Главная страница
Навигация по странице:

  • Рис. 15.13.

  • 15.3.5. Тепловой баланс конвертер­ной плавки.

  • . Физическое тепло чугуна

  • Тепло окисления примесей.

  • Тепло нагрева стали.

  • Физическое тепло отходящих газов.

  • Теория и технология производства стали 1. Учебник для вузов. М. Мир, ООО Издательство act


    Скачать 7.23 Mb.
    НазваниеУчебник для вузов. М. Мир, ООО Издательство act
    АнкорТеория и технология производства стали 1.doc
    Дата22.04.2017
    Размер7.23 Mb.
    Формат файлаdoc
    Имя файлаТеория и технология производства стали 1.doc
    ТипУчебник
    #5208
    страница34 из 88
    1   ...   30   31   32   33   34   35   36   37   ...   88


    Рис. 15.12. Схема состояния конвертерной ванны при подаче кислорода сверху
    освобождающееся место, дви­гаясь в тылу газовых объемов. Это со­здает потоки металла в реакционной зоне, движущиеся со скоростью 10 м/с (здесь вектор скорости направлен вверх в соответствии с движением газо­вых объемов). Если размеры перифе­рийной части ванны не слишком вели­ки, то в каждом вертикальном сечении, проходящем через ось фурмы 7, обра­зуется один замкнутый цикл потоков. Если размеры периферийной части ванны значительны, то могут образо­ваться два цикла потоков, один из ко­торых будет находиться ближе к реак­ционной зоне, второй — к стенке кон­вертера. Скорость движения потоков в периферийных участках конвертерной ванны оценивается только косвенны­ми методами. Получаемые результаты отличаются даже по порядку величины (наиболее вероятное значение скорос­ти 1 м/с).

    Газовые объемы разрушаются на поверхности металлической ванны, где образуются всплески 8. Вспенен­ный шлак 7 уменьшает высоту всплес­ков металла, и они могут не выходить за пределы шлакового слоя. Тогда вы­нос металла из конвертера потоком отходящих газов минимален. Разруша­ясь в шлаковой фазе, всплески дро­бятся на капли 9, размер которых со­ставляет 0,1—10 мм и более. Капли под действием собственной массы оседают в шлаке, причем чем меньше их масса, тем больше длительность оседания. В процессе оседания капли могут коагу­лировать между собой или сливаться с новыми всплесками. Их содержание в шлаке повышается с ростом скорости окисления углерода; оно максимально при основности шлака 1,5—1,7, так как вязкость шлака увеличивается вследствие появления в нем группиро­вок 2СаО • SiO2 (двухкальциевого си­ликата).

    В различные периоды продувки ме­таллические капли, называемые ко­рольками, по количеству могут состав­лять более 15 % от массы шлака. Шла­ковая фаза со взвешенными королька­ми образует шлако-металлическую эмульсию. Кроме того, в области реак­ционной зоны, в которой движение и перемешивание конденсированных фаз наиболее интенсивны, шлак вовле­кается в металл, образуя металло-шла-ковую эмульсию. Струя окислителя, верхняя часть которой значительную долю периода продувки находится в шлаке, затягивает последний в металл, действуя как струйный насос. По экс­периментальным данным, доля шлака в эмульсии в центральной части ванны растет снизу,вверх. После прекраще­ния продувки относительно крупные капли шлака всплывают; большая доля корольков оседает из шлака в ванну, но часть их остается во взвешенном состо­янии. Оседание происходит тем пол­нее, чем меньше вязкость шлака. Оста­ющиеся в шлаке корольки составляют 1—10 % от массы шлака. Потери метал­ла в виде корольков при промежуточ­ном скачивании шлака из конвертера в ходе продувки достигают 1 %, а с ко­нечным шлаком —0,5% от металли­ческой садки.

    Поверхность контакта со шлаком взвешенных в нем корольков в процес­се продувки значительна, так как их много и они имеют небольшие разме­ры. На этой поверхности возможна ре­акция взаимодействия растворенного в корольке углерода с оксидами железа шлака [С] + (FeO) -> COr + Fe. Моно­оксид углерода в этом случае выделяет­ся в виде пузырей размером 0,01—1 см. Пузыри 10, число которых соответству­ет числу корольков, возникая в слое шлака и задерживаясь в нем вместе с газовыми объемами, поступающими из реакционной зоны, вызывают вспе­нивание шлака. Продолжительность пребывания пузырей в шлаке опреде­ляется их размерами, вязкостью и по­верхностными свойствами шлака. Особенно интенсивно вспениваются шлаки, основность которых

    2.

    Газовые объемы 5, проходя из ре­акционной зоны, также вызывают уве­личение высоты слоя вспененного шлака. Возможно стечение обстоя­тельств, когда слой вспененного шла­ка в 30—50 раз превышает толщину не­вспененного шлака, а его уровень дос­тигает 3—6 м поверхности спокойной ванны (в зависимости от садки кон­вертера). При этом вспененная шла-ко-металлическая эмульсия подходит к горловине конвертера. В результате разрушения на вспененном шлаке газовых объемов образуются всплески шлако-металлической эмульсии 11. Если уровень шлако-металлической эмульсии располагается достаточно близко к горловине конвертера, то от­дельные всплески через горловину выбрасываются за пределы агрегата. Иногда эмульсия переливается через горловину. Это явление, называемое выбросами шлака, сопровождается по­терями металла в виде корольков, приводит к зарастанию брони конвер­тера и усложняет работу обслуживаю­щего персонала.

    Увеличение объема вспученной конвертерной ванны ΔV пропорцио­нально скорости окисления углерода vc и продолжительности пребывания объемов газа в ванне: ΔV =кvс. Чем интенсивнее продувка ванны и в меньшей степени рассредоточено ду­тье, тем значительнее ее вспучивание и вероятнее выбросы.

    Возникновение выбросов и их ин­тенсивность зависят от ряда факторов. Довольно часты выбросы при пере­окислении шлака. Если содержание оксидов железа повысилось в результа­те холодного начала процесса (низкая температура чугуна или значительное, количество легковесного лома в ших­те), выбросы возникают при переходе к интенсивному окислению углерода. Если окисленность шлака в какой-то период продувки возросла вследствие смягчения дутьевого режима при подъеме фурмы или добавок в конвер­тер железной руды, то выбросы воз­можны в начале периода интенсивного расхода оксидов железа на окисление углерода в металле ванны и корольков шлако-металлической эмульсии. Для исключения выбросов необходимо обеспечить снижение интенсивности вспенивания шлака, уровня ванны и его колебаний, т. е. требуется умень­шить окисленность шлака, скорость окисления углерода, рассредоточить дутье. Особенности протекания реак­ции обезуглероживания учитывают при разработке технологических при­емов управления процессом. К их чис­лу относятся методы организации пуль­сирующей продувки, продувки с цикли­ческим расходом кислорода и др. Боль­шое значение для рациональной организации процесса имеет правильное определение удельного объема конвертера и числа сопел в фурмах. Увеличение числа сопел позволяет ин­тенсифицировать продувку без ухуд­шения показателей процесса, однако пока не принято делать фурмы с чис­лом сопел более шести, так как при этом ухудшаются условия их охлажде­ния и снижается стойкость фурмы.

    Определенное влияние на техноло­гию и условия ведения плавки оказы­вает и такой фактор, как постепенный (по ходу кампании) износ футеровки, сопровождаемый увеличением объема рабочего пространства и заметным (в 1,5 -1,6 раза) увеличением площади ванны с одновременным уменьшени­ем ее глубины. Все это изменяет усло­вия массопередачи и шлакообразова­ния, а также ход плавки в целом.

    Увеличение в ходе продувки содер­жания СаО в шлаке приводит к повы­шению температуры его плавления. От начала к середине продувки с ростом скорости окисления углерода умень­шается содержание оксидов железа в шлаке (в результате восстановления). Поскольку марганец окисляется в на­чальный период продувки, то по мере увеличения количества шлака в нем уменьшается также и содержание ок­сидов марганца. Известно, что оксиды железа и марганца разжижают шлак, заметно снижают температуру его плавления. В результате одновремен­ного действия перечисленных факто­ров температура плавления конвертер­ного шлака по ходу продувки повыша­ется с 1200 (в начале) до 1600 °С (в кон­це) и возможна ситуация, когда температура плавления шлака превы­сит его фактическую температуру. Это приведет к выпаданию из раствора наиболее тугоплавких составляющих, в первую очередь двухкальциевого сили­ката. Наличие в шлаковом расплаве твердой фазы вызывает уменьшение его текучести. Если развитие описыва­емых явлений продолжится, то степень гетерогенности шлака увеличится и шлак «свертывается». Свертывание — это не только сгущение шлака, но и по­теря способности пениться, т. е. шлак оседает. В вязком шлаке замедляются процессы массопереноса, т. е. этот процесс нежелательный. Свертывание усиливается при вводе в конвертер шихтовых материалов и при охлажде­нии шлаковой фазы.

    Свернувшийся шлак зачастую представляет собой полутвердую или твердую массу, которая отбрасывается с поверхности реакционной зоны к стенкам агрегата потоками выделяю­щегося газа. При этом теряется важ­ная защитная функция шлака — пре­пятствовать развитию всплесков и вы­носу металла в пространство над ван­ной и из конвертера. Если внутренняя высота конвертера сравнительно неве­лика, то возможен вылет всплесков через горловину на кожух конвертера, неизбежны значительные потери ме­талла и последующая очистка кожуха от застывших масс. И даже если всплески не вылетят из конвертера, капли металла, образующиеся из них при разрушении в полости агрегата, могут быть подхвачены газовым пото­ком и вынесены из конвертера через горловину. Этот менее заметный, чем крупные всплески металла, процесс вызывает значительные осложнения. Потери металла с выносом при нор­мальном состоянии вспененного шла­ка незначительны, но при свернув­шемся шлаке они достигают 0,2 % садки за каждую минуту продувки.

    В период продувки со свернувшим­ся шлаком вредные примеси (сера и фосфор) практически не переходят из металла в шлак, так как все процессы массопереноса в шлаке подавляются.

    Таким образом, устранение сверты­вания шлака и снижение потерь метал­ла с выносом являются серьезными технологическими задачами, которые приходится решать во время продувки. Эффективной мерой против свертыва­ния являются добавки плавикового шпата, значительно разжижающего шлак. Шлак разжижают, повышая со­держание в нем оксидов железа, смягче­нием дутьевого режима главным обра­зом путем кратковременного увеличе­ния высоты фурмы над уровнем ванны или используя специально подготов­ленные шлаковые смеси (см. разд. 5.1).

    На рис. 15.13 показана головка че-тырехсопловой фурмы. В процессе ра­боты фурма непрерывно охлаждается водой. В наиболее тяжелых условиях работает наконечник (головка) фур­мы. Наконечник обычно изготавлива ют из меди (медь — наиболее доступ­ный конструкционный материал с вы­сокой теплопроводностью, в 8 раз бо­лее высокой, чем у стали).

    Предусмотрена возможность заме­ны наконечника.


    Рис. 15.13. Головка четырехсопловой фурмы:

    1—3 — стальные трубы; 4— сопловый коллектор; 5—сопло; б—распределитель воды; 7—торец го­ловки фурмы

    15.3.5. Тепловой баланс конвертер­ной плавки. Состав шихты конвертер­ной плавки диктуется требованиями технологии и тепловым балансом. Ос­новные составляющие приходной час­ти теплового баланса следующие:

    а. Физическое тепло чугуна, Qчуг, кДж/кг чугуна, определяют как сумму:

    Qчуг = 0,74tпл + 217 + 0,87 (tфакт - tпл),

    где 0,74 и 0,87 —теплоемкость соответствен­но твердого и жидкого чугуна, кДж/(кг К); 0,74 tпл — энтальпия твердого чугуна, нагрето­го до температуры плавления; 217 — скрытая теплота плавления чугуна, кДж/кг; 0,87(tфакт -tпл) — энтальпия жидкого чугуна при данной конкретной температуре нагрева

    Температура плавления чугуна за­висит от его состава и в среднем принимается равной 1175°С. Любое ме­роприятие, направленное на повыше­ние температуры чугуна tфакт, заметно увеличивает приход тепла;

    б. Тепло окисления примесей. Основ­ную долю тепла по этой статье прихо­да составляет тепло реакций окисле­ния С, Si, Mn и Fe; любое мероприя­тие, направленное на организацию до­жигания в полости конвертера СО до СО2, также заметно увеличивает при­ход тепла. Определенное количество тепла поступает в результате окисле­ния железа, однако по мере окисле­ния железа уменьшается выход метал­ла и соответственно ухудшаются по­казатели теплового баланса, рассчи­танные не на 1 кг шихты, а на 1 кг жидкой стали.

    Кроме этих двух основных состав­ляющих приходной части теплового баланса при точных расчетах учиты­вают тепло процессов шлакообразо­вания (образования силикатов каль­ция и магния, алюминатов кальция и т.д.), а также физическое тепло по­павшего в конвертер миксерного шлака. В тех случаях, когда шлакооб-разующие добавки или заливаемый в конвертер металлический лом пред­варительно подогревают, это тепло также учитывают.

    Основные статьи расхода тепла в конвертерном процессе следующие:

    а. Тепло нагрева стали. Физическое тепло стали, QCT, определяют как сумму:
    Qст= 0.7tпл + 260 + 0,84(tфакт - tпл),
    где 0,7 и 0,84 — теплоемкость соответственно твердой и жидкой стали, кДж/(кг • К); 0,7tпл — энтальпия твердой стали, нагретой до температуры плавления; 260 — скрытая теплота плавления стали, кДж/кг;

    0,84(tфактtпл) — энтальпия жидкой стали, нагретой в процессе плавки до определенной температу­ры.
    Температура плавления и теплоем­кость зависят от состава стали. Обыч­но для расчетов температуру плавле­ния стали принимают равной 1500°С. Из приведенных данных следует, что получение высоких значений темпера­туры нагрева металла tфакт связано с заметным увеличением расхода тепла;

    б. Тепло нагрева шлака. Физическое тепло бтгр.шл, кДж/кг шлака, определяют как следующую сумму:

    Qнаг.шл. = cшл tшл + Q пл.шл.

    где сшлtшл — энтальпия шлака; сшл — удельная теплоемкость шлака при данной температу­ре, кДж/(кг • К); tшл — температура шлака; Qпл.шл. — теплота плавления шлака.

    Значения удельной теплоемкости шлака и теплоты его плавления для шлаков разного состава существен­но неодинаковы. В расчетах часто принимают tШЛ=1650°С, сшл = 1,21 кДж/(кг • К), Qпл.шл.= 210 кДж/кг;

    в. Физическое тепло отходящих газов. Тепло отходящих газов определяют из произведения теплоемкости газа на температуру (т. е. находят энтальпию газа). Значения теплоемкости состав­ляющих отходящего газа — СО, СО2, Н2О, N2 — существенно различаются, поэтому для конкретных расчетов не­обходимо возможно более точно знать состав газов. Чем большая доза СО до­горает в полости конвертера до СО2, тем больше приход тепла. Однако при этом возрастает температура газов и со­ответственно увеличивается расход тепла на нагрев отходящих газов;

    г. Потери тепла через футеровку кон­вертера, через горловину, на нагрев воды, охлаждающей фурмы, и т. п. Эти потери, находясь в зависимости от степени разгара футеровки, организации веде­ния плавки, продолжительности при­остановок продувки для отбора проб, конструкции фурмы и т. д., составля­ют обычно 2—4 % от общего прихода тепла.

    Кроме перечисленных основных потерь для точных расчетов учитыва­ют тепло: 1) расходуемое на разложе­ние оксидов железа, вносимых с ших­той, и карбонатов, содержащихся в небольшом количестве в извести; 2) затраченное на нагрев и испарение влаги шихты; 3) содержащееся в кап­лях металла и шлака, вылетающих из конвертера (выбросах), и т. п. Если принять, что шихта состоит только из жидкого чугуна, то после соответству­ющих расчетов можно убедиться, что приход тепла существенно превышает расход. Во избежание перегрева стали (при перегреве быстро разрушается футеровка, металл насыщается газами и т. п.) в ванну вводят охладители. В качестве охладителей используют ме­таллический лом, железную руду, а также (в редких случаях) водяной пар. Расчет количества лома, которое целе­сообразно загрузить в конвертер для исключения перегрева ванны, ведут, используя формулу для расчета коли­чества тепла на нагрев стали (см. п. 1 в статьях расхода). Ориентировочно можно принять, что на расплавление и нагрев до 1600 °С 1 кг лома расходу­ется 1,4 МДж тепла. Количество лома, которое можно загрузить в кон­вертер без опасения переохлаждения металла, зависит от прихода тепла и организации работы (чем меньше ин­тервал между плавками и продолжи­тельность остановок конвертера, тем меньше потери тепла) и обычно со­ставляет 20—30 % от общей массы металлошихты.

    Распределение основных статей теплового баланса показано в табл. 15.2.
    Таблица 15.2. Тепловой баланс кислородно-конвертерной операции

    Статьи баланса

    % от итога

    Приход тепла: а. Физическое тепло жидкого чугуна б. Тепло экзотермических реакций В том числе от:

    51-55 45-50

    окисления углерода

    окисления других примесей (кроме углерода)

    окисления железа

    25-30 12-15

    5-6

    в. Тепло шлакообразования

    4-5



    100

    Расход тепла:



    а. Тепло готовой стали

    60-65

    б. Тепло конечного шлака

    12-17

    в. Уносится отходящими газами

    8-10

    г. Нагрев и восстановление оксидов железа вводимой железной руды

    д. Тепло, уносимое с плавильной пылью и выбросами

    е. Нагрев воды, охлаждающей фурму ж. Потери тепла через кладку и горловину

    5-10 0,5-1,5

    1,0 2-3



    100

    Примечание. Общий расход тепла (равен приходу тепла) на 1т металлошихты -2000 МДж; он колеблется в зависимости от состава и температуры чугуна, вида охладителя (лом, руда, окатыши и т. п.), толщины огне­упорной кладки, организации производства (перерывов между плавками) и т. п.

    Увеличение доли лома в шихте воз­можно либо при увеличении приход­ных статей, либо при уменьшении ста­тей расхода. Практическое примене­ние нашли следующие приемы: 1) по­вышают температуру заливаемого в конвертер жидкого чугуна (главным образом за счет снижения потерь теп­ла на пути от доменного цеха к кон­вертеру); 2) предварительно подогре­вают лом в конвертере при помощи газокислородных (или мазутокисло-родных) горелок; 3) вводят в шихту добавки, при окислении которых вы­деляется большое количество тепла (уголь, кокс, карбид кальция и т. п.); 4) снижают потери тепла путем улуч­шения организации производства, уменьшения продолжительности про­стоев, сокращения времени на оста­новки для отбора проб и т. п. Очень перспективной является организация подогрева лома с использованием теп­ла отходящих газов, однако этот метод технически пока не разработан.
    1   ...   30   31   32   33   34   35   36   37   ...   88


    написать администратору сайта