поверхность свода покрыта слоем жаропрочного бетона. В своде предусмотрены отверстия для загрузочных воронок, предохранительных клапанов и газоотводов. При вращении печи свод не вращается. Рис. 2.5. Вид сверху на металлический водоохлаждаемый свод ферросплавной печи: 1 - секция свода (одна из шести); 2 - противовзрывные люки; 3 - электроды; 4 - загру- зочные воронки; 5 - распорные трубки (условно показаны на одной секции); 6 - газоот- водная труба; 7 - штуцеры для подвода и отвода охлаждающей воды 17 Печь работает непрерывно. Шихта в неё загружается сверху через за- грузочные воронки таким образом, чтобы электроды все время оставались глубоко погруженными в неё и чтобы на колошнике вокруг каждого из электродов шихта располагалась в виде конуса. Для справки: колошник – верхняя часть плавильной шахтной печи, куда загружают колошами (пор- циями) сырые материалы (шихта): агломерат, окатыши, руду, флюсы, топ- ливо. Под действием электрической дуги под слоем шихты создается высо- котемпературная реакционная зона в виде сосуда, стенки которого оплав- лены и имеют температуру около 2000 °С. Внутри "сосуда" находятся жид- кие и газообразные продукты реакций восстановления при температуре 2100-2200 °С. Теплота выделяется за счет излучения дуг на стенки "сосуда" и за счет протекания электрического тока по объему шихты от одного элек- трода к другому. Часть теплоты расходуется на проведение реакций вос- становления прогретой шихты, на прогрев окружающей шихты теплопро- водностью, а часть отводится с газообразными продуктами реакций и с па- рами оксидов и металлов. Создаваемый над зоной высоких температур тол- стый слой шихты (1 метр) способствует хорошему использованию физи- ческой теплоты газов, образующихся в этой зоне. Газ, покидающий рабочее пространство печи, называется колошниковым. После очистки от пыли газ называется ферросплавным. Шихта опускается к зоне прямого восстанов- ления и за счет теплообмена с газом достаточно хорошо нагрета и лишена летучих составляющих. Металл и шлак выпускают из печи периодически по мере их накопления через сливной желоб. Из-за отсутствия возможности проведения замеров непосредственно в рабочем пространстве печи массу расплавленного металла приблизительно определяют по количеству расходуемой электроэнергии. Например, надо выпустить 4 тонны ферросплава из печи, мощность которой 1,5 МВт. На каждую тонну расходуется, допустим, 3 МВт ⋅ч электроэнергии. Простей- ший расчет: 3/1,5 х 4 = 8 часов. Т.е., ведя процесс плавки на максимальной мощности в течение 8 часов, мы гарантированно получим 4 тонны ферро- сплава. Температура плавления ферросплава зависит от его состава. Напри- мер, температура плавления ферромарганца составляет 1220-1260 °С. Тем- пература разливки ферромарганца на ленточных машинах – 1340-1380 °С. Температура выпуска из печи 1500-1600 °С. При восстановлении окислов в ферросплавных печах образуется мно- го СО в соответствии с реакциями, типа MnO + C = Mn + CO – 288,288 кДж/моль. 18 Образующийся колошниковый газ отводится из-под свода печи и не всегда полезно используется. Иногда ферросплавный газ применяют для обжига известняка и для отопления котельных. В некоторых случаях его сжигают в свечах над крышей цеха. Типичный состав ферросплавного (ко- лошникового) газа, получаемый при выплавке, например, ферромарганца: СО - 80 ÷90 % (объёмн.); СО 2 - 2 ÷10 %; Н 2 - 2 ÷6 %; СН 4 - 0 ÷5 %; N 2 - 0 ÷3 %; О 2 - 0,04 ÷0,08 %. Теплота сгорания газа как топлива довольно высокая – 9 ÷10 МДж/м 3 Удельный расход энергии в ферросплавных печах следующий: при выплавке ферросилиция (75 % Si) – 570 кг у.т./т кварцита или 8500-8800 кВт ⋅ч/т ферросилиция, что составляет 1040-1080 кг у.т./т ферросилиция; при выплавке ферромарганца (76 % Mn) – 120 ÷130 кг у.т./т концентра- та или 3800-4100 кВт ⋅ч/т ферромарганца (флюсовый процесс), что со- ставляет 460-510 кг у.т./т ферромарганца; при выплавке высокоуглеродистого феррохрома (60 % Cr) – 230 ÷240 кг у.т./т концентрата или 3700-4000 кВт⋅ч/т феррохрома, что составляет 450-490 кг у.т./т. Ориентировочный материальный баланс выплавки высокоуглероди- стого ферромарганца (76 % Mn) флюсовым процессом приведен в табл. 2.5, а соответствующий ему тепловой баланс ферросплавной печи – в табл. 2.6. Несколько слов об особенностях производства углеродистого ферро- марганца. Его производят флюсовым и бесфлюсовым процессами. Разли- чие процессов связано с особенностью поведения фосфора при плавке: 85-90 % фосфора шихты переходит в металл, 5-10 % – в шлак и 5-10 % – в улёт (испаряется). При бесфлюсовом процессе в шихту к марганцевому концентрату не добавляют флюс (известняк или известь), а добавляют вос- становитель (коксик) и железную стружку в расчете на получение опреде- ленного количества загрязненного фосфором ферромарганца и возможно большого количества малофосфористого шлака. Загрязненный фосфором ферромарганец имеет ограниченное применение в сталеплавильном произ- водстве. Малофосфористый же шлак перерабатывают в ферросплавной пе- чи флюсовым процессом для получения ценного низкофосфористого фер- ромарганца или силикомарганца. Образующийся при флюсовом процессе шлак называется отвальным. Именно балансы флюсового процесса рас- смотрены в примере. В табл. 2.5 и 2.6 приняты следующие составы материалов. Марганце- вый агломерат: MnO 50 %; CaO 5; SiO 2 28; MgO 2; FeO 4; Al 2 O 3 4; Fe 2 O 3 2; Mn 3 O 4 5; P 2 O 5 0,41 %. Малофосфористый шлак: MnO 60 %; SiO 2 30; CaO 4; Al 2 O 3 3; R 2 O 2; MgO 1; P 2 O 5 0,02 %. Ферромарганец: Mn 76 %, C 6,6; Si 1,2; Fe 16; P 0,45 %. Отвальный шлак: MnO 12 %; CaO 37; SiO 2 33; 19 MgO 8; FeO 1; Al 2 O 3 7; P 2 O 5 0,035 %. Колошниковый газ: СО 92 % (масс.); СО 2 6,5; Н 2 0,15; летучие 1,5 %. При составлении балансов приняты сле- дующие реакции. Реакции шлакообразования: MnO + SiO 2 = MnSiO 3 ; 2MnO + SiO 2 = 2MnO ⋅SiO 2 ; CaO + SiO 2 = CaO ⋅SiO 2 ; MgO + SiO 2 = = MgO ⋅SiO 2 . Реакции восстановления оксидов: MnО → Mn + 0,5 O 2 ; SiO 2 → → Si + O 2 ; Fe 2 O 3 → 2 Fe + 1,5 O 2 ; P 2 O 5 → 0,5 P 4 + 2,5 O 2 Таблица 2.5 Ориентировочный материальный баланс выплавки высокоуглеродистого ферромарганца флюсовым процессом (кг/кг) Приход На 1 кг шихты На 1 кг металла Расход На 1 кг шихты На 1 кг металла 1. Марганцевый агломерат 0,649 1,990 1. Металл – ферромарганец 0,326 1,000 2. Малофосфористый шлак 0,189 0,580 2. Отвальный шлак 0,392 1,202 3. Коксик 0,119 0,365 3. Колошниковый газ 0,221 0,678 4. Влага шихты 0,036 0,110 4. Улёт (возгонка, испарение) элементов (Mn, Si, P) 0,041 0,126 5. Электродная масса 0,006 0,019 5. Пары воды 0,020 0,061 6. Стальная арматура само- спекающихся электродов 0,001 0,003 Итого 1,000 3,067 Итого 1,000 3,067 Как следует из табл. 2.6 удельный расход электроэнергии в рабочем пространстве печи составляет 12550 /3,6 = 3486 кВт ⋅ч/т или 430 кг у.т./т ферромарганца. Если принять потери электроэнергии в подводящих токо- проводах и в печном трансформаторе 10 %, то для ферросплавной установ- ки расход электроэнергии составит 3486 х 1,1 = 3835 кВт ⋅ч/т или 470 кг у.т./т. Для снижения расхода энергии можно рекомендовать следующее: 1. использование химической теплоты ферросплавного газа, например, для предварительного нагрева шихты в отдельно стоящем агрегате или в той же печи; 2. использование физической теплоты расплавленных ферросплава и шлака для подогрева воды, получения пара или для подогрева шихты; 3. использование взамен дорогостоящих графитированных электродов самоспекающихся, что сокращает регламентированные простои печи и непроизводительные потери теплоты в окружающую среду; 4. использование в кладке печи огнеупорных материалов с меньшей теп- лопроводностью. 20 Таблица 2.6 Ориентировочный тепловой баланс рабочего пространства ферросплавной печи при выплавке высокоуглеродистого ферромарганца флюсовым процессом (на 1 кг металла) Приход кг кДж % Расход кг кДж % 1. Теплота электрической дуги 12550 50,92 1. Химическая энергия восста- новления окислов 8963 36,36 2. Химическая энергия углерода коксика, электродов и марганце- вого агломерата 11435 46,39 2. Химическая энергия колош- никового газа 6716 27,25 3. Химическая энергия реакций шлакообразования 627 2,55 3. Физическая теплота отвально- го шлака (t = 1600 °С) 3050 12,38 4. Физическая теплота шихто- вых материалов 35 0,14 4. Химическая энергия углерода, перешедшего в металл (наугле- роживание) 2201 8,93 5. Физическая теплота ферро- марганца (t = 1600 °С) 1390 5,64 6. Теплота улёта (возгонки, ис- парения) элементов (Mn, Si, P) 837 3,39 7. Потери теплоты через кладку (футеровку) 416 1,69 8. Физическая теплота колошни- кового газа, включая пары воды (t = 425 °С) 394 1,60 9. Теплота плавления шлака и металла 284 1,15 10. Химическая энергия разло- жения водяного пара 208 0,85 11. Теплота испарения влаги шихты 188 0,76 Итого 24647 100,0 Итого 24647 100,0 2.4. Печи окускования Окускование – обработка пылевидных и мелких рудных материалов с целью их укрупнения при подготовке к плавке. Оптимальная крупность ма- териалов для доменных печей малых и средних размеров лежит в пределах от 5 до 40 мм, а для наиболее крупных печей – в пределах от 15 до 40 мм. В ориентации на получение таких кусков и строятся технологии окускования. Наиболее распространены три способа окускования: агломерация – окуско- вание относительно крупных фракций исходных материалов (размером 0-5 мм и более), окатывание или окомкование – окускование пылевидных фракций материалов (размером около 0-1 мм), брикетирование – окускова- ние средних фракций материалов (размером около 0-3 мм). 21 Первые два способа предусматривают тепловую обработку, соответ- ственно, в агломерационной и в обжиговой печи и будут рассмотрены в следующих разделах. Брикетирование – процесс переработки материала в куски геометри- чески правильной и однообразной в каждом случае формы, практически одинаковой массы – в брикеты. Брикетирование производится путём прес- сования топлива, руды, отходов производства (пыль, шлак, стружка) и свя- зующих материалов в механических прессах различных типов. За прессо- ванием обычно следует термическая и химическая обработка брикетов для улучшения их прочностных свойств. К недостаткам брикетирования отно- сится недостаточная прочность брикетов, невысокая производительность, снижение содержания железа в шихте из-за связующих добавок, невозмож- ность удаления серы из брикетов при низкотемпературном брикетирова- нии. Брикетирование было самым распространенным способом окускова- ния до появления агломерации. В настоящее время брикетированием оку- сковывается не более 0,5 % всей массы материалов. 2.4.1. Агломерационная печь (агломашина) Агломерационная печь – печь, предназначенная для получения агло- мерата. Агломерат – это спеченные в куски мелкие материалы (рудная ме- лочь, пылевидные руды и флюсы). Окускование в агломерационной печи происходит, главным образом, в результате образования жидких легко- плавких химических соединений, связывающих при остывании отдельные зёрна в куски. Известно несколько способов агломерации: 1) с просасыванием возду- ха в слое сверху вниз; 2) во вращающихся печах; 3) во взвешенном состоя- нии; 4) с подачей воздуха снизу. Наибольшее распространение получил первый способ спекания – на колосниковой решетке с просасыванием воз- духа через слой шихты. Для справки: колосниковая решетка – решетка из чугунных колосников, имеющих сквозные отверстия для подвода воздуха и предназначенная для поддержания слоя горящего топлива в топке. С использованием колосниковой решетки процесс агломерации может быть периодическим (агломерация в чаше) и непрерывным (на конвейер- ной ленте агломашины). На металлургических заводах агломерация осуществляется преимуще- ственно в агломерационных машинах ленточного типа, представляющих собой непрерывную цепь спекательных тележек с решётчатым дном из ко- лосниковых решеток. Типовая схема агломашины представлена на рис. 2.6. Принцип работы агломашины следующий. На спекательные тележки через питатели укладывается "постель" высотой 30-35 мм из части годного агломерата крупностью 10-25 мм и на неё шихта, состоящая из мелкой ру- ды, концентрата, коксика, известняка и извести. Высота шихты 250-350 мм. 22 Под лентой спекательных тележек создают разрежение около 7-10 кПа, в результате чего через верхнюю поверхность слоя просасывается наружный воздух. Последовательно перемещаясь, тележки попадают под горн, слу- жащий для зажигания коксика в шихте. Горн отапливается горелками. В виде топлива обычно используется смесь доменного и коксового газа с те- плотой сгорания 5900-6300 кДж/м 3 . Расход газа примерно 30 м 3 /т агломера- та. Температура шихты в горне достигает 1200-1300 °С. После выхода шихты из-под горна горение поддерживается в резуль- тате просасывания атмосферного воздуха под действием разрежения. В зо- не горения температура достигает 1500 °С. Продукты горения отдают свою теплоту нижним слоям и уходят с температурой 60-150 °С. При достижении зоной горения "постели" процесс спекания заканчи- вается. Он продолжается 10-20 мин. Получаемый агломерат имеет сред- нюю температуру около 500 °С. Готовый пирог агломерата дробят, после чего на грохотах отделяют возврат (<5 мм) от годного агломерата (>5 мм). Затем годный агломерат охлаждают в специальном охладителе продувкой или прососом воздуха. Различают офлюсованный (с добавками известняка) и неофлюсован- ный агломерат (без известняка и извести). Применение офлюсованного аг- ломерата позволяет экономить дорогостоящий кокс в доменных печах. Ориентировочные материальный и тепловой балансы спекания шихты в агломашине приведены в табл. 2.7 и 2.8. При составлении балансов приняты следующие составы материалов. Рудная смесь: FeO - 7 %; Fe 2 O 3 - 59; MnO - 2; SiO 2 - 9; Al 2 O 3 - 3; CaO - 1; MgO - 3; СО 2 - 6 %. Агломерат: FeO + Fe 2 O 3 + S + FeS + FeS 2 + SO 3 + P 2 O 5 + Рис. 2.6. Схема производства агломерата на конвейерной машине: 1 - питатели для "постели" и шихты; 2 - привод машины; 3 - горн для зажигания ших- ты; 4 - спекательные тележки; 5 - камеры разрежения; 6 - задвижки для регулирования разрежения; 7 - разгрузочная часть машины; 8 - сборный канал дыма 23 + MnO = 68 %; SiO 2 - 10; Al 2 O 3 - 4; CaO - 15; MgO - 3 %. Топливная смесь: 80 % коксика и 20 % антрацитового штыба. Таблица 2.7 Ориентировочный материальный баланс спекания шихты в агломашине (кг/кг) Приход На 1 кг агломерата Расход На 1 кг агломерата 1. Влажный воздух в горн и в спекаемый слой 1,044 1. Агломерат 1,000 2. Рудная смесь 0,902 2. Отходящие газы 1,540 3. Возврат 0,420 3. Возврат 0,420 4. Известняк 0,268 5. Гигроскопическая влага шихты 0,100 6. Топливная смесь 0,099 7. Окалина 0,080 8. Коксодоменная газовая смесь на зажига- тельный горн 0,047 Итого 2,960 Итого 2,960 Таблица 2.8 Ориентировочный тепловой баланс слоя спекающейся шихты в агломашине (на 1 кг товарного агломерата) Приход кг кДж % Расход кг кДж % 1. Химическая энергия горения твердого топлива 2279 77,5 1. Физическая теплота готового пирога агломерата (t = 700 °С) 922 31,3 2. Химическая энергия коксодо- менной смеси 335 11,4 2. Химическая энергия разложе- ния карбонатов 569 19,3 3. Химическая энергия реакций минералообразования 200 6,7 3. Физическая теплота отходя- щего дыма (t = 130 °С) 426 14,5 4. Физическая теплота шихты (t = 60 °С) 101 3,4 4. Химическая энергия диссо- циации гидратов и испарения гидратной влаги 342 11,6 5. Физическая теплота воздуха (t = 25 °С) 24 0,8 5. Потери теплоты в окружаю- щую среду 300 10,2 6. Химическая энергия горения серы и сульфидов 5 0,2 6. Теплота испарения гигроско- пической влаги 226 7,7 7. Химическая энергия диссо- циации оксидов 159 5,4 Итого 2944 100,0 Итого 2944 100,0 Коэффициент полезного действия процесса агломерации составляет 0,85-0,87. Удельный расход условного топлива (твердое топливо + газовое топливо) около 80-100 кг у.т./т офлюсованного агломерата. 24 Экономия топлива на агломашинах возможна по следующим направ- лениям: 1. использование теплоты горячего агломерата для предварительного по- догрева воздуха; 2. использование газовой агломерации, т.е. просасывание через слой шихты смеси доменного газа с воздухом, воспламеняющейся в зоне го- рения. При этом можно значительно сократить расход коксика; 3. подогрев воздуха в отдельно стоящей камере горения. Цель та же – со- кращение расхода коксика; 4. увеличение слоя шихты с одновременным увеличением разрежения под спекательными тележками. Каждые 20 мм увеличения высоты слоя шихты обеспечивают от 0,6 до 1,5 % экономии топлива. Негативное последствие: некоторая потеря производительности агломашины; 5. внедрение малогабаритных зажигательных горнов с низким расходом топлива на зажигание за счет быстрого разогрева поверхностного слоя шихты. Возможно сокращение расхода газа в 2-3 раза. |