Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

Введение

1. Сущность доменного процесса

1.1 Устройство доменной печи

1.2 Продукты доменной плавки

2. Расчёт шихты, материального и теплового балансов доменной плавки

2.1 Расчёт шихты

2.2 Расчёт состава и количества колошникового газа и количества дутья

2.3 Материальный баланс доменной плавки

2.4 Тепловой баланс доменной плавки

3. Расчёт профиля доменной печи

Заключение

Список используемой литературы

Введение

Цель доменного производства состоит в получении чугуна из железных руд путем их переработки в доменных печах. Сырыми материалами доменной плавки являются топливо, железные и марганцевые руды и флюс.

Топливом для доменной плавки служит кокс, получаемый из каменного угля. Его роль состоит в обеспечении процесса теплом и восстановительной энергией. Кроме того кокс разрыхляет столб шихтовых материалов и облегчает прохождение газового потока в шихте доменной печи.

Железные руды вносят в доменную печь химически связанное с другими элементами железо. Восстанавливаясь и науглероживаясь в печи, железо переходит в чугун. С марганцевой рудой в доменную печь вносится марганец для получения чугуна требуемого состава.

Флюсом называются добавки, загружаемые в доменную печь для понижения температуры плавления пустой породы руды, офлюсования золы кокса и придания шлаку требуемых технологией выплавки чугуна физико-химических свойств. Для руд с кремнеземистой (кислой) пустой породой в качестве флюса используют материалы, содержащие оксиды кальция и магния: известняк и доломитизированный известняк.

Для получения высоких технико-экономических показателей доменной плавки сырьё и материалы предварительно подвергают специальной подготовке.

1. Сущность доменного процесса

1.1 Устройство доменной печи

Чугун выплавляют в печах шахтного типа - доменных печах. Сущность процесса получения чугуна в доменных печах заключается в восстановлении оксидов железа, входящих в состав руды, оксидом углерода, водородом и твёрдым углеродом, выделяющимся при сгорании топлива в печи.

Рисунок 1 - Устройство доменной печи: 1 - горячее дутьё; 2 - зона плавления (заплечики и горн); 3 - зона восстановления FeO (распар); 4 - зона восстановления Fe₂O₃ (шахта); 5 - зона предварительного нагрева (колошник); 6 - загрузка железорудных материалов, известняка и кокса; 7 - доменный газ; 8 - столб железорудных материалов, известняка и кокса; 9 - выпуск шлака; 10 - выпуск жидкого чугуна; 11 - сбор отходящих газов

Колошник - верхняя цилиндрическая часть, куда при помощи засыпного аппарата загружаются проплавляемые материалы, а от боковых сторон его по газоотводам удаляются колошниковые газы.

Шахта - расположена под колошником. В ней в определённой последовательности идут процессы подготовки материалов, восстановление из окислов руды железа и других элементов, науглероживание железа и плавление образовавшегося сплава. Шахте придаётся форма расширяющегося книзу усечённого конуса для облегчения опускания из колошника загруженных материалов.

Распар - самая широкая цилиндрическая часть печи, где происходит плавление пустой породы руды и флюса с образованием из них шлака.

В заплечиках, следующей части печи в виде усечённого и расширяющегося кверху конуса, процесса шлакообразования заканчивается. Здесь остается в твёрдом состоянии только горючее и часть флюса.

В горне происходит горение спустившегося сверху топлива и накапливаются в жидком состоянии чугун и шлак. Горячий воздух для сжигания топлива от воздухонагревателей подводится к печи по кольцевому воздухопроводу через фурмы. Чугун и шлак накапливаются на дне горна, называемом лещадью, расположенной на мощном железобетонном фундаменте.

Чугун выпускается из печи через лётку, расположенную на дне лещади, по желобам в ковши, а шлак в специальные ковши через две шлаковые лётки.

В верхней части печи имеется малый конус засыпного аппарата, на который попадает шихта, при опускании его шихта попадает в чашу. Из чаши шихта попадает на большой конус, при опускании которого шихтовые материалы попадают в доменную печь, предотвращая при этом выход газов из доменной печи в атмосферу. Для равномерного распределения шихты в доменной печи малый конус и приёмная воронка после очередной загрузки поворачивается на угол кратный 60є.

При работе печи шихтовые материалы, проплавляясь, опускаются, а через загрузочное устройство в печь попадаются новые порции шихты в таком количестве, чтобы весь полезный объём печи был заполнен. Полезный объём печи - это объём, занимаемый шихтой от лещади до нижней кромки большого конуса засыпного аппарата при его опускании. Современные доменные печи имеют полезный объём 2000…50000 мі, полезная высота доменной печи достигает 35 м, это более чем в три раза превосходит диаметр её поперечного сечения.

Это позволяет доменной печи, работающей по принципу встречного движения материалов и газов, иметь более высокий коэффициент полезного использования тепла (до 85%).

Кладка лещади и горна выполняется из углеродистых блоков и высокоглинозёмистых кирпичей, а заплечики, распар и шахта - из шамотных кирпичей высшего качества.

Лещадь и горн заключены в мощный стальной кожух и интенсивно охлаждаются водой при помощи специальных холодильников, к которым подведены две водопроводные магистрали, из них одна находится в работе, а другая - в резерве.

Колошник футерован стальными неохлаждаемыми плитами, полости которых заполнены шамотным кирпичом. Купол печи футерован чугунными плитами.

1.2 Продукты доменной плавки

чугун доменный плавка кокс

Основным продуктом доменной плавки является чугун.

Расплавленный чугун через одну-две лётки по 10-18 раз в сутки выпускают из доменной печи. В ковшах-чугуновозах ёмкостью, 80…100 т, везут его по железнодорожным путям, попадают либо в сталеплавильный цех для передела в сталь, либо на разливочную машину. В первом случае чугун сливают в миксеры (копильники), ёмкостью до 2000 т, отапливаемые газом. При выдержке в миксере выравниваются химический состав и температура чугуна, происходит дополнительное удаление серы.

Разливочная машина представляет собой конвейер с укреплёнными на нём формами (мульдами); в них получают небольшие слитки - чугунные чушки (до 55 кг), которые направляют на другие заводы.

В доменных печах выплавляют передельные и литейные чугуны, а также некоторые ферросплавы.

По содержанию вредных примесей (P и S) чугуны делятся на классы (А, Б и т.д.) по фосфору и на категории (I, II и т.д.) по сере.

Наиболее распространены чугуны М1, М2, М3 содержат 3,8-4,4% C, 0,5…1,5% Si, 0,5…1,5% Mn, 0,15…0,3% P, 0,02…0,06% S. Чугуны этих марок применяют для выплавки стали мартеновским и кислородно-конверторным способом.

Чугуны марок Б1, Б2, содержащие фосфора 0,06% (класс А) и серы 0,04%(категория III), используют для передела в сталь кислым процессом.

Фосфористые чугуны МФ1, МФ2 и МФ3 содержат 1…2% P, их переделывают в сталь в мартеновских качающихся печах.

Высококачественные чугуны ПВК1, ПВК2, ПВК3 имеют минимальное содержание вредных примесей (например, класс А 0,02% P, категория I - 0,015% S) и используют для выплавки качественных сталей в электродуговых печах и других.

Литейные чугуны ЛК0…ЛК5 применяют для получения литых деталей. В этих чугунах содержится до 3,75% Si (ЛК0), 0,5…1,3% Mn, 0,02..0,07% S (категории I, II, III). Обычные литейные чугуны содержат 0,1…0,3% P, для художественного литья применяют фосфористые чугуны, содержащие до 1,2% P.

Доменные ферросплавы: зеркальные чугуны ЗЧ1, ЗЧ2, ЗЧ3 содержат 10…25% Mn, ферромарганец Мн6, Мн7 (70…75% Mn), доменный ферросилиций Си10, Си15 (9…13% Si иногда и больше) и до 3% Mn. Эти сплавы применяют при выплавке сталей для раскисления и легирования.

В доменных печах из руд некоторых месторождений выплавляют также природно-легированные чугуны, содержащие Cr, V, Ni и т.п.

Доменный процесс имеет также и побочные продукты: доменный шлак, доменный (колошниковый) газ, колошниковая пыль.

Доменный шлак - побочный продукт плавки и применяется для получения строительных материалов. Широкое применение нашла мокрая грануляция шлаков: шлак выливают в воду, и он превращается в мелкозернистый материал. Гранулированный шлак используют для производства цемента, шлаковых строительных кирпичей и блоков, и т.д.

Доменный или колошниковый газ. При сгорании 1 т кокса выделяется примерно 5000 мі газа. Таким образом, в крупных печах V = 3000…3200 мі в сутки выделяется примерно 15…17 млн. мі газа. Он содержит значительное количество горючих составляющих (26…32% CO и до 4% H₂), его теплотворная способность примерно 850…950 кал/мі. После очистки от пыли (частицы руды, флюса, кокса) доменный газ используют как топливо для нагрева воздухонагревателей доменных печей, водяных и паровых котлов, в смеси с природным газом используют для отопления мартеновских и нагревательных печей. Колошниковая пыль содержит 45…50% Fe и её используют при агломерации.

2. Расчёт шихты, материального и теплового балансов доменной плавки

2.1 Расчёт шихты

А. Исходные данные для расчёта

1. Химический состав сырых материалов приведён в таблице 1.

Таблица 1 - Состав материалов, %

Материал	Fe	Mn	S	P	Fe2O3	FeO	Mn3O4	MnO	SiO2	Al2O3	CaO	MgO	P2O5	FeS	SO3
Агломерат	53,92	1,33	0,33	0,07	53,17	20,74	-	1,73	9,2	2,61	8,7	0,78	0,16	0,9	-
Зола кокса	18,55	0,31	0,91	0,24	26,5	-	0,43	-	36,07	28,0	4,95	1,23	0,55	-	2,27

Состав кокса: 12,84% A; 1,83% S; 1,61% V. В органической массе кокса содержится: 81,2% C; 2,52% H₂O (сверх 100%).

2. Состав чугуна, %:

Si	Mn	P	S	C	Fe
0,7	0,7	0,08	0,04	3,95	94,53

3. Расход сухого кокса без выноса 420 кг.

Б. Расчёт шихты

1. В чугуне содержится:

1000 · 0,945 = 945 кг Fe,

1000 · 0,007 = 7 кг Mn,

1000 · 0,007 = 7 кг Si,

где 1000 - количество чугуна, кг; 0,945; 0,007; 0,007 - содержание в чугуне соответственно Fe, Mn и Si (в долях единицы).

2. Расход агломерата:

а) золы в коксе

420 · 0,128 = 53,76 кг,

где 0,128 - содержание в коксе золы, доли ед.;

б) вносится железа залой кокса

53,76 · 0,1855 = 9,97 кг,

где 0,1855 - содержание железа в золе кокса, доли ед.;

в) в соответствии с составом шихтовых материалов и опытными данными принимаем выход шлака равным 480 кг, в содержание FeO в нём 0,5% (оно обычно изменяется от 0,3 до 0,7%);

г) переходит железа в шлак

480 · 0,005 · = 1,9 кг,

где 56 - атомная масса железа; 72 - молекулярная масса FeO;

д) должно быть внесено железа агломератом

945 + 1,9 - 9,97 = 936,93 кг

е) расход агломерата

936,93 : 0,5392 = 1737,6 кг,

где 0,5392 - содержание железа в агломерате, доли ед.;

ж) расход агломерата с учётом выноса в колошник (принимаем вынос равным 2%, он определяется качеством агломерата и технологией доменной плавки и изменяется от 1 до 10%) составляет

1737,6 : 0,98 = 1773,06 кг.

3. Расчёт количества шлакообразующих приведён в таблице 2.

Таблица 2 - Количество шлакообразующих

Материал	Количество, кг	SiO2	Al2O3	CaO	MgO
		%	кг	%	кг	%	кг	%	кг
Агломерат	1737,6	9,2	159,86	2,61	45,2	8,7	151,17	0,78	13,6
Зола кокса	53,76	36,07	19,4	28,0	15,05	4,95	2,63	1,23	0,66
Итого		-	179,26	-	60,25	-	153,8	-	14,26

4. Израсходовано кремнезёма на Si, переходящий в чугун по реакции

SiO₂ + 2C > Si + 2CO,

0,7 · · 1000 : 100 = 15 кг.

5. В шлак переходит кремнезёма:

179,26 - 15 = 164,26 кг

6. Основность шлака:

= = 1,19

7. Количество серы в шлаке:

а) вносится серы материалами шихты

0,01 (1737,6 · 0,33 + 420 · 1,83) = 13,42 кг,

где 1737,6 и 420 - расход агломерата и кокса соответственно, кг; 0,33 и 1,83 - содержание в них S, %;

б) принимаем, что в шлак переходит 85% серы, т. е.

13,42 · 0,85 = 11,4 кг.

8. Количество MnO в шлаке:

а) загружено в печь марганца

0,01 (1737,6 · 0,33 + 53,76 · 0,31) = 23,28 кг;

б) восстанавливается и переходит в чугун 7,0 кг марганца;

в) принимаем, что в шлак (в виде MnO) переходит 46% марганца шихтовых материалов, т. е.

23,28 · 0,46 = 10,71 кг;

г) количество MnO в шлаке

10,71 · = 13,8 кг,

где 71 - молекулярная масса MnO; 55 - атомная масса марганца.

9. Улетучивается Mn₃O₄ с колошниковыми газами:

[23,28 - (7 + 10,71)] · = 7, 73 кг,

где 229 - молекулярная масса Mn₃O₄; 55 - атомная масса марганца.

10. Количество FeO в шлаке:

1,9 · = 2,44 кг.

11. Количество и состав шлака приведены в таблице 3.

Таблица 3 - Характеристика шлака

Компоненты шлака	Количество
	кг	%
SiO2	164,26	39,09
Al2O3	60,25	14,34
CaO	153,8	36,60
MgO	14,26	3,39
MnO	13,8	3,28
FeO	2,44	0,58
S	11,4	2,71
Итого	420,21	100

12. Проверка содержания фосфора в чугуне:

0,01 (1737,6 · 0,07 + 53,76 · 0,24) = 1,34 кг или · 100 = 0,134%.

Содержание фосфора не выходит за допустимые пределы.

13. Окончательный состав чугуна (на величину разницы в содержании фосфора в окончательном и заданном составах чугуна изменить содержание углерода), %:

Si	Mn	P	S	C	Fe
0,7	0,7	0,134	0,04	3,9	94,53

14. Расход материалов составляет, кг:

Материалы	Без выноса и влаги	С выносом влажных
кокс	420,0	424,24 *
агломерат	1737,6	1773,06
Итого	2157,6	2197,3

* Принимаем вынос кокса в колошнике равны 1%. Расход влажного (2,52% H₂O) кокса с учётом выноса

420,0 : [1 - (0,01 + 0)] = 424,24 кг.

15. Количество влаги шихтовых материалов и пыли, выносимых из доменной печи, равно 1773,06 - 1737,6 = 35,46 кг.

2.2 Расчёт состава и количества колошникового газа и количества дутья

А. Исходные данные

1. Состав летучих веществ кокса, %:

CO2	CO	CH4	H2	N2
29,0	34,0	1,0	4,0	32,0

2. Состав природного газа, %:

CH4	C2H6	C3H8	C4H10	C5H12
90,0	3,0	1,0	1,0	5,0

3. На образование метана расходуется 0,8% углерода кокса.

4. Степень прямого восстановления rd = 0,35.

5. Расход природного газа 120 мі.

6. Влажность дутья 1%; в сухом дутье содержится 24% O2.

Б. Расчёт

1. Баланс углерода:

а) вносится коксом 420 · 0,812 = 341,04 кг;

б) растворяется в чугуне 1000 · 0,0395 = 35,5 кг;

в) расходуется на образование метана 341,04 · 0,008 = 2,73 кг;

г) окисляется шихтой и дутьём 341,04 - (39,5 + 2,73) = 298,81 кг.

2. Окисляется шихтой, т. е. расходуется на прямое восстановление

кремния, марганца, фосфора и железа:

а) на восстановление 7 кг кремния по реакции

SiO₂ + 2C > 2CO + Si

7 · = 6 кг,

где 12 - атомная масса углерода; 28 - атомная масса кремния;

б) на восстановление 7 кг марганца по реакции

MnO + C > Mn + CO

7 · = 1,53 кг,

где 55 - атомная масса марганца;

в) на восстановление 1,34 кг фосфора по реакции

P₂O₅ + 5C > 2P + 5CO

1,34 · = 1,297 кг,

где 31 - атомная масса фосфора;

г) на восстановление железа прямым путём

FeO + C = Fe + CO

945 · 0,35 · = 70,88 кг,

где 56 - атомная масса железа; 0,35 - степень развития прямого восстановления;

д) всего расходуется на прямое восстановление

6 + 1,53 + 1,297 + 70,88 = 79,71 кг C.

3. Сгорает у фурм (окисляется дутьём):

298,81 - 79,71 = 219,1 кг C.

4. Расчёт количества дутья:

а) на сжигание углерода у фурм

2C + O₂ > 2CO

требуется кислорода 219,1 · = 204,49 мі,

где 22,4 - объём килограмм-молекулы кислорода, мі;

б) на сжигание углерода углеводородов 1 мі природного газа до оксида углерода требуется кислорода дутья

0,5CH₄ + C₂H₆ + 1,5C₃H₈ + 2C₄H₁₀ + 2,5C₅H₁₂ - 0,5H₂O - 0,5CO₂ - O₂ = 0,5 · 0,9 + 0,03 + 1,5 · 0,01 + 2,0 · 0,01 + 2,5 · 0,05 - 0,0 - 0,0 - 0,0 = 0,64 мі;

в) при расходе природного газа 120 мі расход кислорода составит

0,64 · 120 = 76,8 мі;

г) содержание кислорода во влажном дутье

24,0 (1 - 0,01) + 0,5 = 24,3%,

где 0,01 - содержание влаги в дутье, доли ед.; 0,5 - количество кислорода, %, получающееся при разложении 1% влаги дутья

H₂O > H₂ + 0,5O₂;

д) количество дутья

= 1157,57 мі.

5. Количество метана в колошниковом газе:

а) образуется по реакции

C + 2H₂ > CH₄

2,73 · = 5,1 мі,

где 22,4 - объём килограмм-молекулы метана, мі;

б) количеством метана, вносимым летучими кокса, пренебрегаем из-за незначительности величины.

6. Количество водорода в газе:

а) образуется водорода при разложении природного газа и влаги дутья,

расходуемого на сжигание 1 мі природного газа

H₂O + H₂ + 2CH₄ + 3C₂H₆ + 4C₃H₈ + 5C₄H₁₀ + 6C₅H₁₂ + = 0,0 + +0,0 + 1,8 · 0,09 + 0,04 + 0,05 + 0,25 + = 2,306 мі,

где ц - содержание водяного пара в дутье, доли ед.; щ - расход кислорода на сжигание углерода 1 мі природного газа в окись углерода, мі;

б) образуется водорода при разложении 120 мі природного газа

2,306 · 120 = 276,7 мі;

в) образуется водорода из влаги дутья, расходуемого на сжигание углерода кокса

· 0,01 = 8,42 мі H;

г) всего образуется водорода 276,7 + 8,42 = 285,12 мі;

д) на основании опытных данных принимаем, что 1/3 водорода, получающегося на фурмах, участвует в реакциях косвенного восстановления

285,12 : 3 = 95,04 мі;

е) количество водорода, переходящее в газ 285,12 - 95,04 = 190,08 мі;

ж) водород кокса:

водород летучих веществ кокса 420,0 · 0,01 · 0,04 · = 1,9 мі;

водород органической массы кокса 420,0 · 0,0033 · = 15,5 мі,

где 2 и 22,4 - молекулярные массы и объём килограмм-молекулы водорода;

з) расходуется водорода на образование метана по реакции

C + 2H₂ > CH₄

5,1 · 2,0 = 10,2 мі;

и) количество водорода в колошниковом газе

190,08 + 1,9 + 15,5 - 10,2 = 197,28 мі.

7. Количество двуокиси углерода в колошниковом газе:

а) количество Fe₂O₃ в шихтовых материалах (учитывается Fe₂O₃ агломерата. Железо в коксе находится в виде FeO, а Fe₂O₃ образуется при сжигании кокса для определения содержания в нём золы) составляет

1737,6 · 0,532 = 924,4 кг;

б) часть Fe₂O₃ восстанавливается водородом по реакции

Fe₂O₃ + H₂ > 2FeO + H₂O

Условно считаем, что весь водород, участвующий в реакциях косвенного восстановления, восстанавливает Fe₂O₃ до FeO. Количество Fe2O3, восстанавливающееся водородом

95,04 · = 678,86 кг,

где 160 - молекулярная масса Fe₂O₃; 22,4 - объём килограмм-молекулы H₂, мі;

в) образуется воды 95,04 · = 76,4 кг,

Где 18 - молекулярная масса воды;

г) количество Fe2O3, восстанавливающееся оксидом углерода

924,4 - 678,86 = 245,54 кг;

д) образуется диоксида углерода при восстановлении по реакции

Fe₂O₃ + CO > 2FeO + CO₂

245,54 · = 34,4 мі;

е) количество диоксида углерода, образующееся при восстановлении железа из

FeO + CO > Fe + CO₂

945,0 · 0,65 · = 246,0 мі,

где 0,65 - степень косвенного восстановления;

ж) образуется диоксида углерода от непрямого восстановления

246,0 + 34,4 = 280,4 мі.

8. Количество оксида углерода в колошниковом газе:

а) образуется оксида углерода от окисления углерода кокса шихтой и дутьём

298,81 · = 607,6 мі;

б) образуется оксида углерода при горении 1 мі природного газа

CO₂ + CO + CH₄ + 2C₂H₆ + 3C₃H₈ + 4C₄H₁₀ + 5C₅H₁₂ = 0,0 + 0,0 + 0,9 +2 · 0,03 + 3 · 0,01 + 4 · 0,01 + 5 · 0,05 = 1,28 мі;

в) из 120 мі природного газа образуется оксида углерода

1,28 · 120 = 153,6 мі;

г) остаётся в газе оксида углерода после расхода части её на непрямое восстановление 607,6 + 153,6 - 280,4 = 480,8 мі;

9. Количество азота в колошниковом газе:

а) содержание азота во влажном дутье 76,0 (1,00 - 0,01) = 75,2%;

б) дутьё вносит азота 1157,57 · 0,752 = 870,5 мі;

в) коксом вносится азотом примерно 2 мі (можно не учитывать);

г) всего азота в колошниковом газе 870,5 + 2,0 = 872,5 мі.

10. Количество и состав колошникового газа:

Компонент	CO2	CO	N2	H2	CH4	Итого
Количество, мі	280,4	480,8	872,5	197,28	5,1	1836,08
Состав, %.	.15,27	26,19	47,52	10,74	0,28	100

2.3 Материальный баланс доменной плавки

1. Масса дутья:

а) 1 мі дутья весит

= 1,288 кг,

где 23,8; 75,2; 1,0 - содержание в дутье соответственно O₂, N₂ и H₂O, %; 32, 28, 18 - молекулярная масса O₂, N₂ и H₂O соответственно;

б) дутьё весит 1,288 · 1157,57 = 1490,95 кг.

2. Масса природного газа:

а) 1 мі природного газа весит

= 0,89 кг,

где 90,0; 3,0; 1,0; 5,0 и 16, 30, 44, 58, 72 - содержание и молекулярные массы отдельных углеводородов природного газа;

б) масса 120 мі природного газа 0,89 · 120 = 106,8 кг.

3. Масса колошникового газа:

а) 1 мі колошникового газа весит

= 1,234 кг,

где 15,27; 26,19; 47,52; 10,74; 0,28 и 44, 28, 28, 2, 16 - содержание и молекулярные массы отдельных составляющих колошникового газа;

б) колошниковый газ весит 1,234 · 1836,08 = 2254,7 кг.

4. Данные материального баланса приведены в таблице 4.

Таблица 4 - Материальный баланс

Задано	кг	Получено	кг
Шихтовых материалов	2197,3	Чугуна	1000
Дутья	1490,95	Шлака	420,21
Природного газа	106,8	Газа сухого	2254,7
	Влаги и пыли	35,46
	Влаги восстановления	76,4 *
	Mn3O4, улетучивающейся в колошник	7,73
Итого	3795,05	Итого	3794,5

* В том числе:

влаги кокса 424,24 · 0,0252 = 10,69 кг;

колошниковой пыли 35,46 - 10,69 = 24,77 кг.

Невязка составляет (допустимое отклонение равно 0,5%):

= 0,01%

2.4 Тепловой баланс доменной плавки

А. Приход тепла

1. Тепло горения углерода кокса:

17899 · 280,4 + 5250 · 327,2 = 6736679,6 кДж,

где 280,4 и 327,2 - соответственно количество CO₂, образующееся при непрямом восстановлении, и CO, образующееся при окислении углерода кокса шихтой и дутьём, за вычетом CO, расходуемой в реакциях косвенного восстановления, мі; 17899 и 5250 - тепло, выделяющееся при горении углерода соответственно в CO₂ и CO, кДж/мі.

2. Тепло сгорания природного газа с образованием CO и H₂:

а) при сгорании 1 мі природного газа выделяется тепла

1658CH₄ + 6050C₂H₆ + 10121C₃H₈ + 13796C₄H₁₀ + 18053C₅H₁₂ - 12642CO₂ - 10806H₂O = 1658 · 0,9 + 6050 · 0,03 + 10121 · 0,01 + 13796 · 0,01 + + 18053 · 0,05 - 0,0 - 0,0 = 2815,5 кДж;

б) при сгорании 120 мі природного газа выделяется тепла

2815,5 · 120 = 337860 кДж.

3. Тепло окисления водорода в реакциях косвенного восстановления железа: 10806 · 95,04 = 1027002,2 кДж,

где 10806 - тепло, выделяющееся при сгорании 1 мі H₂, кДж.

4. Тепло нагретого дутья:

а) теплоёмкость сухого воздуха при температуре дутья 1200° C 1,4373, водяного пара 1,7672 кДж/(мі·°C);

б) водяных паров в дутье содержится 1157,57 · 0,01 = 11,58 мі;

в) сухого дутья подаётся 1157,57 - 11,58 = 1146 мі;

г) приход тепла (1,4373 · 1146 + 1,7672 · 11,58) 1200 = 2001132 кДж.

5. Общий приход тепла:

6736679,6 + 337860 + 1027002,2 + 2001132 = 10102673,8 кДж.

Б. Расход тепла

1. На диссоциацию оксидов и перевод серы в шлак:

а) количество FeO, вносимое шихтовыми материалами

Агломератом - 1737,6 · 0,2074 = 360,380

Золой кокса - 53,76 · 0,1855 · = 18,82

Итого - 373,2 кг

где 72 и 56 - молекулярная масса FeO и атомная масса железа соответственно;

б) условно считаем, что в золе кокса весь FeO, а в офлюсованном агломерате 10% FeO связаны в силикатных соединениях. Количество FeO, связанного в силикаты, магнетита и свободного Fe₂O₃ составляет:

12,82 + 360,38 · 0,1 = 48,86 кг FeOсил,

373,2 - 48,86 = 324,34 кг FeOмагн,

324,34 · = 720,76 кг Fe₂O₃магн,

324,34 + 720,76 = 1045,1 кг Fe₃O₄,

(1737,6 · 0,5317) - 720,76 = 203,12 Fe2O3св,

2,44 кг FeOшл;

в) тепло на диссоциацию оксидов железа

4076 (48,86 - 2,44) + 4800 · 1045,1 + 5154 · 203,12 = 6252568,4 кДж,

где 4076, 4800, 5154 - расход тепла на разложение соответственно FeO силикатных соединений, магнитного Fe₂O₃ и Fe₃O₄ кДж/кг;

г) тепло на диссоциацию оксидов марганца (в агломерате они находятся в виде силикатов)

(7360 + 532) 7,0 = 55244 кДж,

где 7360 и 532 - расход тепла на разложение MnO и силиката марганца на MnO и SiO2 соответственно, кДж/кг Mn;

д) тепло на диссоциацию кремнезёма

31079 · 7,0 = 217553 кДж,

где 31079 - тепло разложения SiO₂, кДж/кг Si;

е) тепло на диссоциацию P₂O₅ из фосфорно-кальциевой соли

35755 · 1,34 = 47911,7 кДж,

где 35755 - тепло разложения P₂O₅, входящей в состав фосфорно-кальциевой соли, кДж/кг P;

ж) тепло на перевод серы в шлак 5728 · 11,4 = 65299,2 кДж,

где 5728 - расход тепла на перевод серы в шлак, кДж/кг S;

з) всего по первой статье расходуется тепла

6252568,4 + 55244 + 217553 + 47911,7 + 65299,2 = 6638576,3 кДж.

2. Шихта не содержит карбонатов и тепло на их разложение не расходуется.

3. Тепло разложения влаги дутья:

10806 · 11,58 = 125133,48 кДж,

где 10806 - расход тепла на разложение 1 мі H₂O, кДж.

4. Тепло испарения влаги шихты:

(2261 + 419) 0,0252 · 424,24 = 28651,47 кДж

где 2261 - скрытая теплота испарения, кДж/кг H₂O; 419 - расход тепла на нагрев влаги до 100° C, кДж/кг H₂O.

5. Тепло, уносимое чугуном, равно:

1130 · 1000 = 1130000 кДж,

где 1130 - энтальпия чугуна, кДж/кг.

6. Тепло, уносимое шлаком, составляет:

1675 · 420,21 = 703851,75 кДж.

где 1675 - энтальпия шлака, кДж/кг.

7. Тепло, уносимое колошниковым газом, водяным паром и пылью при температуре 250° C (в зависимости от условий работы печи температура колошниковых газов изменяется от 150° C до 350° C):

а) теплоёмкость при этой температуре газа 1,3858 кДж/(мі·°C); колошниковой пыли 0,7536 кДж/(кг·°C);

б) уносится тепла

1,3858 · 1836,08 · 250 + 1,5302 · 10,69 (250 - 100) + 0,7536 · 24,77 · 250 = 643230,27 кДж;

в) расход тепла по статьям 1-7

6638576,3 + 125133,48 + 28651,47 + 1130000 + 703851,75 + 643230,27 = 9269443,27 кДж.

8. Тепло, теряемое с охлаждающей водой и во внешнее пространство радиацией и конвекцией, определяется по разности между приходом и расходом тепла по статьям 1-7:

10102673,8 - 9269443,27 = 833230,53 кДж.

9. Данные теплового баланса приведены в таблице 5.

Таблица 5 - Тепловой баланс

Приход тепла
Статья баланса	кДж	%
Сгорание углерода	6736679,6	66,68
Сгорание природного газа	337860	3,34
Сгорание водорода	1027002,2	10,17
Вносится дутьём	2001132	19,81
Итого	10102673,8	100,00
Расход тепла
Статья баланса	кДж	%
Диссоциация оксидов Fe, Mn, Si, P и перевод серы в шлак	6638576,3	65,71
Разложение карбонатов	0	0,00
Разложение водяного пара	125133,48	1,24
Испарение воды	28651,47	0,28
Уносится чугуном	1130000	11,19
Уносится шлаком	703851,75	6,97
Уносится газом	643230,27	6,37
Потери	833230,27	8,25
И т о г о	10102673,8	100,00

3. Расчёт профиля доменной печи

Исходные данные. Суточная производительность 6500 т чугуна, к. и. п. о. 046 т. сут/мі. Полезную высоту принимаем равной 32170 мм, полную 34920 мм.

1. Определим полезный объём доменной печи:

Vпол = 6500 · 0,46 = 2990 мі.

2. Определим диаметр распара, принимая коэффициент k' равным 0,53:

Dр = = 12,71 м.

3. Принимаем относительный расход кокса 0,42 на 1 т чугуна (печь будет работать с применением высоконагретого комбинированного дутья и полностью офлюсованного агломерата, с высоким содержанием железа). Расход кокса составит 6500 · 0,42 = 2730 т/сут.

4. Принимая по суточному расходу кокса рекомендуемую М.А. Павловым интенсивность сгорания кокса на 1 мІ сечения горна 26,4 т/(мІ·сут), определяем площадь горна: 2730 : 26,4 = 103,41 мІ.

5. Определим диаметр горна:

A_г = р/4,

D_г = ,

тогда D_г = = 11,48 м.

6. Диаметр колошника определим из соотношения d_к: D_р = 0,67 ч 0,75. Принимаем это соотношение равным 0,67, тогда:

d_к = 12,71 · 0,67 = 8,52 м.

7. Высоту горна определим из условия, что на 1 т суточной выплавки чугуна необходимо 0,062 мі объёма горна, что вполне достаточно при частых выпусках чугуна: h_г = (6500 · 0,062) : 103,41 = 3,9 м.

где 6500 - суточная производительность печи, т чугуна.

8. На основании опытных данных принимаем высоту заплечиков равной 3,4 м.

9. Определяем угол наклона заплечиков:

tgв = 3,4 : 0,5 (12,71 - 11,48) = 5,5284;

10. На основании опытных данных высоту цилиндрической части колошника принимаем равной 3,0 м, а высоту распара - равной 2,2 м.

11. Определяем высоту шахты:

h_ш = 32,1 - (3,9 + 3,2 + 3,0 + 2,0) = 20 м.

12. находим угол наклона заплечиков:

tgб = 20 : 0,5 (12,71 - 8,52) = 9,547;

13. Проверяем полезный объём печи:

а) объём горна

V_г = = 403,5 мі;

б) объём заплечиков

V_з = · 3,14 · 3,2 (6,362 + 6,36 · 5,77 + 5,742) = 368,7 мі;

в) объём распара

V_р = = 253,6 мі;

г) объём шахты

V_ш = · 3,14 · 20 (6,362 + 6,36 · 4,26 + 4,262) = 1793,8 мі;

д) объём колошника

Vк = · 3 = 171 мі;

е) общий полезный объём

V_пол = 403,5 + 368,7 + 253,6 + 1793,8 + 171 = 2990,6 мі.

Заключение

Черная металлургия - ведущая отрасль народного хозяйства, от которой существенно зависит благополучие страны. С позиций сегодняшнего дня, когда новым технологиям уделяется первейшее внимание, произошло много изменений в металлургических технологиях. Установившаяся технология производства чугуна, стали и проката к началу XX века принципиально сохранилась до настоящего времени, хотя агрегатное оформление стало другим. Доменная печь за первые 50 лет XX века приобрела современный профиль, её объём возрос от нескольких сотен кубических метров до 1-3 тысяч, а за следующие 50 лет до 5 и более тысяч мі. За это время доменная печь получила современную систему загрузки, подготовленное сырьё, высокую температуру дутья с добавкой кислорода, природного газа и других заменителей кокса, повышенное давление.

В данном курсовом проекте был рассчитан материальный и тепловой баланс доменной плавки. По подсчётам выяснилось, что для получения 1 т чугуна потребуется 2197 кг шихтовых материалов, 1491 кг дутья и 107 кг природного газа.

Список используемой литературы

1. Воскобойников В.Г., Кудрин В.А, Якушев A.M.: Общая металлургия, 6 изд., переработанный и доп. - М., ИКЦ "Академкнига", 2002 - 768 с.

2. Полтавец В.В.: Доменное производство - М., "Металлургия", 1981 - 416 с.

3. Е.Ф. Вегман, Б.Н. Жеребин, А.Н. Похвиснев, Ю.С. Юсфин, И.Ф. Курунов, А.Е. Пареньков, П.И. Черноусов: Металлургия чугуна, М., "Академкнига", 2004 - 774 с.

4. Павлов М.А.: Сборник трудов по теории доменной плавки, т. 1, М., "Металлургия", 1957.

5. Готлиб А.Д.: Доменный процесс, 2 изд. М., "Металлургия", 1966.

Размещено на Allbest.ru