Технологические процессы металлургии

— 4 ;

Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное государственное бюджетное общеобразовательное учреждение высшего профессионального образования

Магнитогорский государственный технический университет

им.Г.И. Носова

(ФГБОУ ВПО «МГТУ»)

Кафедра «Промышленной экологии и безопасности жизнидеятельности»

Курсовой проект

по дисциплине «Технология производства»

Выполнил: Карасев А. А.,

студент гр. МБЖ-10

Проверил: Черчинцев В.Д.

зам. кафедрой, профессор, докт. техн. наук заслуженный работник ВШ РФ

• Введение
• 1. Описание технологических процессов и выбор основного оборудования
• 1.1 Горно-обогатительное производство
• 1.1.1 Краткая характеристика перерабатываемых руд
• 1.1.2 Технология получения железорудных концентратов
• 1.1.3 Выбор оборудования для дробления и измельчения
• 1.1.4 Выбор оборудования для обогащения
• 1.2 Агломерационное производство
• 1.2.1 Технология получения агломерата
• 1.2.2 Выбор оборудования для агломерации
• 1.3 Доменное производство
• 1.3.1 Технология доменного производства чугуна
• 1.3.2 Выбор доменных печей
• 1.4 Кислородно-конвертерное производство
• 1.4.1 Технология производства стали в кислородных конвертерах
• 1.4.2 Расчет числа конвертеров и обоснование их емкости
• Вывод
• Список используемой литературы

Открытое акционерное общество «Магнитогорский металлургический комбинат» является крупнейшим предприятием черной металлургии России, производящее более 10 млн. т. стали в год. Предприятие представляет собой крупный металлургический комплекс с полным производственным циклом, начиная с подготовки железорудного сырья и заканчивая глубокой переработкой черных металлов, включает следующие производства:

§ Горно-обогатительное;

§ Агломерационное;

§ Доменное;

§ Сталеплавильное;

§ Прокатное;

§ Известково-доломитовое;

§ Огнеупорное;

§ Коксохимическое.

Часть этих производств входят в состав основного предприятия, как его структурные подразделения, а часть — в виде дочерних предприятий и учреждений, являющихся вспомогательными. К ним относятся ЗАО «Русская металлургическая компания» — КХП, ОАО «Цементно-огнеупорный завод», ЗАО «Марс», ЗАО «Металлургремонт», АООТ «Энергочермет» и др.

Объем производства слябовой заготовки Q_{с. з.} = 6,2 млн. т. в год. Годовой объем производства продукции каждого из технологических переделов:

· жидкой стали Q_жс= 1,05Q_св= 6,51 млн. т. в год;

· чугуна Q_ч=0,945Q_св=5,83 млн. т. в год;

· агломерата Q_а=0,93Q_св=5,77 млн. т. в год;

· железорудного концентрата Q_к=0,46Q_св=2,852 млн. т. в год

1. Описание технологических процессов и выбор основного оборудования

1.1 Горно-обогатительное производство

1.1.1 Краткая характеристика перерабатываемых руд

Обогатительные фабрики ГОП ОАО ММК перерабатывают железные руды месторождения «Малый Куйбасс», расположенного в 18 км к северо-востоку от г. Магнитогорска. Эти руды представлены 4 типами: титаномагнетитовыми, окисленными мартитовыми, магнетитовыми и валунчатыми мартитовыми и содержат 40.4% Fe.

Около 43% магнетитовых и окисленных руд имеют в своем составе 46% Fe и более. Богатые руды сдержат в среднем 54,5% Fe, а бедные — 43,34%. Среднее содержание Fe в рудах 40,4%.

Вмещающим породами являются:

§ граниты;

§ габбро;

§ роговики;

§ диабазы;

§ скарны гранатовые;

§ скарны рудные.

В состав магнетитовых руд входят: оксид Fe (II), оксид Fe (III), оксид Ti (II), оксид V (V), оксид Si (II) (кремнезем), оксид Cr (III), оксид Ca (II), оксид Mn (II), оксид K (I), а так же Cu, Zn, Pb, Co, Ni, As, S, P.

Добыча руды осуществляется открытым способом, и руда на обогатительные фабрики поступает в думпкарах по железной дороге.

Самоопрокидывающиеся думпкары разгружают руду в приемные бункера дробильных фабрик № 2 и № 3 и затем с помощью пластинчатого питателя подаются в щековые дробилки. Максимальный размер руды, поступающей из карьера на обогатительную фабрику — 1200 мм.

1.1.2 Технология получения железорудных концентратов

Крупность добываемых руд в естественном виде различна. При открытой добыче размер отдельных кусков достигает 1000 — 1200 мм, а при подземной 300 — 800 мм.

Для дальнейшего использования руда такой крупности должна быть предварительно подвергнута дроблению. Дробление — это процесс уменьшения размера кусков твердого материала его разрушением под действием внешних сил.

Размер крупности кусков дробленной руды определяется способом её дальнейшей переработки и типом руды. Для доменной плавки верхний предел крупности кусков руды составляет 40 — 100 мм, для агломерации — 6 10 мм, а для обогащения в ряде случаев требуется получение материала крупностью менее 0,1 мм. Чем тоньше измельчена руда, тем полнее рудные зерна могут быть отделены от пустой породы в процессе обогащения. Поэтому дробление часто дополняют измельчением руды.

Обычно различают следующие стадии дробления: крупное дробление (от 1200 мм до 100 — 350 мм), среднее (от 100 — 350 мм до 40 — 60 мм) и мелкое (от 40 — 60 до 6 — 25 мм); измельчение (от 6 — 25 мм до 1 мм), тонкое измельчение (менее 1 мм). Крупное, среднее и мелкое дробление осуществляют в аппаратах, называемых дробилками, а измельчение — в мельницах. Дробление можно выполнять следующими методами: раздавливанием, истиранием, раскалыванием, ударом и сочетанием перечисленных выше способов.

Затем дробленая руда по системе ленточных транспортеров подается в корпус среднего и мелкого дробления, где после грохочения дробится в конусных дробилках среднего и мелкого дробления. На ММК применяются инерционные грохота для сухого и мокрого грохочения, обеспечивающие отличную эффективность разделения по крупности даже влажного и глинистого материала, возможность применения синтетических и металлических просеивающих поверхностей и высокую ремонтопригодность.

Инерционные грохота обладают свойством «самозащиты» от перегрузок, т.к. при увеличении нагрузки амплитуда колебаний короба автоматически уменьшается нагрузка на подшипниках остается практически постоянной. Это свойство позволяет использовать их для грохочения крупнокускового материала. Материал, поступающий на грохочение, называют исходным, остающийся на сите — надрешетным продуктом, прошедший через отверстия сита — подрешетным продуктом. Основным рабочим элементом грохотов является решето (или сито).

В инерционных грохотах вибрации возникают при вращении вала с закрепленными на нем неуравновешенными грузами. Далее руда, пройдя грохочение, направляется на сухую магнитную сепарацию для разделения концентрата и сухой породы. После сухой магнитной сепарации руда направляется на измельчение.

Для измельчения руд обычно используют шаровые мельницы, представляющие собой вращающиеся вокруг горизонтальной оси цилиндрические барабаны диаметром 3 — 4 м, в которых вместе с кусками руды находятся стальные шары или длинные стержни. В результате вращения с относительно высокой частотой (20 мин^-1) шары, достигнув определенной высоты, скатываются или падают вниз, осуществляя измельчение кусочков руды между шарами или между шарами и стенкой барабана. Мельницы работают в непрерывном режиме — загрузка руды происходит через одну пустотелую цапфу, а разгрузка — через другую. Как правило измельчение осуществляют в водной среде, благодаря чему не только устраняется пылевыделение, но и повышает производительность мельниц. В процессе измельчения происходит автоматическая сортировка частиц по крупности: мелкие переходят во взвешенное состояние и в виде пульпы (смеси частиц руды с водой) выносятся из мельницы, а более крупные — остаются в мельнице и измельчаются дальше. Для получения высококачественного концентрата большая часть железных руд перед обогащением измельчается до крупности меньше 0,074 мм.

Измельченный продукт направляется в спиральный классификатор. Классификаторы предназначены для разделения продуктов на различные классы по крупности и делятся на гидравлические и пневматические, которые по принципу действия подразделяются на гравитационные (элеваторные, пирамидальные, конические, механические, спиральные и жалюзийные) и центробежные (гидроциклоны и обеспылеватели).

Принцип работы различных классификаторов одинаков: в сосуд, заполненный водой до краев (глубиной 300 — 500 мм) непрерывно подают пульпу. Самые крупные частицы руды быстро оседают на дно сосуда, а мелкие, находящиеся во взвешенном состоянии, с избытком пульпы удаляются из классификатора через сливной порог. При помощи специального устройства из классификатора извлекаются и осевшие частицы.

Разделение материала мельче 1 мм на узкие по размерам фракции выполняют методами классификации. Классификация осуществляется с помощью воды. В спиральном классификаторе, наиболее распространенном на обогатительных фабриках, для удаления осевшей фракции применяют вращающуюся спираль. Слив этого классификатора направляется по желобу на мокрые магнитные сепараторы, а пески (зернистая фракция) возвращается в мельницу.

Мокрые магнитные сепараторы с постоянными магнитами обеспечивают получение концентрата с содержанием железа 65%, который после обезвоживания и фильтрации направляется на склад.

Далее производится расчет качественно-количественных показателей по формулам материального баланса:

₁=₂+₃

₁=₂+₃

= (*) /

₁₁= ₂₂+₃₃+…+_ii,

где — выход концентрата (% от массы исходной руды), — содержание Fe в исходной руде (%), — содержание Fe в продуктах обогащения (%), — извлечение Fe в продукт (%)

горный обогатительный доменный чугун

1.1.3 Выбор оборудования для дробления и измельчения

В качестве основного варианта принимаем действующую схему дробления (рис.1), включающую три стадии (N = 3) до конечной крупности дробленой руды d_k = 8 мм.

Рис.1 Схема дробления и грохочения обогащаемых руд

Поскольку максимальная крупность кусков руды, поступающей на фабрику = 1200 мм, то общая степень дробления будет:

= == 150

Средняя степень дробления определяется по формуле:

= = 5,3

а средняя степень дробления в отдельных стадиях

= * *

Для рассматриваемой схемы дробления будет иметь место зависимость:

< <

В данном случае = 5,3 и можем принять значения = 4; = 5,5; тогда

= = 6,8.

Рассчитываем крупность материала после дробления в каждой стадии

= = 300; = = 54,5; = = 8,02

Определяем ширину приемной пасти дробилок

= = 1500; = = 375; = = 64,1

где — коэффициент закрупнения; для первой и второй стадии принимаем 0,8, а для третьей — 0,85.

Определяем ширину разгрузочной щели дробилок для каждой стадии:

=

= = 193,55; = = 35,2; = = 2,7

где z — коэффициент избыточного зерна, для первой и второй стадии z = 1,55; для третьей стадии z = 3.

Определяем производительность, млн. т в год, отделения крупного дробления, в которое поступает

= = 2,852*100/ 49 = 5,8

где — выход концентрата, взятый из качественно — количественной схемы.

оборудования отделения крупного дробления находится по формуле:

= = 812

где ГМФ — годовой фонд машинного времени (для нашего случая 340 дней в году, в 3 смены по 7 часов каждой)

Часовая производительность оборудования отделения среднего и мелкого дробления:

= = 906

где ГФМ'= 305*3*7.

На основании этих расчетов с помощью выбираем дробилки крупного, среднего и мелкого дробления. Число дробилок определяется по отношению:

= = 2 = = 2 = = 7

где , — соответственно, часовая и каталожная производительность соответствующего отделения.

Основные характеристики и число дробилок приводим в виде таблицы 1.

Табл.1 Технологические характеристики дробилок

Проводим расчет и выбор мельниц. Пользуясь данными действующей фабрики, сравниваем варианты с установкой мельниц:

3600 * 5000; 4000*5000; 4500*5000.

Из данных практики имеем: содержание готового класса 0,074 мм в конечном продукте =0,67, а в исходном продукте =0,08.

Исходя из этих данных, определяем удельную производительность мельниц по вновь образованному классу:

q= * ***,

где удельная производительность действующей мельницы (в нашем случае для ДОФ-5 ММК =1,16 т/ ч);

— коэффициент измельчения руды, = 0,92;

— коэффициент равномерности, = 1,04;

— коэффициент размера мельниц (для 3600*5000 для 4000*5000; для 4500*5000

— коэффициент типа мельниц (для данного случая

Определяем производительность мельниц сравниваемых размеров. Определяем рабочие объемы барабанов этих мельниц:

V=*L

где D, L — соответственно диаметр и длина барабанов, м.

Определяем производительность мельниц по руде:

=

Определяем расчетное число мельниц сравниваемых размеров, учитывая, что на измельчение направляется концентрат сухих магнитных сепараторов в количестве, млн. т. в год, определяемом по формуле:

=

Приведя значение к размерности т/ч, определяем число мельниц каждого размера: n=

1) 3600*5000

q=1,16 *0,92*1,04*1*1=1,1 т/ ч

V= =46,7

== 87 т/ч

= 7 *10⁶ * 85/ 100 = 4,93 млн. т. в год = 562,8 т/ч

n= 562,8/87 = 6,4=7

2) 4000*5000

q=1,16*0,92*1,04*1*1,06= 1,17 т/ ч

V=58,17

==115,35 т/ч

=5,87 *10⁶ * 85/ 100 = 4,93 млн. т. в год = 562,8 т/ч

n= 562,8/ 115,35 = 4,8 = 5

3) 4500*5000

q=1,16*0,92*1,04*1*1,12= 1,24 т/ ч

V=74,27

==156,69 т/ч

=5,8 *10⁶ * 85/ 100 = 4,93 млн. т. в год = 562,8 т/ч

n= 562,8/ 156,69 = 3,4=4

Определяем оптимальный вариант, ориентируясь на значение установочной мощности мельниц и приводим их краткую техническую характеристику.

Таблица 2. Технические характеристики мельниц

1.1.4 Выбор оборудования для обогащения

Для магнитной сухой сепарации применяем барабанные сепараторы с электромагнитными системами.

Производительность таких сепараторов можно определить по формуле:

= 0,82*n (L — 0,1) *V*д* *a*b

где — производительность по исходному питанию, т/ч;

n — число барабанов, шт; L — длина барабана, м;

V — скорость перемещения слоя руды на барабане (в нашем случае V=1 м/с); д — плотность руды, т/;

— наибольший и наименьший диаметр зерен руды в питании (в нашем случае = 0,08 мм.)

a, b — эмпирические коэффициенты (в нашем случае а=2,5; b= 1).

*2,5 *1= 115,29 т/ч

Число сухих магнитных сепараторов определяем по отношению:

=

= 5,8 * 10⁶/ (115,29 * 7140) = 7,1 = 8

Приводим техническую характеристику сухих магнитных сепараторов.

Таблица 3. Техническая характеристика сухих магнитных сепараторов ЭБС-90/100

Осуществляем выбор и расчет мокрых магнитных сепараторов.

Производительность таких сепараторов рассчитывается по формуле:

=* (- 0,1)

где — удельная нагрузка (для нашего случая =28 т/ч)

— длина барабана (для серийного сепаратора)

28* (2,5−0,1) =67,2 т/ч Число сепараторов для операций мокрой магнитной сепарации определяем по формулам:

=; =; =;

= 0,71*5,8 *10⁶/ (67,2*365*24) =6,9=7

=0,58*5,8 *10⁶/ (67,2*365*24) = 5,7 = 6

n_ммс3 = 0,49*5,8 *10⁶/ (67,2*365*24) =4,8 = 5

Таблица 4. Техническая характеристика мокрых магнитных сепараторов ПБМ-ПП-90/250

1.2 Агломерационное производство

1.2.1 Технология получения агломерата

В результате обогащения получают мелкий железный концентрат, который не может использоваться в доменной печи. Мелкий порошок должен быть превращен в кусковой железорудный материал. Наиболее распространенным процессом окускования железных руд является агломерация.

Агломерацией называют процесс окускования рудной мелочи концентратов и колошниковой пыли путем спекания. Целью агломерации является не только окускование руды, но и введению флюса, удаление серы и мышьяка для улучшения металлургических свойств сырья. Наиболее производительным методом агломерации является спекание с просасыванием воздуха. Сущность процесса заключается в следующем. Измельченные рудный концентрат и богатую железную руду тщательно смешивают с колошниковой пылью, мелким коксиком (менее 3мм) и известняком, увлажняют и загружают в спекательный аппарат слоем 200−350мм. Затем при помощи интенсивного источника поджигают топливо, находящееся в слое шихты. Через слой шихты эксгаустером, расположенным под агломерационным устройством, просасывают воздух. Горение, начавшись в верхнем слое шихты, постепенно распространяется на всю толщину и заканчивается у колосниковой решетки аппарата. При сгорании топлива температура достигает 1400 °C. Этого достаточно для частичного сплавления кусочков шихты и спекания их между собой в пористый, ноздреватый продукт. Для сохранения колосниковой решетки и избежания потерь на решетку укладывают слой возврата агломерата («постель») крупностью ~25мм.

Для процесса спекания характерно следующее:

§ топливо сгорает без пламени;

§ воздух, поступающий для горения, проходит через слой раскаленного агломерата и, охлаждая его, нагревается до температуры, близкой к температуре агломерата;

§ тепло от газов к шихте передается благодаря развитой поверхности контакта.

Процессы спекания можно разделить на несколько стадий:

1. Подготовительная. После воспламенения топлива на поверхности слоя шихты горячие газы проходят через холодный слой шихты вниз и отдают свое тепло. Испаряющаяся из верхних слоев влага конденсируется в холодных нижних слоях. По мере опускания вниз золы спекания количество влаги в нижних слоях шихты увеличивается. Верхние слои все более подсушиваются, нагреваются газами и теплом, поступающим от приближающейся зоны спекания, до температуры воспламенения топлива. Начинается вторая стадия агломерации.

2. Стадия сгорания. Топливо воспламеняется, частично восстанавливаются оксиды железа, образуются жидкие фазы, оплавляющие отдельные твердые частички железной руды. Сгорание топлива в слое шихты существенно отличается от горения угля или кокса в топке. Если в обычной топке углерод полностью сгорает до углекислого газ, то на ленте агломерационной машины появляются значительные количества угарного газа.

3. Стадия охлаждения. Топливо в слое сгорело, куски руды сварились, спеклись при помощи легкоплавкой жидкой фазы. Спекшийся материал охлаждается холодным воздухом, поступающим сверху.

Агломерационная фабрика представляет собой сложное сооружение, включающее систему подачи руды и кокса, помольное, сортировочное, смесительное отделения. Все работы на фабрике механизированы. Грузопотоки материалов следуют по транспортерам. Железная руда, концентрат и возврат крупностью не более 8−10мм поступают в шихтовые бункера смесительного отделения аглофабрики. Коксик, известняк предварительно дробят до 0−3мм. Затем про помощи дозаторов определенные порции составляющих шихты поступают на траспортер и далее загружаются в барабанный смеситель, в котором шихта увлажняется и перемешивается. Затем шихта поступает в барабанный окомкователь, в котором она приобретает зернистую структуру. После окомкования шихта подается в бункер агломерационной машины, откуда она равномерным слоем ложится на паллеты. Предварительно на паллеты укладывают шихту и возврат агломерат, что называется постелью. В тот момент, когда паллета продвигается под зажигательным горном, поджигается шихта, и в то же время паллета оказывается над вакуум-камерой. После того, как агломерат готов, он некоторое время движется на паллетах машины и через него просасывается воздух, ускоряя его охлаждение. В момент, когда зона горения достигает слоя постели, паллета выходит в закругление разгрузочной части ленты и опрокидывается.

Пирог готового агломерата выгружается на стационарный колосниковый грохот, где он разделяется на фракции. Фракции размером боле 10 мм направляются в доменный цех, более мелкие возвращаются для агломерации. Для получения однородного агломерата по всей высоте слоя, уложенного на решетку паллеты, в нижний слой шихты вводят меньшее количество коксика. Для повышения прочности агломерата применяют нагретый воздух. На ряде установок агломерат охлаждают в специальных круглых (кольцевых) или линейных (ленточных) охладителях.

Полученный агломерат направляется в специальных думпкарах в доменный цех.

1.2.2 Выбор оборудования для агломерации

Исходя из режима работы агломерационной фабрики (340 дней в году, в три смены по 8 часов), получим часовую производительность аглоцеха, т/ч:

=

= = 707 т/ч;

Основываясь на данных работы аглоцеха, примем следующие технологические параметры агломашин:

§ вертикальная скорость спекания = 0,025 м/мин;

§ насыпной вес шихты = 1,5 т/;

§ выход агломерата согласно материальному балансу 0,675 (67,5%).

Тогда на основании определим потребную полезную площадь спекания, всех машин аглоцеха:

=

= = 466

Пользуясь техническими характеристиками агломашин, приведенным в Приложении 9, выбираем тип агломашин и определяем их число:

где производительность агломашин по каталогу (Таблица 5).

Выбираем тип агломашины К-1−250:

= 1,57 = 2;

Таблица 5.

Проводим проверку по требуемой площади спекания:

= = 1,85 = 2

где — полезная площадь спекания выбранной агломашины по каталогу (Таблица 4).

1.3 Доменное производство

1.3.1 Технология доменного производства чугуна

Сущность доменного процесса состоит в том, что восстанавливается основное количество железа, а затем, при более высоких температурах, в нижней части горна происходит разделение на слои расплавившихся чугуна и шлака вследствие их различных плотностей (плотность чугуна примерно в 2,5 раза больше плотности шлака).

В любой момент времени вся доменная печь заполнена шихтовыми материалами — от горна до колошника. Через фурменные отверстия, под давлением подают воздух, нагретый до 1000 — 1200°. Попадая в слой кокса, находящегося в горне, воздух быстро расходуется на его горение. На расстоянии ~2м от стенки горна газ уже не содержит кислорода. Поскольку горение кокса в доменной печи происходит при недостатке воздуха, то конечным продуктом сгорания углерода является не углекислый, а угарный газ. Образующиеся в горне печи продукты сгорания (содержащие СО и) с температурой более 2000 °C направляются вверх. Нагревая шихту, газ охлаждается и выходит из печи через колошник (поэтому газ называется колошниковым) с температурой 200−300°С. При движении через шихту газ одновременно с теплообменом участвует в восстановительных процессах, в результате чего часть монооксида углерода СО превращается в диоксид углерода. Доменный процесс относится к типу противоточных — навстречу потоку поднимающегося газа опускается столб шихтовых материалов. Опускание шихты происходит в нижней части доменной печи в результате сгорания кокса и плавления рудного материала и флюса. Периодически, через несколько минут в доменную печь через колошник загружают очередную порцию шихты.

Сразу после попадания в печь шихта начинает нагреваться и по мере непрерывного опускания последовательно идут следующие процессы: испарение влаги шихты, восстановление оксидов железа и некоторых других элементов, диссоциация карбонатов. Вследствие специфических условий плавки (наличие в печи восстановительной газовой атмосферы и сильного восстановителя — кокса) конечным продуктом переработки руд в доменных мечах является не чистое железо, а чугун — железоуглеродистый сплав, содержащий 91−94% Fe, 3,5−4.5% C и 1−5% других элементов.

На уровне нижней части шихты или в заплечниках при температуре более 1200 °C начинается образование первых порций расплавленных чугуна и шлака. Последний образуется из 3 частей: пустой породы рудного материла, флюса и золы кокса. Расплавленные чугун и шлак в виде капелек, струей стекают вниз и накапливаются в горне, образуя два слоя: нижний — чугун и верхний — шлак. В результате процесса шлакообразования происходит расплавление пустой породы рудного материала, золы кокса и флюса, что способствует отделению их от восстановленного железа и облегчает удаление из доменной печи. Шлак является одним из основных регуляторов химического состава чугуна. В зависимости от состава облегчается или затрудняется переход в чугун тех или иных элементов. Типичный состав доменного шлака следующий, %: CaО 35−45, SiО₂ 36−38, Al₂O₃ 7−15, MgO 0,5−1,0, FeO 0,4−0,8, S 1−2. Капельки чугуна, проходя через слой шлака в горне, освобождаются от большей части серы, чугун и шлак приобретают окончательный химический состав.

Таким образом, одной из характерных особенностей доменного процесса является то, что формирование химического состава чугуна происходит по мере движения вниз твердой шихты и расплавленных масс металла и шлака. Слой чугуна в горне, сколько бы он там нм находился, не изменяет своего химического состава. Со временем количество чугуна и шлака в горне увеличивается. Когда верхний уровень шлака приближается к горизонту фурм, требуется произвести выпуск чугуна и шлака из печи. С этой целью открывают чугунную и шлаковую летки. После выпуска накопившихся продуктов плавки летки снова закрывают. Следующий выпуск чугуна и шлака производят в зависимости от производительности доменной печи — через 1−2 часа. Таким образом, периодичность выпусков связана не с необходимостью получения химического состава чугуна (образовавшийся чугун всегда готов к выпуску), а определяется существующей технологией обслуживания горна.

Доменное производство занимает главное положение в системе металлургического завода. Доменный цех не только дает металл, из которого в дальнейшем получают различную продукцию, но и много газа, используемого в качестве топлива в различных нагревательных устройствах прокатных, термических, коксохимического, доменного и других цехов. Для нужд народного хозяйства используется и третий продукт доменной плавки — шлак (для производства некоторых изделий методом литья, в строительной промышленности как заменитель щебня, в качестве исходного сырья при получении цемента, при производстве шлаковаты и др.).

1.3.2 Выбор доменных печей

Выбор доменной печи целесообразно проводить, исходя из необходимого количества чугуна для производства заданного объема стали. Поскольку работа доменной печи осуществляется в непрерывном режиме, то заданный объем производства чугуна в сутки выразится:

=

= = 15 972,6 т. чуг. в сутки

Исходя из полученных результатов, проводим выбор типа доменной печи на основании данных, приведенных в таблице 6.

Выбираем тип доменной печи ММК № 10.

Число доменных печей определим из отношения:

= (28)

где — производительность выбранной доменной печи, т/ сутки.

= = 3,27= 4.

Таблица 6. Основные показатели крупных доменных печей России.

1.4 Кислородно-конвертерное производство

1.4.1 Технология производства стали в кислородных конвертерах

Первым способом массового производства жидкой стали был бессемеровский процесс (в конвертере с кислой футеровкой), предложенный и разработанный Г. Бессемером в 1856—1860 гг.; несколько позже — в 1878 г. — С. Томас разработал схожий процесс в конвертере с основной футеровкой (томасовский процесс).

Сущность конвертерных процессов на воздушном дутье (бессемеровского и томасовского) заключается в том, что залитый в плавильный агрегат (конвертер) чугун продувают снизу воздухом; кислород воздуха окисляет примеси чугуна, в результате чего он превращается в сталь, при томасовском процессе, кроме того, в основной шлак удаляются фосфор и сера. Тепло, выделяющееся при окислении, обеспечивает нагрев стали до температуры выпуска (С).

Кислородно-конвертерным процессом в нашей стране обычно называют процесс выплавки стали из жидкого чугуна и добавляемого лома в конверторе с основной футеровкой и с продувкой кислорода сверху через водоохлаждаемую форму. Существует три разновидности кислородно-конвертерных процессов: продувка кислородом сверху, продувка кислородом снизу (через дно), комбинированная продувка (кислородом сверху и различными газами через дно).

За короткий срок кислородно-конвертерный процесс получил широкое применение во всех странах. Так, если в 1960 г. доля кислородно-конвертерной стали составила 4% мировой выплавки стали, то в 1970 — 40,9%, а в 1998 — около 60%. Быстрое развитие кислородно-конвертерного процесса объясняется тем, что он, как и прочие конвертерные процессы, обладает рядом преимуществ по сравнению с мартеновским и электросталеплавильным процессами.

Основные:

1. Более высокая производительность одного работающего сталеплавильного агрегата (часовая производительность мартеновских и электродуговых печей не превышает 140 т/ч, а у большегрузных конвертеров достигает 400−500 т/ч);

2. Более низкие капитальные затраты, т. е. затраты на сооружение цеха, что объясняется простотой устройства конвертера и возможностью установки в цехе меньшего числа плавильных аппаратов;

3. Меньше расходы по пределу, в число которых входит стоимость электроэнергии, топлива, огнеупоров, сменного оборудования, зарплаты и др.;

4. Процесс более удобен для автоматизации управления ходом плавки;

5. Благодаря четкому ритму выпуска плавок работа конвертеров легко сочетается с непрерывной разливкой.

Кроме того, по сравнению с мартеновским производством конвертерное характеризуется лучшими условиями труда и меньшими загрязнениями окружающей природной среды.

Благодаря продувке чистым кислородом сталь содержит 0,002−0,005% азота, т. е. не больше, чем мартеновская. Тепла, которое выделяется при окислении составляющих чугуна, с избытком хватает для нагрева стали до температуры выпуска. Имеющийся всегда избыток тепла позволяет перерабатывать в конвертере значительное количество лома (до 25−27% от массы шихты), что обеспечивает снижение стоимости стали, так как стальной лом дешевле жидкого чугуна.

Шихтовые материалы кислородно-конвертерного процесса.

Основными шихтовыми материалами кислородно-конвертерного процесса являются жидкий чугун, стальной лом, шлакообразующие (известь, плавиковый шпат и др.), ферросплавы для раскисления и легирования. Постоянно используется также газообразный кислород.

Состав чугунов изменяется в широких пределах: 4,0−4,8% С, 0,1−2,6% Mn, 0,3−2,0%Si, 0,02−0,07% S, более 0,3% P. Однако опыт показывает, что для обеспечения высоких технико-экономических показателей процесса содержание составляющих чугуна целесообразно ограничивать в определенных узких пределах.

При излишне высоком содержании кремния возрастает расход извести для ошлакования образующейся SiO₂ и увеличивается количество шлака и в конверторе, что ведет к росту теплопотерь со сливаемым шлаком; понижается стойкость футеровки конвертера.

Оптимальной величиной содержания марганца в чугуне в течении многих лет считали 0,7−1,15. Стремление конвертировщиков применять чугуны со столь высоким содержанием вызвано тем, что при более низком его содержании существенно замедляется процесс шлакообразования, поскольку в первичных шлаках будет содержаться мало оксида MnO, ускоряющего растворение извести.

Содержание фосфора в чугуне не должно превышать 0,2−0,3%, поскольку при большем его содержании необходим промежуточный слив шлака во время продувания и наведение нового, что снижает производительность конвертеров.

Содержание серы в чугунах, предназначенных для выплавки качественных сталей, не должно превышать 0,0355, а рядовых сталей — 0,05%. Такое ограничение объясняется тем, что из-за высокого содержания оксидов железа в конверторных шлаках удаление серы из них при плавке происходит слабо; степень десульфации не превышает 30%.

Температура жидкого чугуна обычно составляет 1300−1450°С. Применять чугун с более низкой температурой нежелательно, так как это ведет к холодному началу продувки и замедлению шлакообразования.

Стальной лом является охладителем конвертерной плавки, увеличение его расхода экономит чугун, снижая себестоимость стали. К лому, как и при прочих сталеплавильных процессах, предъявляется требование о недопустимости высокого содержания фосфора, серы, примесей цветных металлов и ржавчины.

Кислород для конвертерного цеха производят на сооружаемой кислородной станции путем разделения сжиженного воздуха. Основными элементами установки получения кислорода являются турбокомпрессор, детандер, служащий для расширения сжатого воздуха, и блок разделения сжиженного воздуха.

Шихтовка плавки и организация загрузки.

Шихтовку, т. е. определение расхода на плавку чугуна и лома, шлакообразующих, ферросплавов и других материалов, в современных целях проводят с помощью ЭВМ на основании вводимых в нее данных о составе чугуна и других шихтовых материалов, температуре чугуна, параметрах выплавляемой стали и некоторых других. При этом расход лома определяют на основании расчета теплового баланса плавки, увеличивая или уменьшая расход так, чтобы обеспечивалась заданная температура металла в конце продувки, а расход извести — так, чтобы обеспечивалась требуемая основность шлака.

Лом загружают в конвертор совками объемом 20−110; их заполняют ломом в шихтовом отделении цеха и доставляют к конвертерам рельсовыми тележками. Загрузку ведут через отверстие горловины конвертера, опрокидывая совок с помощью полупортальной машины, либо мостового крана, либо напольной (перемещающейся по рабочей площадке цеха) машины. Конвертер при загрузке наклонен примерно на 45° с тем, чтобы загружаемые куски лома скользили по футеровке, а не падали бы сверху, разрушая ее.

Жидкий чугун заливают в наклонный конвертер через отверстие горловины с помощью мостового крана из заливочного ковша, который обычно вмещает всю порцию заливаемого чугуна (до 3000 т и более). Заливочные ковши с чугуном доставляют к конвертерам из миксерного или переливного отделений.

Для загрузки сыпучих шлакообразующих материалов конвертор оборудован индивидуальной автоматизированной системой. Из расположенных над конвертером расходных бункеров, где хранится запас материалов, их с помощью электровибрационных питателей и весовых дозаторов выдают в промежуточный бункер, а из него материалы по наклонной течке (трубе) ссыпаются в конвертор через горловину. При этом система обеспечивает загрузку сыпучих без остановки продувки по программе, которая разработана заранее или задается оператором из пульта управления конвертером.

Период плавки.

Плавка в кислородном конвертере включает следующие периоды:

1) Загрузка лома. Стальной лом 25−27% от массы металлической шихты загружают в наклоненный конвертор совками. Загрузка длится 2−4мин. Иногда с целью ускорения шлакообразования после загрузки лома или пред ней в конвертор вводят часть расходуемой на плавку извести.

2) Заливка чугуна. Жидкий чугун при температуре 1300−1450°С заливают в наклоненный конвертор одним ковшом в течении 2−3мин.

3) Продувка. После заливки чугуна конвертор поворачивают в вертикальное рабочее положение, вводят сверху фурму и включают подачу кислорода, начиная продувку. Фурму в начале продувки для ускорения шлакообразования устанавливают в повышенном положении (до 4,8 м от уровня ванны в спокойном состоянии), а через 2−4мин ее опускают до оптимального уровня (1−2,5 м в зависимости от вместимости конвертера и особенностей технологии).

В течении первой трети длительности продувки в конвертор двумя-тремя порциями загружают известь вместе с первой порцией извести, вводимой после начала продувки, дают плавиковый шпат и иногда другие флюсы (железную руду, окатыши, боксит и др.). Расход извести рассчитывают так, чтобы шлак получался с основностью от 2,7 до 3,64 обычно расход составляет 6−8% от массы стали.

Продувка до получения заданного содержания углерода в металле длится 12−18мин; она тем больше, чем меньше принята в том или ином цехе интенсивность подачи кислорода в пределах 2,5−5м3/ (т*мин).

В течение продувки протекают следующие основные металлургические процессы:

§ окисление составляющих жидкого металла вдуваемым кислородом; окисляется избыточный углерод, а также весь кремний, около 70% марганца и немного 1−2% железа. Газообразные продукты окисления углерода удаляются из конвертера через горловину, другие оксиды переходят в шлак.

§ шлакообразование. С первых секунд продувки начинает формироваться основной шлак из продуктов окисления металла (MnO, FeO, SiO2, Fe2O3) и растворяющейся в них извести, а также из оксидов, вносимых миксерным шлаком, ржавчиной стального лома и растворяющейся футеровкой. Основность шлака по ходу продувки возрастает по мере растворения извести, достигает 2,7−3,6.

§ дефосфация и десульфация. В образующийся основной шлак удаляется часть содержащихся в шихте вредных примесей — большая часть (до 90%0 фосфора и немного (до 30%) серы;

§ расплавление стального лома за счет тепла экзотермических реакций окисления; обычно оно заканчивается в течение первых 2/3 длительности продувки;

§ побочный и нежелательный процесс испарения железа в подфурменной зоне из-за высоких здесь температур (2000;2600°С) и унос окисляющихся паров отходящими газами, что вызывает потери железа и требует очистки конверторных газов от пыли.

4) отбор проб, замер температуры, ожидание анализа, корректировка.

Продувку необходимо закончить в тот момент, когда углерод будет окислен до нужного выплавляемой марке стали содержания; к этому времени металл должен быть нагрет до требуемой температуры, а фосфор и сера удалены до допустимых для данной марки стали пределов.

Момент окончания продувки определяют по количеству израсходованного кислорода, по длительности продувки, по показаниям ЭВМ. Окончив продувку, из конвертора выводят фурму, а конвертер поворачивают в горизонтальное положение. Через горловину конвертера отбирают пробу металла, посылая ее на анализ, и замеряя температуры параметров металла, выпускают плавку. В случае несоответствия проводят корректирующие операции: при избыточном содержании углерода проводят кратковременную додувку для его окисления; при недостаточной температуре делают додувку при повышенном положении фурмы, что вызывает окисление железа с выделением тепла, нагревающего ванну; при излишне высокой температуре в конвертор вводят охладители — легковесный лом, руду, известняк и т. п., делая выдержку после их ввода в течение 3−4мин. По окончании корректировочных операций плавку выпускают.

На отбор и анализ проб затрачивается 2−3мин; корректировочные операции вызывают дополнительные простои конвертора и поэтому нежелательны.

5) выпуск. Металл выпускают в сталеразливочный ковш через летку без шлака; это достигается благодаря тому, что в наклонном конвертере, у летки располагается более тяжелый металл, препятствующий попаданию в нее находящегося сверху шлака. Такой выпуск исключает перемешивание металла со шлаком в ковше и переход из шлака в металл и FeO. Выпуск длится 3−7 мин.

В процессе выпуска в ковш из бункеров вводят ферросплавы для раскисления и легирования. При этом в старых цехах загружают все ферросплавы так, чтобы обеспечивалось раскисление и получение в стали требуемого содержания вводимых элементов (Mn, Si, а в легированных сталях и других элементов). В конце выпуска в ковш попадает немного шлака, который предохраняет металл от быстрого охлаждения. В новых цехах, где проводят внепечную обработку, в ковш вводят сплавы, с содержанием слобоокисляющихся элементов (Mn, Cr и реже Si), после чего ковш транспортируют на установку внепечной обработки, где в процессе усредняющей продувки аргоном вводят элементы, обладающие высоким сродством с кислородом (Si, Al, Ti, Ca и др.), что уменьшает их угар. В этом случае в момент слива из конвертора последних порций металла делают «отсечку» шлака, препятствуя попаданию в ковш конвертерного шлака, содержащего фосфор, который может переходить в металл, и оксиды железа, которые будут окислять вводимые в металл в процессе внепечной обработки элементы. В ковше для защитя металла от охлаждения и окисления создают шлаковый покров, загружая, например, гранулированный доменный шлак, вермикулит, известь с плавковым шпатом.

6) слив шлака в шлаковый ковш (чашу) ведут через горловину, наклоняя конвертор в противоположную от летки сторону (слив через летку недопустим, так как шлак будет растворять футеровку летки). Слив шлака длится 2−3 мин. Общая продолжительность плавки в 100−350т конверторах составляет 40−50 мин.

1.4.2 Расчет числа конвертеров и обоснование их емкости

Годовую мощность конвертера, т. по жидкой стали определяем по формуле:

= * 1440*

средняя (номинальная) масс плавки, т;

длительность цикла плавки, мин;

номинальное время работы конвертера в год, сут;

= 350 т., = 365с.

Длительность цикла плавки определим, составив баланс времени периодам плавки:

Периоды Длительность, мин

заливка скрапа——————————————————-2,0 мин

заливка чугуна——————————————————-2,0

продувка——————————————————————16,0

отбор и анализ проб———————————————4,0

додувка———————————————————————-2,0

слив металла————————————————————6,5

слив шлака—————————————————————2,5

подготовка конвертеров————————————-3,0

неучтенные задержки——————————————-3,0

ИТОГО 41,0

= * 1440*= 4 486 829,26 т

Определяем число непрерывно работающих конвертеров в цехе для обеспечения заданного производства слябовой литой заготовки:

=

где — число постоянно работающих конвертеров, шт;

— заданный объем производства слябовой литой заготовки, т;

m — выход годной литой заготовки,%.

Основываясь на данных практики работы ОАО «ММК», можем принять m = 95%.

= = 1,45 = 2

При работе конвертерного цеха по классической схеме и числе постоянно работающих конвертеров <2, общее число конвертеров примем:

=+1=2+1=3

Пользуясь таблицей 7., сопоставить мощность конвертерного цеха с заданным объемом производства годных литых заготовок и сделать основной вывод по выполненному проекту.

Таблица 7. Мощность конвертерных цехов при различном числе конвертеров

При данном значении литой заготовки =6,2 млн. т. в год выбираем конвертерный цех емкостью 300 т с 2-мя постоянно работающими и 3-мя установочными конвертерами.

Вывод

Исходя из заданного объема производства слябовой заготовки с использованием сырьевой базы месторождения «Малый Куйбас» была получена качественно-количественная схема и выбрано следующее оборудование:

1. Число дробилок:

крупного дробления — 2 шт.;

среднего дробления — 2 шт.;

мелкого дробления — 7 шт.;

2. Мельниц типа 3600*4000 — 7 шт общей мощностью 8750кВт.

3. Число сухих магнитных сепараторов типа ЭБС-90/100 — 9 с общей мощностью 9кВт

4. Число мокрых магнитных сепараторов типа ПБМ — ПП-90/250

для первой стадии — 7 шт.;

для второй стадии — 6 шт.;

для третьей стадии — 5 шт.

5. Число агломашин типа К-1−250 с общей мощностью 2*2*67= 268кВт = 2 шт.

6. Число доменных печей — 4 шт.; с общим расходом топлива на 1 т чугуна:

кокса — 1772кг

природного газа — 468 м³.

7. Число конвертеров емкостью 300 т.:

рабочих — 2 шт.;

установленных — 3 шт.

Список используемой литературы

1. К. А. Разумов, В. А. Перов. Проектирование обогатительных фабрик. М.: Недра, 1982

2. Б. В. Линчевский, А. П. Соболевский, А. А. Кальменев. Металлургия черных металлов. М.: Металлургия, 1986

3. А. М. Парфенов. Основы агломерации железных руд. М.: 1961

4. В. Г. Воскобойников, В. А. Кудрин, А. М. Якушев. Общая металлургия. М.: Металлургиздат, 1979