Способ совместного получения стали и портландцемента и технологическая камера для реализации способа
Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано для получения в одном технологическом процессе стали и портландцемента заданного состава. Согласно изобретению осуществляют жидкофазное восстановление чугуна, корректировку химического состава шлакового расплава, насыщение расплава известью, ускоренное охлаждение клинкера и очистку его от металлических включений с получением портландцемента. После жидкофазного восстановления чугуна проводят окислительное рафинирование стали от примесей, отделение стали от рафинировочного шлака, раскисление и легирование стали, а корректировку химического состава шлакового расплава проводят в процессе его насыщения. При этом в технологической камере плавления-насыщения проводят жидкофазное восстановление чугуна, окислительное рафинирование стали от примесей и насыщение шлакового расплава известью. Насыщение шлакового расплава известью проводят путем создания в густеющем расплаве условий для образования сначала алита, а затем - легкоплавких клинкерных минералов. Причем раскисление и легирование стали проводят в разливочном ковше или агрегате печь-ковш. 2 н.п. ф-лы, 3 ил., 12 табл., 3 пр.
Изобретение относится к черной металлургии и производству строительных материалов. Способ может быть использован для получения стали и портландцемента заданных составов. В качестве сырьевых материалов при реализации способа используют железную руду, известь, уголь, прокатную окалину, шлаковые расплавы, некондиционные железоуглеродистые расплавы, отвальные шлаки, скрап, пыли системы воздухоочистки, отходы угольной энергетики и т.д.
Известен способ получения стали[1], включающий доменное производство чугуна, рафинирование чугуна в кислородном конвертере и раскисление-легирование стали в агрегате ковш-печь (АКП). Данный способ имеет следующие недостатки: во-первых, способ требует больших капитальных затрат на подготовку железорудного сырья и получения кокса; во-вторых, для производства кокса используют дорогие коксующиеся угли; в-третьих, значительные капитальные затраты при реализации способа не позволяют использовать его на мини-заводах.
Известен способ получения стали заданного состава из материалов содержащих оксиды железа [2], включающий жидкофазное восстановление чугуна в барботажной, гарнисажной плавильной камере с непрерывным выпуском чугуна в ковш - «Процесс Ромелт», окислительное рафинирование примесей в процессе заполнения разливочного ковша и раскисление-легирование в АКП. Данный способ имеет следующие недостатки: во-первых, гарнисажная плавильная камера имеет большие тепловые потери; во-вторых, в барботажной камере низкая эффективность передачи тепла из зоны дожигания в расплав.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту к заявляемому способу, в части получения стали, является способ, в котором восстановительную плавку проводят в футерованном конвертере, вращающемся вокруг своей продольной оси – «Доред-процесс» [3], а рафинирование и раскисление-легирование проводят в другом конвертере, также вращающемся вокруг своей продольной оси «Калдо-процесс» [4]. Интенсивное перемешивание компонентов плавки во вращающейся плавильной камере позволяет создать лучшие условия для проведения металлургических процессов, поскольку большинство из них лимитируется в диффузионной области, кроме этого, вращающаяся поверхность интенсивно работает на передачу тепла из зоны дожигания в расплав. Вместе с тем, данный способ имеет ряд недостатков. Во-первых, плавильная камера имеют сложный привод, так как кроме вращения вокруг продольной оси она должна обеспечивать наклон для выпуска продуктов плавки. Это делает оборудование громоздким и усложняет условия его эксплуатации. Во-вторых, эффективность способа снижается из-за длительных простоев, связанных с ремонтом футеровки. В-третьих, получение стали в нескольких агрегатах приводит к увеличению капитальных и производственных затрат.
Все рассмотренные способы получения стали не предусматривают переработку образующихся огненно-жидких шлаковых расплавов в портландцемент.При этом, значительная часть шлаков просто отправляется в отвал, нанося вред экологии.
Известен способ получения цементного клинкера из огненно-жидкого доменного шлака в конвертере [5]. При реализации данного способа расплав разогревают до (1900-2000)ºС.Разогрев расплава до таких температур значительно усложняет реализацию способа из-за низкой стойкости футеровки и повышенного расхода топлива. Кроме того, данный способ позволяет перерабатывать только шлаки, образующиеся в процессе восстановительной плавки, где содержание оксидов железа незначительное.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту является способ получения чугуна и компонентов для шлакопортландцемента [6]. Сущность изобретения заключается в следующем. Огненно-жидкий шлак, полученный в результате различных металлургических производств, приводят к заданному составу портландцементного клинкера или активной минеральной добавки посредством восстановления содержащихся в нем оксидов металла и введения в него недостающих компонентов. Причем основной объем извести вводят на заключительном этапе плавки. Таким образом, способ получения портландцементного клинкера включает жидкофазное восстановление чугуна, корректировку химического состава шлакового расплава, насыщение расплава известью, ускоренное охлаждение клинкера и его очистку от металлических включений. При этом на всех этапах плавки нагрев совмещают с перемешиванием расплава. Кроме этого, на восстановительном и окислительном этапах плавки температуру расплава и состав вводимых материалов регулируют в зависимости от вязкости. А насыщение проводят при густеющем расплаве в диапазоне температур образования трехкальциевого силиката - алита. Полученный продукт очищают от металлических включений путем избирательного измельчения неметаллической составляющей и извлечения ее из смеси воздушным потоком. Данный способ имеет следующие недостатки: во-первых, в способе не предусмотрены мероприятия, направленные на получения стали; во-вторых, процесс насыщения расплава в диапазоне температур образования трехкальциевого силиката не позволяет регулировать образование легкоплавких клинкерных минералов, что снижает качество получаемого цемента.
Задачей изобретения является разработка способа совместного получения стали и портландцемента, а также разработка технологической камеры для реализации способа. Решение поставленных задач позволит устранить недостатки присущие известным способам, а именно: получить в процессе реализации способа сталь заданного состава, повысить качество получаемого из шлака цемента за счет создания условий для образования легкоплавких клинкерных минералов, а также повысить экономическую эффективность производства стали и портландцемента за счет получения с одного нагрева двух товарных продуктов.
Поставленная задача решается заявляемым способом совместного получения стали и портландцемента, включающим, жидкофазное восстановление чугуна, корректировку химического состава шлакового расплава, насыщение расплава известью, ускоренное охлаждение клинкера и очистку его от металлических включений. При этом способ отличается тем, что после жидкофазного восстановления чугуна проводят рафинирование примесей, отделение стали от рафинировочного шлака, рафинирование углерода и раскисление-легирование стали. Корректировку химического состава шлакового расплава проводят в процессе его насыщения известью. При этом, по меньшей мере, жидкофазное восстановление чугуна, рафинирование примесей и рафинирование углерода проводят в одной технологической камере, последовательно создавая в ней условия для реализации каждого процесса. Насыщение шлакового расплава известью проводят, создавая в густеющем расплаве условия для образования сначала алита, а затем и легкоплавких клинкерных минералов. Расход шихтовых материалов в процессе жидкофазного восстановления регулируют таким образом, чтобы фиктивная скорость отходящих из ванны газов находилась в диапазоне (0,3-1,7) м/с, а образующийся в результате восстановления избыточный шлак выпускают.Тепловой режим в технологической камере на всех этапах плавки регулируют посредством дожигания в ней отходящих газов. В случае избытка горючих газов лишнюю часть дожигают за пределами камеры, а в случае их недостатка в камеру вводят дополнительное топливо.
В частных случаях реализации способа в одной технологической камере – камере плавления проводят жидкофазное восстановление чугуна, рафинирование примесей, рафинирование углерода и раскисление-легирование стали, а насыщение шлакового расплава известью проводят в другой технологической камере – камере насыщения. Отделение стали от рафинировочного шлака проводят путем выпуска шлака. Все шлаки, участвующие в насыщении, смешивают.
В частных случаях реализации способа в одной технологической камере – камере плавления-насыщения проводят жидкофазное восстановление чугуна, рафинирование примесей, рафинирование углерода и насыщение шлакового расплава известью. Отделение стали от рафинировочного шлака проводят после рафинирования углерода, путем выпуска стали. Раскисление-легирование стали проводят за пределами технологической камеры.
В частных случаях реализации способа шлаки, образующиеся в процессе производства стали, частично или полностью направляют на ускоренное охлаждение и очистку от металлических включений с получением активной минеральной добавки для цемента в качестве целевого продукта.
В частных случаях реализации способа, при дожигании отходящих из камеры плавления газов в пылегазовую смесь вводят дополнительное топливо, содержание которого в дожигаемой смеси варьируют в диапазоне 0-100%.
В частных случаях реализации способа для дожигания, отходящих из камеры плавления, газов используют котел-утилизатор с жидким шлакоудалением, причем перед удалением расплав шлака накапливают и создают условия для восстановления железа, содержащегося в расплаве. Для этого в расплав вводят восстановитель, флюс и железосодержащие материалы, а также организуют перемешивание расплава и раздельный выпуск чугуна и шлака.
В частных случаях реализации способа в качестве жидкой фазы при жидкофазном восстановлении чугуна используют как оборотный шлак, так и шлак, образующийся на других производствах.
Поставленная задача решается также заявляемой технологической камерой для совместного получения стали и портландцемента предлагаемым способом, выполненной в виде футерованной цилиндрическо-конической поверхности с бóльшим диаметром в центральной по длине зоне. Технологическая камера установлена с возможностью вращения вокруг горизонтальной оси. Технологическая камера содержит введенные в нее с обеих сторон невращающиеся вставки для формирования подводящего канала для подачи в камеру материалов, для формирования отводящего канала для отвода из камеры пылегазовой смеси и для размещения приборов контроля за ходом плавки. Между внутренней поверхностью камеры и наружной поверхностью каждой вставки образована щель для подачи газообразных компонентов плавки в зону дожигания. На корпусе камеры установлен загрузочный люк, шиберный затвор для выпуска жидких продуктов плавки и механизм отбора проб.
В частных случаях реализации невращающиеся вставки выполнены с возможностью выведения их из камеры для быстрой ее замены при износе футеровки.
В частных случаях реализации на поверхности футеровки камеры выполнены неровности – лифтеры.
В частных случаях реализации технологическая камера выполнена в виде камеры, выбранной из группы, включающей камеру плавления, камеру насыщения и камеру плавления-насыщения.
В частных случаях реализации технологическая камера выполнена в виде камеры плавления, при этом в отводящем канале установлена система затворов, соединяющая камеру с котлом-утилизатором или пароструйным вакуумным насосом.
В частных случаях реализации технологическая камера выполнена в виде камеры насыщения или камеры плавления-насыщения, при этом перед котлом-утилизатором установлен пылеулавливающий агрегат.
Сущность изобретения сводится к совмещению в пространстве и, насколько это возможно, во времени известных физико-химических процессов, используемых для получения чугуна, стали и цементного клинкера.
Для получения стали и цемента заданного состава необходимо провести определенный набор частных физико-химических и физических процессов. Совместить все эти процессы во времени невозможно. Например, нельзя провести одновременно такие взаимоисключающие процессы, как окислительное рафинирование и раскисление. В связи с этим, перечень необходимых частных процессов разбивают на группы, в которых эти процессы могут протекать одновременно. Таким образом, появились известные из уровня техники группы частных процессов, связанных с жидкофазным восстановлением чугуна, с рафинированием примесей стали, с рафинированием углерода стали, с раскислением-легированием стали, с корректировкой и насыщением шлакового расплава. В предлагаемом способе все частные технологические процессы, в том числе относящиеся к разным группам, совмещают в пространстве, то есть последовательно проводят в одной технологической камере или параллельно в однотипных технологических камерах. Это позволяет максимально сблизить время проведения несовместимых операций из разных групп, а в некоторых случаях позволяет по новому сгруппировать совместимые операции, заменяя дорогие технологические процессы, на более дешевые. Например, если чугун и сталь последовательно получают в одном объеме, то такие легирующие элементы как Mo,Ni,Co и т.д. можно вводить в процессе восстановления при получении чугуна, не используя дорогие ферросплавы на этапе раскисления-легирования стали. Таким образом, в рамках металлургической части способа получают не только сталь, но и чугун заданного состава.
Из уровня техники известно, что для жидкофазного восстановления используют гарнисажную плавильную камеру, в которой можно проводить длительные плавильные компании без ремонта футеровки. Однако создать в такой камере хорошие условия для плавки сложно. Этим камерам свойственна плохая передача тепла из зоны дожигания в расплав, высокая потеря тепла, недостаточное перемешивание металла со шлаком и т.д. Кроме этого, известен способ, в котором плавка последовательно проводится во вращающихся вокруг продольной оси футерованных плавильных камерах. Это позволяет создать хорошие условия для плавки, но значительно снижет продолжительность плавильной компании из-за вынужденных остановок на ремонт футеровки.
В предлагаемом способе плавку проводят во вращающейся футерованной камере, а проблему изнашиваемой футеровки решают посредством быстрой замены старой камеры на новую. Это становится возможным благодаря тому, что выпуск продуктов плавки производят не наклоном камеры, как в известном способе, а через шиберный затвор или загрузочный люк, расположенный на ее корпусе. Теперь вращение происходит вокруг неподвижной горизонтальной оси. В связи с этим, значительно упростился привод камеры, а значит, уже ничто не мешает снять с опорных роликов камеру с изношенной футеровкой и установить на ее место новую, готовую к работе. Кроме этого, выполнение плавильной камеры в едином корпусе позволяет создать в ней вакуум, что значительно расширяет диапазон физико-химических процессов, используемых в способе.
Из уровня техники известно, что вращающаяся футерованная поверхность хорошо работает на передачу тепла из зоны дожигания в ванну. В связи с этим нагрев камеры производят посредством дожигания над расплавом необходимой части горючих газов, образующихся в ванне, а в случае их недостатка, дополнительно вводимого топлива. Для этого в зону дожигания подают кислородсодержащее дутье, расход которого регулируют в зависимости от количества тепла, оставляемого в камере. Кроме этого, в процессе вращения происходит перемешивание расплава в ванне. Плавка во вращающихся печах известна из уровня техники, как в металлургии, так и при производстве цемента. Таким образом, во вращающейся технологической камере совмещают нагрев и перемешивание расплавов любой вязкости, включая густеющие. Это делает возможным проведение в одной технологической камере всех операций связанных, как с получением стали, так и с получением клинкера. Однако с экономической точки зрения не всегда целесообразно проводить все операции в одной камере. Если способ используют в режиме переработки шлака и объем получаемой стали небольшой, то все технологические процессы, кроме раскисления-легирования стали проводят в одной технологической камере – камере плавления-насыщения. В этом случае раскисление-легирование осуществляют в разливочном ковше или АКП. Если способ реализуют в рамках металлургического производства, с целью получения заданного состава стали, то используют две технологические камеры, а именно: камеру плавления и камеру насыщения. В камере плавления проводят все процессы, связанные с получением стали, а в камере насыщения перерабатывают образующийся в процессе сталеплавильного производства шлак. Такой подход позволяет увеличить объем и сортамент выплавляемой стали.
Возможные конструкции технологической камеры, используемой для реализации заявляемого способа будут рассмотрены ниже на примере некоторых возможных предпочтительных, но не ограничивающих форм реализации со ссылками на позиции фигур чертежей, на которых схематично представлены:
Фиг.1 – продольный вертикальный разрез технологической камеры в рабочем положении;
Фиг.2 – разрез по линии А-А технологической камеры по Фиг.1;
Фиг.3 – технологическая камера по Фиг.1 в положении замены камеры
Все камеры, используемые в способе, имеют одинаковую конструкцию и отличаются только в деталях. Корпус камеры 1 выполняют из нескольких симметрично расположенных участков, образованных коническими и цилиндрическими поверхностями. Центральный цилиндрический участок 2 имеет наибольший диаметр. На нем располагают загрузочный люк 3, шиберные затворы 4 и механизм 5 для отбора проб. С обеих сторон от центрального расположены конические участки 6, которые опять переходят в боковые цилиндрические участки 7 меньшего диаметра. На центральном цилиндрическом участке 2 расположены бандажи опор качения (на чертежах не изображены), а на боковых 7 - приводные венцы зубчатых передач (на чертежах не изображены). Внутренняя поверхность камеры 1 имеет футеровку 8, позволяющую минимизировать потери тепла через корпус.В частных формах реализации способа на поверхность футеровки 8 наносят искусственные неровности – лифтеры (на чертежах не изображены), которые интенсифицируют перемешивание ванны в процессе вращения камеры. С обеих сторон в горловины камеры 1 вводят невращающиеся вставки 9 и 10. Одна вставка 9 – подающая, через нее вводят материалы, а другая вставка 10 – отводящая, через нее отводят пылегазовую фазу. В частных формах реализации способа вставки 9, 10 выполняют с возможностью быстрого выведения их из камеры 1 при замене старой камеры 1 на новую. Так, в соответствии с формой выполнения по Фиг.3 для возможности быстрого выведения вставки 9, 10 установлены на колесных тележках 11. В подающей вставке 9 размещают каналы и механизмы подачи расплава, твердых материалов и дутья в ванну (на чертежах позициями не обозначены). Кроме этого, на вставке 9 размещают горелки для дожигания над расплавом дополнительного топлива (на чертежах не изображены или позициями не обозначены). В отводящей вставке 10 размещают канал, по которому производят отвод пылегазовой фазы в котел-утилизатор (на чертежах позицией не обозначен). Между вращающейся поверхностью камеры 1 и неподвижной поверхностью вставок 9, 10 оставляют щель 12, через которую в зону дожигания подают газообразные компоненты плавки. Позицией 13 обозначена горизонтальная ось вращения камеры 1. Кроме того, позицией 14 обозначен находящийся в камере 1 металл, а позицией 15 – шлак.
Выпуск жидких продуктов плавки производят через шиберный затвор 4, расположенный на центральном цилиндрическом участке 2 камеры 1. При этом, поворотом камеры 1 выпускное отверстие подводят к металлу 14 или шлаку 15, в зависимости от того какой продукт необходимо выпустить. Для обслуживания шиберного затвора 4 камеру 1 поворачивают так, чтобы затвор 4 находился в верхнем положении. В частных случаях реализации способа, для удобства эксплуатации на корпусе камеры 1 устанавливают два шиберных затвора, размещая их диаметрально противоположно (на чертежах не изображено). В этом случае облуживание одного затвора 4 совмещают с выпуском металла 14 через другой.
В частных формах реализации способа, когда необходимо удалить весь содержащий вредные примеси рафинировочный шлак, используют вакуумную установку. После максимально возможного выпуска шлака в плавильную камеру вводят патрубок соединенный с вакуумной камерой. В результате перемещения этого патрубка в слое шлака производят чистовое удаление менее плотного шлака с поверхности металла.
Процесс отбора проб из камеры механизирован. Механизм 5 для отбора проб устанавливают на цилиндрическом участке 2 корпуса технологической камеры 1. Оператор подводит механизм 5 отбора проб в то место, где необходимо произвести забор расплава. По команде с пульта происходит всасывание расплава в заборник, подобно тому, как шприц втягивает лекарство. Втянутый в приемник расплав проходит через окно холодильника, который, смещаясь, вырезает пробу из втянутого цилиндра расплава. Образец струей газа выталкивается из окна холодильника в контейнер, а рамка холодильника возвращается в исходное положение, пропуская шток заборника, который, двигаясь в обратную сторону, вталкивает не использованный расплав обратно в камеру.
Подачу твердых материалов в камеру, в зависимости от его фракционного состава, производят трубопроводным пневмотранспортом или пневможелобом. При этом в качестве транспортирующей среды, в зависимости от создаваемых в камере условий, используют кислородсодержащее дутье, нейтральный газ или другие газовые смеси.
При возникновении необходимости замены камеры 1 в связи со значительным повреждением футеровки 8 невращающиеся вставки 9,10 выводят из горловин камеры 1 расположенных на боковых цилиндрических участках 7 путем перемещения колесных тележек 11, камеру 1 заменяют и снова посредством колесных тележек 11 вводят невращающиеся вставки 9, 10 во вновь установленную камеру 1.
Камера плавления, в отличие от камеры насыщения и камеры плавления-насыщения, имеет более широкие возможности для создания в ней требуемого рабочего давления и состава атмосферы. В отводящем канале для управления пылегазовым потоком располагают систему затворов, которые позволяют соединять камеру, как с котлом-утилизатором, так и пароструйным вакуумным насосом, в зависимости от создаваемых в ней условий. В частных формах реализации затворы не просто закрывают и открывают канал, а позволяют дросселировать отходящий газовый поток. Через боковые (торцевые) щели 12 в плавильную камеру в зависимости от создаваемых в ней условий подают кислородсодержащее дутье, нейтральный газ или смесь нейтрального газа и технического кислорода.
При создании в плавильной камере вакуума торцевые щели 12 закрывают манжетами, которые перекрывают доступ воздуха в камеру 1, но не исключают ее вращение. В частных случаях у наружной поверхности манжет создают избыточное давление инертного газа. Это позволяет, с одной стороны, плотнее прижать манжету к корпусу камеры, а с другой, в случае подсоса, позволит заполнить камеру инертным газом, но не воздухом. Кроме этого, при вакуумировании закрывают подающие и отводящие каналы во вставках 9, 10, а шиберные затворы 4, механизм 5 отбора проб и загрузочный люк 3 не уплотняют, поскольку они в процессе вращения и взаимодействия с расплавом становятся непроницаемыми для газа.
Камера насыщения и камера плавления-насыщения имеют другой набор механизмов, размещаемых на подающей вставке 9 и корпусе камеры 1. Камеры комплектуют, исходя из тех операций, которые они выполняют.Так, например, на корпусе камеры насыщения, не устанавливают шибер для выпуска жидких продуктов плавки, а на подающей вставке нет канала для подачи феррометаллов. Однако в отличие от камеры плавления, перед котлом-утилизатором камеры насыщения и камеры плавления-насыщения устанавливают пылеулавливающий агрегат.Его установка значительно облегчает условия работы котла-утилизатора. Кроме этого, при очистке от пыли раскаленных газов такие компоненты как Na2O, K2O, ZnO, PbO и т.д. возгоняются и без труда проходят пылеулавливающий агрегат, в то время как остальные компоненты сепарируются. Таким образом, чем больше обычных частиц будет извлечено в пылеуловителе, тем выше будет концентрация возгоняемых компонентов в смеси, которую задерживают после охлаждения в системе аспирации. Смеси с высокой концентрацией возгоняемых компонентов реализуются на рынке как сырье для дальнейшей переработки, а смесь с обедненным содержанием возгона направляют на ускоренное охлаждение для получения активной минеральной добавки.
Оставшуюся после дожигания в камере плавления пылегазовую фазу отводят в котел-утилизатор для полного дожигания и утилизации тепла. При этом, в частных случаях реализации котел-утилизатор обеспечивает паром турбину электрогенератора и пароструйный вакуумный насос.Чтобы обеспечить постоянную штатную работу турбины и периодическую работу вакуумного насоса в пылегазовую смесь перед дожиганием вводят дополнительное топливо. В качестве дополнительного топлива используют энергетические угли, мазут, природный газ и т.д. Введение дополнительного топлива стабилизирует тепловую работу котла, делает ее независимой от количества физического и химического тепла, поступающего из камеры плавления. Так, при интенсивной продувке ванны кислородом отходящие газы могут получить такое количество физического и химического тепла, что введение дополнительного топлива не потребуется, и его содержание в дожигаемой смеси будет 0%. А при создании в плавильной камере вакуума котел отделяют от камеры затвором, и он работает автономно, потребляя 100% дополнительного топлива. Таким образом, содержание дополнительного топлива в дожигаемой смеси в процессе плавки варьируют в диапазоне (0-100)%. Это позволяет обеспечить на всех этапах плавки постоянную штатную работу турбины электрогенератора и периодическую работу пароструйного вакуумного насоса. Получение в процессе плавки вторичных энергоресурсов дает возможность полностью компенсировать затраты электроэнергии на производство кислорода и аргона, используемых в способе.
В предлагаемом способе используют жидкофазное восстановление. В связи с этим, для начала плавки в плавильной камере необходимо иметь расплав. При первом использовании способа исходный расплав получают в результате плавления шихтовой смеси посредством сжигания в камере дополнительного топлива. При дальнейшем использовании способа в качестве исходного расплава используют оборотный шлак или шлак, полученный с других производств. В данном описании оборотным называют шлак, который образуется в результате реализации способа. Это может быть шлак, образующийся в камере плавления, котле-утилизаторе и тд.
В качестве восстановителя металла и топлива используют уголь, кокс, полукокс, термококс, сланцы, торф, золу уноса тепловых электростанций (ТЭС) работающих на угле, древесину и т.д. При внесении топлива в плавильную камеру под действием температуры происходит его разделение на коксовый остаток и летучие. Коксовый остаток замешивается в расплав, где участвует в восстановлении и науглероживании чугуна, а летучие и образующийся в расплаве СО выходят в зону дожигания над ванной. Чтобы пополнить приходную часть теплового баланса, производят частичное или полное дожигание газовой смеси над ванной. При этом нагревается открытая поверхность камеры, которая в результате вращения уходит под расплав, отдавая ему тепло. При использовании топлива с низким содержанием летучих в зону дожигания дополнительно вводят горючий газ. Если в топливе высокое содержание летучих, то предварительно производят его дегазацию, получая топливо с заданным содержанием летучих и попутный газ.
В качестве железосодержащего сырья в способе используют железную руду, прокатную окалину, скрап, расплавы железистых шлаков, расплавы некондиционных чугунов и сталей, отвальные шлаки, пыли системы воздухоочистки и т.д. Указанные материалы используют по отдельности или в составе смеси железосодержащих материалов.
Шихтовая смесь включает в себя железосодержащие материалы, восстановитель и флюс.Шихтовую смесь подают в плавильную камеру пневмотранспортом или другим каналом через подающую вставку. При загрузке шихты пневмотранспортом используют различные газы или смеси газов. Выбор газовой смеси зависит от условий, создаваемых в камере. На восстановительном этапе плавки в качестве транспорта используют кислородсодержащее дутье, что позволяет частично перевести серу, содержащуюся в шихте, в газовую фазу, а при подаче материалов на этапе раскисления-легирования в качестве транспорта используют инертный газ, чтобы не увеличивать парциальное давление кислорода в камере. В тех случаях, когда материалы не могут быть введены через подающую вставку, их вводят через загрузочный люк.
В процессе металлургической плавки из-за выхода газовой фазы на поверхность расплава образуется пена. Пенный режим способствует активизации тепло-массообменных процессов, а также снижает пылевынос шихтовых материалов из камеры, работая как фильтр. Подачу шихты в камеру регулируют таким образом, чтобы пена на поверхности расплава не была барботажной, то есть отдельными пузырьками, и не переходила в брызговую, когда газовая фаза начинает разрушать пену. Пенный режим оценивают по фиктивной скорости отходящих из расплава газов. Она определяется как секундный объемный расход газа, отнесенный к площади зеркала расплава. В процессе заполнения цилиндрической плавильной камеры расплавом, площадь зеркала расплава увеличивается, что приводит к уменьшению фиктивной скорости. В связи с этим, для повышения производительности агрегата расход шихтовых материалов по мере заполнения камеры увеличивают таким образом, чтобы фиктивная скорость отходящих из ванны газов всегда находилась в диапазоне (0,3-1,7) м/с.При этом канал, отводящий пылегазовую фазу в котел-утилизатор, должен обеспечивать проход данного объема газа, не увеличивая давления в камере выше 150кПа. Превышение указанного давления в камере приводит к повышенному износу оборудования.
Поскольку в способе, как правило, используют железосодержащее сырье, которое не подвергалось глубокому обогащению, то в процессе восстановления шлака образуется больше чем металла. В связи с этим, образующийся в процессе жидкофазного восстановления избыточный шлак периодически выпускают.При проведении жидкофазного восстановления чугуна в камере плавления подачу шихтовых материалов производят до тех пор, пока объем расплава в камере не достигнет максимально допустимого значения. После выпуска избыточного шлака восстановительную плавку продолжают до тех пор, пока не наберут заданный объем чугуна. Когда заданный объем чугуна набран, избыточный шлак выпускают и переходят к рафинированию примесей. В этой связи следует заметить, что в процессе жидкофазного восстановления чугуна в камере создаются благоприятные условия для перевода серы из чугуна в шлак.
В процессе рафинирования из железоуглеродистого расплава удаляют избыточные для данного состава стали примеси и углерод. Обычно это делают посредством их окисления. В связи с этим, процесс часто называют окислительным рафинированием. В уровне техники используют более широкое название «Рафинирование», поскольку кроме окислительного рафинирования используют, например, сульфидное рафинирование меди и т.д. Важным фактором, определяющим интенсивность рафинирования, является условие взаимодействия металла и шлака. В предлагаемом способе рафинирование проводят в условиях совместного перемешивания металла и шлака во вращающейся камере. Таким образом, создаются благоприятные условия для рафинирования, и оно проходит интенсивно, практически в промывочном режиме.
Группируя одновременно выполняемые частные физико-химические процессы, рафинирование делят на два этапа: рафинирование примесей и рафинирование углерода. После рафинирования примесей металл отделяют от рафинировочного шлака. Это делается для того, чтобы содержащийся в шлаке фосфор не перешел обратно в металл. Если для раскисления-легирования сталь оставляют в камере, то выпуск шлака проводят после рафинирования примесей, чтобы использовать тепло, образующееся при рафинировании углерода для образования нового шлака. Если раскисление-легирование стали проводят за пределами камеры, то ее выпускают после того, как получат заданное содержание углерода, то есть после рафинирования углерода.
Для окислительного рафинирования примесей, в ванну подают кислород. Чтобы повысить основность шлака и уменьшить испарение металла в зоне контакта с кислородом, в струю кислорода вводят известь. Наличие в плавильной камере высокоосновного окисленного шлака является непременным условием удаления из металла фосфора и его удержание в шлаке. Температурный режим на этом этапе регулируют расходом кислорода в металл. Если интенсивность подачи дутья в ванну высокая, то дожигание в камере образующегося СО не производят.
Рафинирование углерода также проводят посредством его окисления. Окисление производят кислородом дутья или твердым окислителем, то есть за счет восстановления оксидов железа. В первом случае ванна приобретает тепло, а во втором – его теряет.Возможен еще один способ окисления углерода – это подача кислорода не в расплав, а в зону дожигания с интенсивным перемешиванием ванны в процессе вращения. В этом случае неровности футеровки захватывают кислород и увлекают его в ванну. Такое окисление относят к окислению дутьем, где подача кислорода может быть минимальной и дозироваться частотой вращения камеры. В зависимости от того, сколько избыточного углерода необходимо удалить из металла, определяют план его окисления, в котором используют все перечисленные способы доставки кислорода. При этом начинают окислять углерод дутьем в расплав, а заканчивают восстановлением оксидов железа, находящихся в шлаке.
Параллельно с окислением углерода готовят шлак для раскисления-легирования. При этом стараются максимально использовать тепло, образующееся при окислении углерода. Особенность нового шлака заключается в том, что работать он должен при низких парциальных давлениях кислорода в камере. В этих условиях железо, содержащееся в шлаке, восстанавливается, температура плавления шлака увеличивается, и он густеет.Чтобы этого не произошло, в качестве разжижающей добавки в шлак вводят Al2O3. Глинозем вводят в виде бокситов, шамотного боя, алюминиевых шлаков и т.д. Кроме этого, в новый шлак, если позволяет тепловой режим, вводят материалы для прямого легирования металла такими элементами как Mn,Cr и т.д. В связи с этим, важным условием проведения данного этапа плавки является соблюдение температурного режима. При окислении углерода происходит увеличение температуры плавления металла. То есть, чтобы металл оставался жидким, по мере удаления из него углерода необходимо увеличивать температуру ванны. Кроме разогрева ванны тепловая энергия тратится на окисление углерода твердым окислителем, на нагрев вводимых материалов и т.д. При этом основное тепло в ванну поступает от окисления углерода дутьем. Причем, не весь углерод подвергается окислению. Определенная заданием часть углерода должна остаться в стали, а другая часть резервируется для прямого легирования и вакуумно-углеродного раскисления. Таким образом, в случае недостатка углерода в металле, приходную часть теплового баланса пополняют теплом, образующимся при сжигании дополнительного топлива. Для этого используют горелки, которые располагают на подающей вставке. При этом передача тепла из зоны дожигания в ванну происходит не через шлак, а через футеровку в результате вращения плавильной камеры. Это важно в условиях, когда шлак из-за высокого содержания в нем оксида хрома или других оксидов, вводимых для прямого легирования, временно малоподвижен и склонен к пенообразованию.
По мере снижения и прекращения подачи дутья в плавильной камере начинаются восстановительные процессы, которые приводят к снижению парциального давления кислорода, и, как следствие, к раскислению шлака. Начинается этап раскисление-легирование. Совместное перемешивание металла с раскислинным шлаком снижает содержание кислорода и в металле. Однако, в подавляющем числе случаев требуется значительно более низкое содержание газов в железоуглеродистых расплавах. В связи с этим, в предлагаемом способе используют вакуумно-углеродное и осаждающее раскисление.
При получении нелегированных сталей обычного качества раскисление проводят в разливочном ковше при выпуске металла или в АКП. Если осаждающее раскисление проводят в плавильной камере, то раскислитель, как правило, вводят в предварительно раскислинную ванну, не прерывая вращения плавильной камеры. В этом случае раскислитель может оказаться в роли легирующего элемента. Поэтому в уровне техники данный этап получил название «раскисление-легирование». Для раскисления используют Mn,Si,Al,V,Ti и т.д. В частных формах реализации способа введение в расплав раскислителей производят специальным механизмом, который размещают в подающей вставке.
Изготовление камеры плавления в едином корпусе позволяет организовать в ней разряжение в диапазоне (0,001-100)кПа. Более высокое разряжение не используют, поскольку его достижение значительно усложняет конструкцию агрегата. Снижение давления в камере позволяет расширить перечень физико-химических процессов, используемых в способе за счет вакуумно-углеродного раскисления, повышенного обезуглероживания металла, прямого легирования и т.д.
Вакуумно-углеродное раскисление заключается в том, что посредством снижения парциального давления СО в камере плавления смещают реакцию[C]+[O]={CO} вправо, то есть, создают условия для удаления кислорода из металла. Снижение парциального давления достигают как созданием вакуума в камере, так и заменой атмосферы в ней на инертный газ. Кроме этого, в предлагаемом способе используют комбинированный способ проведения вакуумно-углеродного раскисления, включающий создание вакуума в камере с последующим заполнением ее инертным газом. Это позволяет, с одной стороны, снизить испарение железа в процессе вакуумирования, а с другой – дает возможность более точно регулировать состав новой атмосферы в плавильной камере.
Повышенное обезуглероживание металла проводят в несколько этапов. Сначала в плавильной камере снижают парциальное давление СО, чтобы сместить реакцию [C]+[O]={CO} вправо, а затем в камеру вводят газовую смесь кислорода и инертного газа, чтобы провести реакцию окисления углерода при более низком парциальном давлении СО.
Прямое легирование заключается в том, чтобы посредством снижения парциального давления СО в плавильной камере сместить реакцию (MeО)+[C]={CO}+[Me] вправо, т.е. восстановить легирующий элемент, который при нормальных условиях не восстанавливается. При этом прямое легирование проводят в камере, заполненной инертным газом, чтобы выделяющийся в процессе восстановления металла СО не ухудшал вакуум.
Масса легирующих компонентов, вводимых в железоуглеродистый расплав посредством прямого легирования, ограничена содержанием углерода в металле. Поэтому при производстве высоколегированных сталей используют традиционный способ внесения легирующих компонентов ферросплавами. Для этого на подающей вставке располагают механизм подачи ферросплавов. В частных формах реализации для этой цели используют пневможелоб, а в качестве транспортирующей среды инертный газ. Кроме этого, пневможелоб используют и для введения некоторых шихтовых материалов, которые не могут быть внесены в плавильную камеру трубопроводным пневмотранспортом. При внесении большого количества легирующих компонентов тепловую балансировку ванны производят посредством сжигания дополнительного газового топлива.
В частных формах реализации способа, чтобы максимально отделить при выпуске металл от шлака производят загущение шлака. Для этого в шлак дополнительно вводят известь. После того как шлак загустел, плавильную камеру поворачивают шиберным затвором вниз, и выпускают металл, не опасаясь, что шлак попадет в ковш. Оставшийся в плавильной камере шлак является оборотными и переходит на следующий металлургический цикл.
В частных формах реализации способа, раскисление-легирование проводят в разливочном ковше. Для этого ковш закрывают крышкой с приемным патрубком. Под крышку закачивают инертный газ. По мере заполнения ковша в металл вводят раскислитель. При этом инертный газ вытесняется из ковша и поднимается по патрубку навстречу металлу, защищая струю металла от окисления. После того, как ковш принял весь металл, входное отверстие закрывают, а под крышку подают инертный газ, чтобы создать небольшое избыточное давление. Это позволяет защитить металл от окисления и испарения в процессе его перемещения к месту последующей переработки.
В частных формах реализации способа при подогреве камеры в среде нейтрального газа продукты горения направляют не в котел-утилизатор, который в этот момент, работает автономно, а в пылеуловитель пароструйного вакуумного насоса. При этом отходящие газы в пароструйный вакуумный насос не попадают, а уходят по другому каналу в систему аспирации, где производят их дожигание и очистку. Для этого перед вакуумным насосом устанавливают систему затворов, позволяющих направлять отходящий газовый поток в пароструйный вакуумный насос или в систему аспирации в зависимости от создаваемых в камере условий.
В частных формах реализации способа после выпуска металла из плавильной камеры производят осмотр и реставрацию футеровки. Если обнаруживаются очаги разрушения футеровки, то на них наносят торкретирующую смесь. Через подающую вставку в камеру вводят сопло для подачи материала, а камеру поворачивают дефектом к соплу. После того, как очаговые нарушения футеровки устранены, в плавильной камере создают пылевое облако из материалов, входящих в ремонтную смесь. В результате вращения плавильной камеры огнеупорные материалы оседают на футеровку. Это позволяет значительно продлить срок эксплуатации камеры до ее замены.
В частных случаях реализации способа используют котел-утилизатор с жидким шлакоудалением. При этом шлак не удаляют сразу, а оставляют в накопителе, где создают условия для частичного или полного восстановления железа, содержащегося в нем. Основное количество железа поступает в котел-утилизатор в виде пылеуноса из камеры плавления при жидкофазном восстановлении, когда вводят железосодержащую смесь. Для восстановления железа в накопитель подают восстановитель, флюс, железосодержащие материалы и организуют перемешивание расплава. Объем накопителя рассчитывают таким образом, чтобы выпуск чугуна и шлака производить один раз за металлургический цикл. Восстановление железа в котле-утилизаторе позволяет дополнительно получить чугун, который вводят в плавильную камеру на восстановительном этапе плавки и шлак заданного состава, который используют в производстве цемента и активной минеральной добавки для него.
В частных формах реализации способа расплав в камеру подают по каналу, размещенному на подающей вставке. При этом для подъема расплава в канал используют ковш или питатель, в котором создают избыточное давление. Ввод расплава через подающую вставку производят, не прерывая вращения плавильной камеры, то есть в процессе плавки.
В частных формах реализации способа для вовлечения в производство материалов, которые не могут быть загружены в камеру через подающую вставку, используют загрузочный люк, расположенный в центральной части камеры. Через люк вводят большие объемы расплава, крупный скрап и т.д. Это позволяет расширить перечень используемых в способе материалов и сократить время их загрузки.
В предлагаемом способе процесс насыщения проводят как в камере насыщения, так и в камере плавления-насыщения. Процесс насыщения включает в себя следующие частные процессы: внесение в исходный расплав корректирующих добавок, образование алита и образование легкоплавких минералов. Корректировку состава производят посредством введения в расплав добавок, регулирующих содержание в нем Fe2O3 и Al2O3. Проведение корректировки состава в процессе насыщения позволяет, с одной стороны, сократить время плавки, а с другой, дает возможность использовать вносимые материалы для оптимизации температурного режима.
В частных случаях реализации способа исходный шлак получают при смешивании шлаков, образующихся в процессе производства стали. Усредненный расплав делят в соответствии с производственной необходимостью на две части. Одну часть шлаков отправляют на ускоренное охлаждение с целью получения активной минеральной добавки, а другую часть направляют на насыщение.
Перед началом насыщения расплав имеет температуру, которую выдерживали, исходя из содержания углерода в стали. При этом исходный шлаковый расплав уже содержит известь, которая используется в качестве флюса при производстве стали. Введение новой извести, и перемешивание расплава приводит к образованию двухкальциевого силиката – белита, который, взаимодействуя со свободной известью, образует трехкальциевый силикат – алит.Для активизации процесса алитообразования температуру расплава удерживают в диапазоне (1350-1500)ºС в зависимости от состава сырьевой смеси. При температуре ниже указанного диапазона процесс образования алита затягивается, а превышение указанного диапазона неоправданно увеличивает расход энергоносителей на реализацию способа. Процесс образования минералов сопровождается выделением тепла. Чтобы температура расплава не выходила за пределы указанного температурного диапазона, вводят корректирующие добавки. Таким образом, введение корректирующих добавок позволяет не только пополнить сырьевую смесь недостающими компонентами, но и оптимизировать температурный режим процесса алитообразования. Если температура расплава ниже указанного диапазона, то расплав подогревают, вводя в плавильную камеру топливо. При использовании твердого топлива его минеральная часть остается в сырьевой смеси, корректируя содержание основных компонентов. Продолжительность процесса алитообразования определяется составом смеси и находится в диапазоне (10-30) минут.О завершении синтеза алита судят по снижению выделяемого в камере тепла.
Чтобы активизировать образование легкоплавких минералов – трехкальциевого алюмината и четырехкальциевого алюмоферрита, сырьевую смесь охлаждают до температуры, при которой эти минералы образуются. Обычно температуру расплава удерживают в диапазоне (1150-1350)ºС.При превышении указанного диапазона процесс образования плавней затягивается, а при снижении начинается процесс разложения алита. Чтобы охладить смесь, в камеру насыщения вводят известняк. В результате эндотермической реакции декарбонизации происходит снижение температуры смеси, а образующаяся при этом известь участвует в синтезе легкоплавких минералов. Следует отметить, что при охлаждении сырьевой смеси температура футеровки снижается незначительно, поскольку клинкер имеет низкую теплопроводность, и основное охлаждение происходит в очагах на поверхности известняка. По мере образования легкоплавких минералов объем жидкой фазы в плавильной камере уменьшается. Таким образом, чтобы получить заданный минералогический состав клинкера, плавильщик определяет момент выгрузки клинкера в холодильник по объему жидкой фазы, оставшейся в смеси. Если клинкер выпустить раньше, то в продукте будет больше стекла и меньше легкоплавких минералов, а если задержать выпуск, то может начаться процесс разложения алита и в клинкере появится свободная известь.
Вращение камеры вокруг горизонтальной оси приводит к образованию в ней клинкерных шаров, подобных тем, что получают в традиционных цементных печах. Для выгрузки клинкера в холодильник открывают загрузочный люк, расположенный в центральной части камеры, поворачивают камеру люком вниз и, раскачивая ее, добиваются выхода всего материала в холодильник.
Холодильник для окончательного охлаждения клинкера располагают в непосредственной близости от плавильной камеры, чтобы ускорить начало регулируемого охлаждения продукта. Охлаждение производят воздушным потоком. Для получения заданного минералогического состава клинкера к охлаждаемому воздуху добавляют (0-30)% пара. Внесение пара более 30% приводит к коррозии и выходу из строя оборудования на участке пылеочистки.
После ускоренного охлаждения клинкер и активную минеральную добавку подвергают чистке от металлических включений. Для этого в соответствии с заданными параметрами цемента формируют смесь, в которую входит клинкер, активная минеральная добавка и гипс.Чистку производят в процессе избирательного измельчения цементной смеси. В результате всю неметаллическую составляющую смеси переводят в пылевидную фракцию (0-0,08)мм и извлекает регулируемым воздушным потоком в объем с чистым материалом, а более плотный и не измельчаемый металл остается в дробильно-размольном оборудовании до полного отделения керамики. Очищенный от металла цемент отправляется потребителю, а металл возвращают в плавильную камеру на жидкофазное восстановление.
Далее, упомянутые выше и другие достоинства и преимущества заявляемого способа будут проиллюстрированы на некоторых возможных, но не ограничивающих примерах его реализации с помощью заявляемой технологической камеры.
Пример 1. Получение стали 08 [7].
Камера 1 плавления имеет цилиндрическо-коническую форму (центральный цилиндрический 2, конические 6 и боковые цилиндрические 7 участки (части)), футерована магнезитовой футеровкой 8. Внутренний диаметр центральной цилиндрической части 2 камеры 1 – 3,3 м. Длина центральной цилиндрической части 2 камеры 1 по футеровке – 5,2 м. Диаметр горловин (боковые цилиндрические участки 7), через которые вводят вставки 9, 10,– 1,25 м. Наружный диаметр вставок 9, 10 – 1,15 м. Масса плавильной камеры без расплава – 115 т.Допустимый объем расплава, который может находиться в камере,– 12,9 м3.Плавильная камера 1 вращается вокруг горизонтальной оси 13 на опорных роликах. Частоту вращения плавильной камеры 1 в процессе плавки меняют в диапазоне (0–30) об/мин. Вращение задают четыре, симметрично расположенных привода, которые синхронизируются в процессе работы гидромуфтами. Крутящий момент передается через два зубчатых колеса, симметрично расположенных относительно центра камеры (привод на чертежах не показан).
В камере плавления после предыдущей плавки остается 4,9 т оборотного шлака, температура которого 1450ºС.Кроме этого, по каналу, расположенному в подающей вставке 9, в плавильную камеру вводят1,82 т чугуна, полученного в накопителе котла-утилизатора в процессе предыдущего металлургического цикла. Температура вводимого чугуна - 1450ºС.Полученный таким образом расплав используют для начала жидкофазного восстановления. Восстановительную плавку ведут при температуре расплава 1450оС. В качестве железосодержащего сырья используют смесь, состоящую из 70% железной руды - Feобщ=58%, 20% прокатной окалины - Feобщ=71% и 10% металлических корольков фракции (0-10)мм, которые являются продуктом воздушно-гравитационной чистки отвальных шлаков. Измельченная руда и окалина подается в плавильную камеру пневмотранспортом вместе с восстановителем и флюсом, а металлическая мелочь подается одновременно с шихтой в течение всей восстановительной плавки по каналу, расположенному в подающей вставке 9 и предназначенному для введения ферросплавов. Всего в процессе восстановительной плавки в плавильную камеру подают 107,82 т железосодержащей смеси. Кроме этого, в качестве шихтовых материалов в плавильную камеру 1 вводят уголь марки «Т» - 34,77 т и известь -13,24 т.Фракционный состав неметаллических шихтовых материалов (0-5)мм. Расход вводимых материалов регулируют таким образом, чтобы фиктивная скорость отходящих из ванны газов находилась в диапазоне (0,3-1,7) м/с.В этом случае пена на поверхности ванны не переходит в брызговой режим, а равномерно покрывает все зеркало расплава. Когда объем расплава в камере достигнет максимально допустимого значения, плавку прерывают.Выпускное отверстие шиберного затвора 4 устанавливают выше уровня металла и выпускают находящийся в плавильной камере шлак. После выпуска шлака плавку продолжают.Всего в процессе жидкофазного восстановления получают 36,27 т шлака. При этом 4,1 т шлака оставляют в камере на окислительную плавку, а 32,17 т шлака выпускают.К концу восстановительной плавки в плавильной камере накапливают 69,8 т чугуна, состав которого приведен в таблице1. Чтобы набрать этот объем, плавку прерывают три раза. Полное время восстановительной плавки с учетом остановок для выпуска шлака 3,97 ч. Для поддержания теплового баланса часть образующихся в плавильной камере газов дожигают.Для этого в зону дожигания через щели12 между вращающейся поверхностью камеры 1 и боковыми вставками 9, 10 вводят технический кислород в объеме 15147 нм3. При этом из плавильной камеры в котел-утилизатор отходит 75,13 т газа и 2,98 т пыли. Степень дожигания отходящего газа по углеродным компонентам - 44,09%. Температура отходящей пылегазовой смеси - 1615оС.Перед дожиганием в котле-утилизаторе в смесь дополнительно вводят 11% угля. В результате получают пар давлением 8,8МПа, температурой 535оС и расходом 82 т/ч. Этого пара достаточно для штатной работы турбины электрогенератора мощностью 21,3МВт.Чтобы уменьшить потери металла и получить шлак заданного состава в накопителе котла создают условия для восстановления железа. С этой целью в накопитель вводят известково-угольную смесь и организуют индукционное перемешивание расплава. Продукты восстановления – шлак и чугун, накапливают в течение всего металлургического цикла, а выпускают на окислительном этапе плавки, когда в накопителе наименьшее поступление расплава. В данном примере за весь металлургический цикл в накопителе котла получают 1,82 т чугуна и 9,63 т шлака.
При окислительном рафинировании примесей в ванну подают кислород – 1159 нм3. Время продувки – 550 с.Для того чтобы снизить образование бурого дыма в струю кислорода вводят известь – 1,93 т.В результате продувки и интенсивного перемешивания ванны образуется шлак, в который из металла переходят удаляемые примеси. При этом в плавильной камере остается 6,73 т шлака и 68,09 т стали, состав которой указан в таблице1. Для поддержания теплового баланса в зону дожигания подают 106 нм3 кислорода. В процессе окислительного рафинирования примесей из плавильной камеры отходит 0,26 т пыли и 2,56 т газовой фазы, у которой степень дожигания по углеродным компонентам – 12%. Температура пылегазовой смеси, отходящей в котел-утилизатор, – 1590ºС.Перед дожиганием в смесь вводят 14% угля. Это позволяет обеспечить штатную работу турбины электрогенератора. Рафинирование примесей заканчивают выпуском шлака. Выпустить весь шлак сложно, поэтому около 10% шлака, вынужденно, остается в плавильной камере. Вакуумную откачку шлака в этом примере не используют.
На следующем этапе плавки производят рафинирование углерода и готовят шлак для раскисления-легирования. В начале окисление углерода производят дутьем. Для этого в ванну подают 1863 нм3 кислорода. Чтобы использовать образующееся в ванне тепло параллельно вводят шлакообразующие компоненты, а именно: 3,97 т извести и 1,78 т бокситов. Бокситы содержат Al2O3 – разжижающий компонент в раскисленном шлаке. Кроме этого, в шлак вносят материалы, которые будут восстанавливаться на этапе раскисления-легирования. В рассматриваемом примере для прямого легирования вносят 0,58 т марганцевой руды. После того, как в ванну подано заданное количество дутья, его подачу прекращают, и окисление продолжается за счет восстановления оксидов железа, содержащихся на этот момент в шлаке. Для поддержания теплового баланса в зону дожигания подают 581 нм3 кислорода. При этом из плавильной камеры отходит 0,12 т пыли и 5,62 т газовой фазы, у которой степень дожигания по углеродным компонентам – 30%. Температура пылегазовой смеси – 1710ºС.Перед дожиганием в котле-утилизаторе в смесь вводят 12% угля. Это позволяет обеспечить штатную работу турбины электрогенератора. После проведения этого этапа в плавильной камере остается 66,49 т стали, состав которой показан в таблице 1 и 6,33 т раскисленного шлака.
Для проведения раскисления-легирования системой затворов, расположенной в отводящем канале, плавильную камеру отделяют от котла-утилизатора и соединяют ее с пароструйным вакуумным насосом. Котел-утилизатор в это время работает в автономном режиме. Чтобы котел обеспечил штатную работу турбины электрогенератора и пароструйного вакуумного насоса, в топку котла подают 3,4 т угля. Вакуумный насос выходит на остаточное давление в камере 50 Па через 1152 с.В процессе вакуумирования происходит удаление из стали всего водорода и, частично, азота и кислорода. После выхода на заданное остаточное давление затвор, соединяющий плавильную камеру с пароструйным вакуумным насосом, закрывают.При разряжении в плавильной камере создаются условия для восстановления из шлака марганцевой руды – прямое легирование и вакуумно-углеродное раскисление. Чтобы уменьшить испарение металла, плавильную камеру заполняют аргоном и опять соединяют с котлом-утилизатором. Однако затвор открывают не полностью. Чтобы сохранить в плавильной камере атмосферу аргона, его подают через боковые щели 12 с небольшим расходом. Для окончательного осадительного раскисления и легирования в ванну вводят 0,25 т ферросилиция и 0,01 т алюминия. Чтобы пополнить приходную часть теплового баланса и разогреть металл перед выпуском до заданной температуры, в зону дожигания подают 162 м3природного газа, который смешивают с кислородом в газовой горелке. После проведения всех процессов, связанных раскислением-легированием, в плавильной камере остается 67 т стали, состав которой приведен в таблице 1 и 5,9 т шлака. Чтобы шлак при выпуске не попал в ковш, производят его загущение. Перед загущением выпускают 1,83 т избыточного шлака. В оставшийся шлак подают 0,63 т извести. Известь подают пневмотранспортом. В качестве транспорта используют аргон. При перемешивании шлак густеет, и металл выпускают в ковш, не опасаясь, что шлак попадет в металл. При выпуске из плавильной камеры металл защищают от окисления инертным газом.
Перед началом следующей плавки производят осмотр футеровки, используя для этого камеры, расположенные на боковых вставках 9,10. Если обнаруживаются очаги разрушения футеровки, то на них наносится торкретирующая смесь. После того, как очаговые нарушения футеровки устранены, в плавильной камере создают пылевое облако из материалов, входящих в ремонтную смесь. Для этого, через сопло в камеру вводят 0,53 т сухой ремонтной смеси. В процессе вращения плавильной камеры пыль частично оседает и закрепляется на футеровке, а частично пополняет загущенный шлак, находящийся в плавильной камере. После проведения профилактических мероприятий в плавильной камере остается 4,9 т шлака, который переходит на следующий металлургический цикл. В процессе всей плавки, когда это необходимо, производят отбор проб металла и шлака. Отбор проб из камеры производят при помощи механизма 5 для отбора проб.
В течение всего металлургического цикла из плавильной камеры и котла-утилизатора выпускают 49,69 т шлака. Весь образовавшийся шлак перерабатывают в портландцементный клинкер. Для этого полученный в течение металлургического цикла шлак разбивают на три порции по 16,56 т каждая. Состав усредненного шлака приведен в таблице 2.
Камера насыщения футерована шамотом и имеет цилиндрическо-коническую форму (центральный цилиндрический 2, конические 6 и боковые цилиндрические 7 участки (части)). Внутренний диаметр центральной цилиндрической части 2 камеры 1 –3,3 м. Длина центральной цилиндрической части 2 камеры 1 по футеровке – 8,0 м. Диаметр горловин (боковые цилиндрические части 7), через которые вводят вставки 9, 10 – 1,25 м. Наружный диаметр вставок 9, 10 – 1,15 м. Масса плавильной камеры – 152 т.Допустимый объем расплава, который может находиться в камере – 23,0 м3. Камера 1 вращается вокруг оси 13 на опорных роликах. Частоту вращения камеры 1 регулируют в диапазоне (0–30) об/мин. Вращение задают четыре симметрично расположенных привода, которые синхронизируются в процессе работы гидромуфтами. Крутящий момент передается через два зубчатых колеса, симметрично расположенных относительно центра камеры. В центральной части 2 камеры 1 располагают люк 3 для загрузки расплава и выгрузки клинкера в холодильник. Холодильник размещают непосредственно под камерой насыщения. Охлаждение производят потоком воздуха в кипящем слое. Отводящий канал камеры насыщения и отводящий канал холодильника соединяются в один канал в котле-утилизаторе. Далее пылегазовая смесь поступает в систему аспирации. В связи с этим, камера и холодильник работают поочередно. Пока происходит загрузка нового материала в камеру насыщения, холодильник охлаждает предыдущую партию клинкера. Температура футеровки камеры перед загрузкой материала – 1300ºС.Для начала процесса во вращающуюся плавильную камеру 1 через подающую вставку 9 вводят 12,2 т извести и 1,3 т железной руды. В результате вращения плавильной камеры 1 происходит разогрев материла до температуры футеровки. К этому моменту заканчивают охлаждение клинкера в холодильнике. Отводящий канал переключают на камеру насыщения. В камеру вводят порцию шлакового расплава. Для разогрева камеры 1 в нее подают 1,58 т угля, а через боковые щели 12 вводят 2226 нм3 кислорода и 917 нм3воздуха. В том числе воздух пневмотранспорта. В результате сжигания топлива и образования клинкерных минералов смесь разогревают до 1420ºС.Синтез алита и белита продолжается 25 минут. По истечении этого времени температура в камере начинает снижаться. Для начала синтеза легкоплавких минералов смесь принудительно охлаждают. Для этого в камеру вводят 5,91 т известняка. В результате эндотермической реакции декарбонизации температура смеси снижается до 1300ºС. В результате насыщения порции расплава известью получают 33,53 т клинкера. Выпуск клинкера в холодильник производят, когда в камере остается около 3% жидкой фазы. Состав клинкера приведен в таблице 3. Для его выгрузки открывают люк 3, расположенный в центральной части 2 камеры, поворачивают камеру люком вниз и, раскачивая камеру, выпускают материал в холодильник. Полное время, затраченное на насыщение одной порции шлака – 1,57 ч. Время охлаждения клинкера в холодильнике – 0,27 ч. Это время не учитывают при расчете временных затрат на переработку, так как во время охлаждения клинкера в холодильнике в камеру плавления-насыщения уже заливают следующую партию расплава. Время, затраченное на насыщение всего шлака полученного за металлургический цикл – 4,72 ч, а время металлургического цикла 5,45 часа.
Таким образом, в рассмотренном примере было получено 67 т стали 08[7] и 100,6 т портландцементного клинкера коэффициент насыщения KH=0,91, силикатный модуль n=1,63, глиноземный модуль p=1,65 [9]. Кроме этого, в течение всего металлургического цикла системой пылеулавливания, расположенной за котлом-утилизатором камеры плавления, задержано 3.36 т золы уноса. Зола уноса содержит 7,8% К2О и реализуется на рынке как удобрение. Кроме этого, в течение всего металлургического цикла обеспечивалась штатная работа турбины электрической мощностью 21,3 МВт. В результате этого произведено 116085 кВт-ч электроэнергии. Полученная энергия направлялась на производство кислорода, используемого в способе. В процессе плавки используют технический кислород в объеме 21474 нм3 с максимальным расходом на восстановительной плавке 4000 нм3/ч. Для его производства требуется 10000 кВт-ч. электроэнергии. Таким образом, способ обеспечивает воспроизводство кислорода и аргона, используемых в способе, а образующийся при производстве кислорода азот реализуют на рынке.
Таблица 1 Динамика изменения состава железоуглеродистого расплава в процессе плавки
| Si | Mn | Al | S | P | C | |
| После жидкофазного восстановления | 0,05 | 0,05 | 0 | 0,02 | 0,06 | 4,49 |
| После рафинирования примесей | 0 | 0 | 0 | 0,01 | 0,008 | 3,092 |
| После рафинирования углерода | 0 | 0 | 0 | 0,008 | 0,005 | 0,213 |
| После раскисления - легирования | 0,28 | 0,48 | 0,001 | 0,003 | 0,006 | 0,085 |
Таблица 2 Состав смеси шлаков, полученных в процессе плавки
| FeO | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | MnO | Na2O | K2O | TiO2 | S | P2O5 |
| 1.46 | 33.61 | 13.67 | 48.59 | 1.60 | 0.13 | 0.07 | 0.14 | 0.52 | 0.19 | 0.03 |
Таблица 3 Состав клинкера, полученного в процессе насыщения шлака.
| FeO | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | MnO | Na2O | K2O | TiO2 | S | P2O5 |
| 4,66 | 20,15 | 7,68 | 65,64 | 0,84 | 0,07 | 0,05 | 0,11 | 0,28 | 0,49 | 0,04 |
Пример 2. Получение стали 08 [7] и портландцемента в процессе переработки шлака, поступающего с дуговых сталеплавильных печей (ДСП).
В процессе окислительного рафинирования стали в ДСП образуется шлак, в котором содержится большое количество железа (смотри таблицу 4). Отправка этого шлака в отвал приводит к потере значительного количества металла и росту затрат на содержание отвала. Кроме этого, в процессе работы участков по подготовке скрапа образуется большое количество металлической мелочи (0-10)мм. Отправка этой мелочи в сталеплавильную печь приводит к значительным потерям металла, связанным с его окислением. Чтобы максимально сохранить указанный металл, его плавку необходимо проводить в восстановительной атмосфере. На данном примере рассмотрим переработку шлаковых расплавов, полученных в процессе электросталеплавильного производства с вовлечением в производство металлической мелочи.
Шлак после окислительного рафинирования в ДСП поступает на переработку к агрегату, описанному в примере 1. К началу плавки в плавильной камере находится 4,9 т шлака после предыдущей плавки и 1,45 т чугуна из котла-утилизатора. Поступивший шлак ковшом по 26 т заливают через загрузочный люк 3 в плавильную камеру. В качестве железосодержащего сырья используют смесь, состоящую из 30% железной руды –Feобщ=58%, 20% прокатной окалины – Feобщ=71% и 50% металлических корольков фракции (0-10)мм. Руда и измельченная окалина подается в плавильную камеру пневмотранспортом вместе с шихтой, а металлическая мелочь подается параллельно с шихтой в течение восстановительной плавки по каналу, расположенному в подающей вставке и предназначенному для введения в камеру ферросплавов. Содержание восстановителя в шихте рассчитывают таким образом, чтобы восстанавливать не только железо, содержащееся в шлаке, но и железо, введенное с шихтой. Всего в процессе восстановительной плавки в плавильную камеру подают 67,1 т железосодержащей смеси, 23,3 т угля и 2,39 т извести. При этом расход шихты регулируют в соответствие с пенным режимом в камере. Через 40 мин. камера полностью заполняется расплавом, и избыточный шлак выпускают. Заливают следующую ковшовую порцию – 26 т шлака. Через 25 минут камера опять заполняется и шлак выпускают. Поскольку в плавильной камере уже недостаточно места, чтобы принять целиком ковшовую порцию шлака, то дальнейшую плавку проводят как в примере 1, восстанавливая железосодержащую смесь. В связи с тем, что шихтовая смесь обогащена металлом корольков, заполнение плавильной камеры чугуном происходит на 43 минуты быстрее, чем в примере 1. За 3,26 ч в плавильной камере набирают 69,8 т чугуна, состав которого приведен в таблице1. За это время из плавильной камеры выпускают 42,2 т шлака и 4,1 т оставляют на следующий этап плавки. Окислительный этап плавки проводят как в примере 1.После проведения полного металлургического цикла получают 67 т стали, состав которой показан в таблице1. Суммарное время плавки, включающее весь металлургический цикл и реставрацию футеровки после выпуска металла –4,74 ч.
В течение всего металлургического цикла из плавильной камеры и котла-утилизатора выпускают 59,48 т шлака. Состав усредненного шлака приведен в таблице 5. Весь образовавшийся шлак разбивают на четыре порции по 14,87 т каждая. При этом три порции отправляют на насыщение, а четвертую, чтобы уложиться в металлургический цикл, отправляют на грануляцию для получения активной минеральной добавки. Камера насыщения как в примере 1. Температура футеровки камеры перед загрузкой материала –1300ºС.Для начала процесса во вращающуюся плавильную камеру через подающую вставку вводят 12,24 т извести и 1,3 т железной руды. В результате вращения плавильной камеры происходит разогрев материла до температуры футеровки. К этому моменту заканчивают охлаждение клинкера в холодильнике. Отводящий канал переключают на камеру насыщения. В камеру вводят порцию шлакового расплава. Для разогрева камеры в нее подают 1,65 т угля, а через боковые щели вводят 2328 нм3 кислорода и 923 нм3воздуха. В том числе воздух пневмотранспорта. В результате сжигания топлива и образования клинкерных минералов смесь разогревают до 1420ºС.Синтез алита и белита продолжается 25 минут. По истечении этого времени температура в камере начинает снижаться. Для начала синтеза легкоплавких минералов смесь принудительно охлаждают. Для этого в камеру вводят 5,97 т известняка. В результате эндотермической реакции декарбонизации температура смеси снижается до 1300ºС. Выпуск клинкера в холодильник производят, когда в камере остается около 3% жидкой фазы. В результате насыщения одной порции шлака получают 33,26 т клинкера. Состав клинкера приведет в таблице 6. Для выгрузки открывают люк, расположенный в центральной части камеры, поворачивают камеру люком вниз и, раскачивая камеру, выпускают материал в холодильник. Полное время, затраченное на насыщение одной порции шлака – 1,56 ч. Время охлаждения клинкера в холодильнике – 0,27 ч. Время, затраченное на насыщение всего шлака, отправляемого на насыщение–4,68 ч, а время металлургического цикла – 4,74 часа.
Таким образом, в рассмотренном примере было получено 67 т стали 08[7] и 99,78 т портландцементного клинкера KH=0,91, n=1,68, p=1,64 [9] и 14,87 т активной минеральной добавки для цемента, коэффициент качества К=1,83[10]. Кроме этого в течение всего металлургического цикла системой пылеулавливания, расположенной за котлом-утилизатором, камеры плавления задержано 1,95 т золы уноса. Зола уноса содержит 7,5% К2О и реализуется на рынке как удобрение. Кроме этого, в течение всего металлургического цикла обеспечивалась штатная работа турбины электрической мощностью 21,3 МВт. В результате этого произведено 100962 кВт-ч электроэнергии. Полученная энергия направлялась на производство кислорода, используемого в способе. В процессе плавки используют технический кислород в объеме 15924 нм3 с максимальным расходом на восстановительной плавке 3000 нм3/ч. Для его производства требуется 7245 кВт-ч. электроэнергии. Таким образом, способ обеспечивает воспроизводство кислорода и аргона, используемых в способе, а образующийся при производстве кислорода азот может быть реализован.
Таблица 4 Состав шлака полученного на переработку с печи ДСП
| FeO | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | MnO | Na2O | K2O | TiO2 | S | P2O5 |
| 41,96 | 17,44 | 4,92 | 23,33 | 7,10 | 5,14 | 0,00 | 0,00 | 0,00 | 0,01 | 0.11 |
Таблица 5 Состав смеси шлаков, полученных в процессе плавки
| FeO | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | MnO | Na2O | K2O | TiO2 | S | P2O5 |
| 1.23 | 34,17 | 13,44 | 48,44 | 1,62 | 0,13 | 0,07 | 0,15 | 0,53 | 0,20 | 0.03 |
Таблица 6 Состав клинкера, полученного в процессе насыщения шлака.
| FeO | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | MnO | Na2O | K2O | TiO2 | S | P2O5 |
| 4,59 | 20,29 | 7,51 | 65,70 | 0,85 | 0,07 | 0,05 | 0,11 | 0,28 | 0,51 | 0,04 |
Пример 3. Переработка отходов ТЭС с получением стали 35ГС [8], портландцементного клинкера [9] и активной минеральной добавки (АМД) [10].
ТЭС суммарной мощностью 400МВт включает 4 энергоблока по 100 МВт каждый. Для генерации энергии сжигают бурый уголь, получаемый с Березовского месторождения в Красноярском крае. На ТЭС используют котлы с жидким шлакоудалением, на которых предусмотрены накопители, позволяющие организовать периодический выпуск шлака. Каждые 120 минут 29,14 т шлакового расплава с температурой 1450ºС выпускают из котлов и ковшом подают на участок переработки. Кроме огненно-жидкого шлака в системе пылеочистки ТЭС за указанный период времени образуется 8,22 т золы уноса. Температура золы, поступающей на переработку – 26ºС.Состав шлакового расплава и золы уноса ТЭС приведен в таблице 7.
Габаритные размеры камеры плавления-насыщения аналогичны камере насыщения из примера1. Отличие камеры плавления-насыщения от камеры насыщения заключается в наличии на корпусе камеры 1 шибера 4 для выпуска жидких продуктов плавки, а также в размещении холодильника, который располагают в стороне от камеры на удалении 12 м. Холодильник имеет свою систему аспирации. Передача клинкера из камеры в холодильник производится скребковым транспортером. В процессе плавки скребковый транспортер убирают, освобождая место для установки ковшей в которые выпускают жидкие продукты плавки. Отходящая из камеры плавления-насыщения пылегазовая смесь проходит через батарейный циклон, футерованный огнеупорными материалами, котел-утилизатор и систему аспирации.
Для загрузки материалов плавильная камера поворачивается люком вверх. Люк открывают и заливают 29,14 т шлакового расплава, поступившего от котлов ТЭС. Люк закрывают и включают вращение камеры. Через подающую вставку в процессе вращения плавильной камеры в течение 33,08 минут подают золу уноса и шихтовую смесь. В результате в камеру вводят 8,22 т золы уноса, поступившей с ТЭС, 1,4 т угля, 15,75 т железной руды, 1,33 т извести. Для дожигания образующихся в плавильной камере горючих газов через щели 12 между вращающейся поверхностью камеры и боковыми вставками вводят технический кислород в объеме 5178,57 нм3. Золу и шихтовые материалы подают пневмотранспортом. В качестве транспортирующей среды используют технический кислород. Его расход учтен в кислороде для дожигания. В процессе жидкофазного восстановления в плавильной камере образуется 11,13 т чугуна и 33,64 т шлака. При этом из плавильной камеры в котел-утилизатор уходит 17,61 т газа, 0,68 т пыли и 0,18 т примесей газа. Температура пылегазовой смеси на выходе из плавильной камеры – 1540ºС.Состав получаемого шлака приведен в таблице 8, а состав чугуна в таблице 9. Восстановительная плавка заканчивается выпуском 13,46 т избыточного шлака, который направляют на ускоренное охлаждение с целью получения активной минеральной добавки. Время восстановительного этапа плавки с учетом загрузки материала и выпуска избыточного шлака – 48,08 минут.
Для проведения окислительного рафинирования по каналу, расположенному в подающей вставке 9, в расплав вводят 508,4 нм3 технического кислорода. Для повышения основности оставшегося шлака (20,18 т) в плавильную камеру вводят 11,49 т извести. При этом, 30% извести вносят вместе с дутьем через фурму, а 70% – пневмотранспортом через подающую вставку. В качестве транспорта используют технический кислород. Для получения расплава стали с заданным содержанием углерода 0,34%, согласно диаграмме фазового равновесия Fe-C,необходимо разогреть ванну до 1535ºС.Чтобы получить такую температуру расплава в плавильной камере, дожигают образующийся в камере СО и дополнительно введенный природный газ 328,57 нм3. В результате окислительного рафинирования получают 10,5 т стали и 31,23 т шлака. Состав получаемого шлака приведен в таблице 8, а состав чугуна в таблице 9. При этом из плавильной камеры в котел-утилизатор уходит 2,95 т газа и 0,66 т пыли. После окислительного рафинирования сталь выпускают. В процессе выпуска в разливочном ковше проводят ее раскисление-легирование. Для этого в ковш вводят 0,01 т алюминия, 0,104 т ферросилиция и 0,126 кг ферромарганца. В результате получают 10,73 т арматурной стали 35ГС.Состав стали после раскисления-легирования приведен в таблице 9. Время окислительного рафинирования с учетом выпуска металла – 12,5 минут.
В процессе окислительного рафинирования получен шлаковый расплав с большим содержанием извести и высокой температурой. В связи с этим, дополнительного разогрева смеси не производят. Наоборот, вводимые 1,45 т железной руды и 0,94 т извести компенсируют тепло, выделяющееся в процессе алитообразования, и позволяют удержать сырьевую смесь в заданном диапазоне. Температура смеси в конце алитообразования –1482ºС.Завершение процесса алитообразования определяют по снижению выделяемого в плавильной камере тепла. Время горячего периода насыщения, включающего внесение корректирующих добавок и образование алита – 27,3 минут.
Чтобы активизировать образование легкоплавких минералов температуру смеси снижают до 1268ºС.Для этого в плавильную камеру вводят 8,33 т известняка. Введение материалов на этапе насыщения производят пневмотранспортом. В качестве транспорта используют воздух. В результате в плавильную камеру на этапе насыщения поступает 388,62 нм3воздуха.
Вращение камеры насыщения вокруг горизонтальной оси приводит к образованию в ней клинкерных шаров, подобных тем, что получают в традиционных цементных печах. Выпуск клинкера в холодильник производят, когда в камере остается около 3% жидкой фазы. Для выгрузки открывают загрузочный люк, подводят скребковый транспортер, поворачивают камеру люком вниз и, раскачивая камеру, выпускают 38,35 т клинкера в холодильник. Состав клинкера характеризуется следующими параметрами: коэффициент насыщения KH=0,91, силикатный модуль n=1,94, глиноземный модуль p=1,61. Химический состав клинкера приведен в таблице 10. В процессе насыщения из плавильной камеры уходит 4,61 т газа и 0,11 т пыли. Время, затраченное на насыщение расплава известью и выпуск клинкера в холодильник – 52,3 мин. Время охлаждения клинкера в холодильнике – 16,3 мин. Это время не учитывают при расчете временных затрат на переработку, так как во время охлаждения клинкера в холодильнике в камеру плавления-насыщения уже заливают следующую партию расплава.
В процессе плавки по отводящему каналу через батарейный циклон проходит 1,63 т пыли и примеси газа. В результате проскока возгоняемых компонентов через горячий пылеуловитель происходит обогащение ими пыли, задерживаемой после охлаждения в системе аспирации. Таким образом, 0,54 т обогащенной возгоняемыми компонентами смеси, извлекают из газового потока в системе аспирации. Концентрат с содержанием 29,29%Na2Oи 29,81%K2O отправляют для дальнейшей переработки. Кроме этого, в накопителе горячего циклона аккумулируют 1,09 т расплава. Динамика изменения состава пыли в процессе пылеочистки приведена в таблице 11. Извлекаемый из горячего циклона расплав смешивают со шлаком, выпущенным после восстановительного этапа плавки. Полученную смесь направляют на ускоренное охлаждение (грануляцию) с целью получения активной минеральной добавки для портландцемента. В результате получают 14,56 т активной минеральной добавки с коэффициентом качества К=1,86 [10]. Состав активной минеральной добавки приведен в таблице 12.
Пылегазовая смесь, отходящая из системы аспирации котлов ТЭС содержит SO2. Перед выпуском газа в атмосферу производят очистку газа известковым методом. В результате получают CaSO4, который тоже является компонентом портландцемента. Гипс вводят в цементную смесь при помоле из расчета (1-4)% в пересчете на SO3[9]. В данном случае получают 0,429 т SO3.
Перед совместным измельчением из полученных компонентов цемента формируют смесь, включающую клинкер, активную минеральную добавку и гипс.В процессе помола смесь очищают от металлических включений путем избирательного измельчения неметаллической составляющей и извлечения ее из смеси воздушным потоком. Очищенный от металла цемент отправляется потребителю, а извлеченный металл вводят в плавильную камеру на восстановительном этапе плавки.
Таким образом, в рассмотренном примере за 112,9 минут получают 14,56 т активной минеральной добавки, коэффициент качества К=1,86 [10], 10,73 т арматурной стали 35ГС[8], 38,35 т.портландцементного клинкера [9], 0,429 т серного ангидрида и 0,54 т сухой смеси с содержанием 29,29%Na2Oи 29,81%K2O.
Таблица 7 Состав шлакового расплава и золы уноса ТЭС.
| ∑FeO | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | MnO | Na2O | K2O | TiO2 | S | С | |
| Шлак ТЭС | 9,16 | 30,53 | 11,19 | 42,89 | 6,11 | 0,00 | 0,01 | 0,01 | 0.00 | 0.1 | 0,00 |
| Зола уноса | 3,61 | 12,12 | 4,41 | 16,89 | 2,40 | 0,00 | 3,87 | 3,97 | 0,00 | 0,00 | 52,75 |
Таблица 8 Динамика изменения состава шлака.
| ∑FeO | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | MnO | Na2O | K2O | TiO2 | S | P2O5 | |
| После восстановления | 0,10 | 35,08 | 11,89 | 45,78 | 6,01 | 0.02 | 0,49 | 0,50 | 0.05 | 0,07 | 0,01 |
| После рафинирования | 0,94 | 24,02 | 7,84 | 62,45 | 3,91 | 0.02 | 0.32 | 0.33 | 0.04 | 0,11 | 0.03 |
Таблица 9 Динамика изменения состава железоуглеродистого расплава в процессе плавки.
| Si | Mn | Al | S | P | C | |
| Чугун после восстановительного этапа плавки | 0,087 | 0,02 | 0 | 0,008 | 0,06 | 4,49 |
| Сталь после окислительного рафинирования | 0 | 0 | 0 | 0,006 | 0,005 | 0,34 |
| Сталь после раскисления - легирования | 0,750 | 1,002 | 0,024 | 0,006 | 0,006 | 0,344 |
Таблица 10 Состав портландцементного клинкера.
| Fe2O3 | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | MnO | Na2O | K2O | TiO2 | SO3 | P2O5 |
| 4.07 | 20.59 | 6.54 | 64.68 | 3.20 | 0.02 | 0.26 | 0.27 | 0.04 | 0.30 | 0.02 |
Таблица 11 Динамика изменения состава пыли в процессе пылеочистки.
| ∑FeO | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | Na2O | K2O | TiO2 | ZnO | S | С | |
| Сумма пыли из ПК | 17,25 | 13,25 | 3,99 | 34,63 | 1,86 | 10,57 | 10,76 | 0,04 | 0.96 | 1.15 | 5.54 |
| Задерж. гор. циклон. | 21.89 | 16.81 | 5.06 | 43.95 | 2.35 | 1.34 | 1.37 | 0.05 | 0.00 | 0.15 | 7.04 |
| Задерж. в сист аспир. | 7.84 | 6.12 | 1.81 | 15.73 | 0.91 | 29.29 | 29.81 | 0.02 | 2.78 | 3.17 | 2.52 |
Таблица 12 Состав активной минеральной добавки
| ∑FeO | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | MnO | Na2O | K2O | TiO2 | S | С |
| 1.74 | 33.7 | 11.38 | 45.64 | 5.74 | 0.02 | 0.55 | 0.56 | 0.06 | 0.08 | 0.53 |
Литература:
1.Бигеев А.М., Бигеев В.А. «Металлургия стали». - Магнитогорск МГТУ 2000 стр.
2.Роменец В.А. «Процесс Ромелт». - М.:МИСИС, Изд. «Руда и Металлы» 2005 стр.294
3.И.Ю.Кожевников «Бескоксовая металлургия железа». - М.:Металлургия 1970 г стр.166
4.Кудрин В.А. «Металлургия стали». - М.:Металлургия 1989, стр.261;
5.Х.С. Воробьев, Д.Я.Мазуров «Теплотехнические расчеты цементных печей и аппаратов. М.:Высшая школа 1962 г стр107.
6.RU2534682
7.ГОСТ1050-2013 «Металлопродукция из нелегированных конструкционных качественных и специальных сталей. Общие технические условия»
8.ГОСТ5781-82 «Сталь горячекатаная для армирования железобетонных конструкций.Технические условия»
9.ГОСТ10178-85 «Портландцемент и шлакопортландцемент. Технические условия»
10.ГОСТ3476-74 «Шлаки доменные и электротермофосфорные гранулированные для производства цементов».
1. Способ получения стали и портландцемента, включающий плавление железосодержащей шихты, жидкофазное восстановление чугуна и получение стали, корректировку химического состава шлакового расплава, насыщение шлакового расплава известью, ускоренное охлаждение клинкера и очистку его от металлических включений с получением портландцемента, отличающийся тем, что после жидкофазного восстановления чугуна проводят окислительное рафинирование стали от примесей, отделение стали от рафинировочного шлака, раскисление и легирование стали, а корректировку химического состава шлакового расплава проводят в процессе его насыщения, при этом плавление железосодержащей шихты, жидкофазное восстановление чугуна, окислительное рафинирование стали от примесей и насыщение шлакового расплава известью проводят в технологической камере плавления-насыщения, причем раскисление и легирование стали проводят в разливочном ковше или агрегате печь-ковш, при этом насыщение шлакового расплава известью проводят путем создания в густеющем расплаве условий для образования сначала алита, а затем - легкоплавких клинкерных минералов, причем расход шихтовых материалов в процессе жидкофазного восстановления чугуна регулируют таким образом, чтобы фиктивная скорость отходящих из ванны газов находилась в диапазоне (0,3-1,7) м/с, при этом образующийся в результате восстановления избыточный шлак выпускают, при этом тепловой режим в технологической камере плавления-насыщения на всех этапах плавки регулируют посредством дожигания в ней отходящих газов, причем в случае избытка газов их отводят и дожигают в котле-утилизаторе, а в случае недостатка газов - в камеру вводят дополнительное топливо.
2. Технологическая камера плавления-насыщения, используемая при получении стали и портландцемента способом по п.1, содержащая корпус, выполненный футерованным и с симметричной цилиндрическо-конической поверхностью с бо'льшим диаметром в центральной по его длине зоне, установленный с возможностью вращения вокруг горизонтальной оси и содержащий введенные в него с обеих сторон невращающиеся вставки, выполненные с возможностью формирования подводящих каналов, обеспечивающих подачу в камеру железосодержащего сырья, восстановителя, флюса, топлива, окислителя, раскислителя и ферросплавов, отводящего канала, предназначенного для отвода из камеры пылегазовой смеси в котел-утилизатор через пылеулавливающий агрегат, и размещения видеокамер и приборов, позволяющих контролировать ход плавки, при этом каждая вставка установлена с образованием между внутренней поверхностью камеры и наружной поверхностью вставки щели для подачи в камеру газообразных компонентов плавки, выбранных из группы, включающей кислородсодержащее дутье, инертный газ или их смесь, причем невращающиеся вставки выполнены с возможностью их выведения из камеры, при этом на корпусе камеры установлен загрузочный люк, шибер для выпуска жидких продуктов плавки и механизм для отбора проб.
