необходимостью проведения процесса в перегретом паре, а также тем, что процесс проводят при больших значениях коэффициента расхода окислителя а, выбранного в пределах 0,5-0,85. Указанные значения а. взяты из условий получения температуры пламени в пределах 1650-2200°С, однако не отвечают требованиям к составу восстановительного газа: продукты сгорания содержат большое количество окислителей (до 10% и более).
Известен способ прямого получения металлического расплава, предусматривающий частичное восстановление железа, происходящее совместно с его расплавле- нием, осуществляемый путем тангенциальной подачи измельченного железорудного материала, твердого углеродистого восстановителя и кислородсодержащего газа в факел горения, при этом восстановление металла (железа) производится остаточным твердым восстановителем, присутствующим в расплаве.
Недостаток указанного аналога -также низкая интенсивность процесса, которая объясняется тем, что процесс проводят в две стадии в ванне расплава с ее невысокими скоростями потоков, а следовательно, и тепломассообмена.
Ближайшее к изобретению техническое решение - способ прямого получения металлов из окислов в расплаве, включающий одновременные газификацию пылеугрльно- го топлива и восстановление металлосодер- жащей руды продуктами газификации и пылеугольным топливом в смеси с флюсами путем тангенциальной подачи пылеугольно- го топлива в потоке окислителя и смеси измельченной железной руды, флюсов и пы леугольного топлива в потоке газа-носи- теля в вертикальном цилиндрическом вихревом реакторе с последующим удалением продуктов реакций. Газы удаляются через центральный осевой канал из средней части реактора.
Недостаток прототипа тот же, что и у приведенных выше аналогов, а именно: невысокая технико-экономическая эффективность процесса, связанная с проведением процесса в ванне расплава. При этом для интенсификации процесса необходима дополнительная подача окислителя в нижнюю ступень реактора, что и приводит к усложнению и удорожанию технологии. Прототи- пу присущ и еще один недостаток - низкая стойкость огнеупорной футеровки ванны.
Целью изобретения является повышение эффективности процесса.
Указанная цель достигается тем, что подачу пылеугольного топлива в потоке нагретого окислителя, а также смеси металло- (железо)содержащей руды, пылеугольного топлива и флюсов в потоке газа-носителя производят на одном уровне в зону зажигания в средней части реактора. Способ, кроме того, отличается тем, что соотношение углерод топлива - кислород окислителя в потоке поддерживают в пределах 1:(1,07- 1,33). Удаление из реактора газообразных продуктов производят тангенциально из верхней части реактора.
Указанная новая совокупность отличительных признаков обеспечивает протекание в вихревом реакторе восстановительной гарниссажной плавки в условиях высокоскоростных закрученных потоков, интенсивного тепло- и массообмена, высоких температур.
На чертежах показан вихревой реактор, в котором может быть реализован предлагаемый способ.
На фиг. 1 изображен вертикальный ци- .линдрический вихревой реактор, осевой разрез; на фиг.2 - разрез А-А на фиг.1; на фиг. 3 - разрез В-В на фиг. 1.
Вихревой реактор - цилиндрический аппарат, состоящий из двух по высоте ступеней 1 и 2 разного диаметра и высоты, образующих собственно рабочую камеру (реакционную зону), и копильника 3 для сбора и удаления через летку 4 расплава металла и шлака. Нижняя ступень 1 является зоной зажигания и расположена в средней части реактора. Она снабжена тангенциальными патрубками для подвода реагентов: патрубком горячего окислительного дутья 5 с установленной в нем у входа в реактор форсункой 6 для вдувания угольной пыли, соплом 7 для подачи смеси шихты (металло- рудной руды, флюсов в виде порошка) и угольной пыли в заданной пропорции.
Верхняя ступень 2 снабжена выходным тангенциальным патрубком 8. Стенки 9 реактора с копильником и патрубком выполнены двойными с зазором 10 между ними для прохода охлаждающей среды - воды, пароводяной эмульсии или пара (в случае устройства системы испарительного охлаждения). Подвод и отвод охладителя не показаны.
Вся огневая поверхность реактора (включая копильник) ошипована и покрыта огнеупорной обмазкой 11 (например, на основе окислов циркония) и при работе находится под слоем гарниссажа,
Ступени 1 и 2 разделены диафрагмой 12 - футерованным водоохлаждаемым диском с отверстием 13 для отделения и стока расплава в копильник.
Предлагаемый способ с помощью устройства, изображенного на фиг.1 -3, реализуют следующим образом.
Через входной дутьевой патрубок 5 под давлением порядка 2-3 эти и более) в зону зажигания (ступень 1) подают подогретый окислитель - воздух либо воздух, обогащенный кислородом. В поток дутья у входа в реактор через форсунку 6 вдувают по системе пневмотранспорта пылеугольное топли- во. В случае необходимости пневмотранспорта пылеугольное топливо. В случае необходимости (для получения шлака нужной основности, связывания серы и пр.) в угольную пыль добавляют в процессе ее приго- товления (помола) флюсующие добавки - известь, доломит и пр. При смешении пыле- угольного топлива с потоком окислителя происходит зажигание топливовоздушной смеси. Из патрубка 5 поток горящей смеси с большой скоростью (50-100 м/с) истекает в полость камеры 1 и закручивается, формируется вихревой факел. В нем происходит неполное сгорание пылеугольного топлива (ПУТ) с получением горячего восстанови- тельного газа (ГВГ).
Через сопло 7 также по системе пневмотранспорта в ту же зону, в нижнюю ступень 1 реактора тангенциально вводят смесь тонкоизмельченной шихты (руда, флюсы) с угольной пылью. Эта смесь имеет состав с соотношением углерод - железо 1 :(4,5-4,6). Такое соотношение соответствует стехиометрии реакции (9) - основной реакции всего процесса восстановления из расплава по предлагаемому способу. Эта пропорция и будет оптимальной, отклонения от нее в любую сторону вызывают перерасход реагентов (часть их остается излишней, не используется) снижение сте- пени восстановления, нарушение управляемости и стабильности процесса.
Из реактора отходящие газы через патрубок 8 направляются на очистку в сухие циклоны и после нее - на утилизацию (не показано). Схемы утилизации, состав оборудования могут быть различными и предусматривают использование химического и физического тепла отходящих из реактора газов, содержащих большое количество восстановителей (50-30% и более).
Дутье, подаваемое через входной патрубок 5 (ПУТ в потоке нагретого окислителя), обеспечивает: проведение газифика- ции; расплавление минеральной части реагентов; сепарацию расплавленных капель шлака и их осаждение на стенках, образование гарниссажа; непрямое восстановление железа газообразными восстановителями:
ЗРе20з+СО 2Рез04+С02+37,25 МДж (1) Рез04+СО ЗРеО+С02-20,96 МДж (2) FeO+CO Fe+C02+13,65 МДж(3) ЗРе20з+Н2 2Рез04+Н20-4,2 МДж (4) Рез04+Н2 ЗР 0+Н20-62,41 МДж (5) РеО+Н2 Ре+Н20-27,8 МДж (6) Как показывает расчетный анализ, на зтой стадии полностью проходят реакции восстановления высших окислов до низших, (реакции 1, 2, 4, 5), а восстановление до железа (3, 6) оставляет около 10-20% от общего его количества в руДе. Результаты первой стадии процесса - выделение тепла и восстановительная атмосфера - создают условия для второй стадии процесса: прямого восстановления при контактном взаимод ей: ствии расплавленных частиц шихты с твердым углеродом в реакторе при вдувании через сопло 7 реагентов второго технологического потока - смеси ПУТ и шихты.
Процесс протекает по следующим реакциям:
ЗРе2Оз+С 2Рез04+СО-129,7 МДж (7) Рез04+С ЗРеО+СО-187,28 МДж (8) РеО+С Ре+СО-152,67МДж(9) При этом достигается равновесием присутствии твердого углерода в системе С-СО- С02:
С02+С 2СО-166,32МДж;
(Ю).
Таким образом, реакции прямого восстановления железа при высоких температурах (1500°С и более) идут с затратой твердого углерода при поглощении большого количества тепла и с выделением СО (реакции 7-9).
При этом производительность реактор а по восстановленному железу Ь пр ёделяется в основном энергетическими условиями, тепловым балансом - запасом тепла в реакционной зоне.
Вихревые скоростные потоки в реакторе интенсифицируют (в отличие от процессов в ванне или в шахтной печи) механическое и физико-химическое взаимодействие, тепломассообмен реагентов - расплавленных капель, шлака, флюсов, окислов металла и тем самым весь процесс восстановительной гарниссажной плавки.
Согласно заявляемому способу, в дутье поддерживают соотношение углерод - кислород 1 :(1,07-1,33), что соответствует значению коэффициента расхода окислителя а в диапазоне 0,4-0,5. Этот диапазон является оптимальным, Он определяется двумя противоположными требованиями: к составу атмосферы (минимум окислителей Ј. R02 . (С02+Н20), наименьшее значение о:) и к
температуре процесса (максимально возможно значение «);
Значение ,4 (отношение углерод - кислород равно 1:1,07) практические для всех углей соответствует началу выделения так называемого конденсированного (свободного) углерода, окислители при этом в продуктах сгорания отсутствуют. При ,4 (расход кислорода меньше 1,07 на весовую единицу углерода) резко снижаются выход продуктов газификации и температура, ухудшается стабильность процесса. В продуктах воздушной газификации с оЮ,5 содержание 2. R02 невелико и для различных углей находится в пределах5-7%. ,5 (расход кислорода больше 1,33 на единицу углерода) растет содержание окислителей в газе, развивается реакция (4) с поглощением углерода и большого количества тепла, т.е. часть технологического угля, введенного через сопло 7, не функционирует как твердый восстановитель (см. уравнения 1-3), а окисляется. В результате затормаживается восстановительный процесс, ухудшается его экономичность (перерасход топлива, снижение производительности и др.).
При газификации ПУТ различных углей с а около 0,4 в воздухе, нагретом до Ток 1200°С, развиваются температуры порядка 1600-1650°С. С учетом этого, а также по требованиям надежность процесса обеспечивают выбором основных входных параметров процесса: нагрева окислителя (t0) и степени его обогащения кислородом (ш). Кроме того, с этой целью осуществляют подогрев сырья - ПУТ и шихты, а также предварительное восстановление последней путем утилизации отходящих газов.
Опробование предлагаемого способа на испытательном стенде - в реакторе ИВ- f АН подтвердило возможность и технологическую эффективность процесса, реализации восстановительной плавки. В качестве исходных сырьевых материалов использовали уголь - кузнецкий (,8% раб. массы); железная руда - железный суперконцентрат Оленегорского месторождения (,78%), крупность помола (угля и руды) в пределах 70-90 мк. Опытные плавки проведены в следующих диапазонах параметров: температура дутья (окислителя) около 1300°С, степень обогащения кислородом около 50%, ,41-0,5, расход угла на газификацию 0,3 кг/с, расход технологической смеси (ПУТ и концентрата) 0,06-0,2 кг/с.
Получен расплав металла, практически соответствующий передельному чугуну (,7; ,3; ,12; ,7%, остальное железо), но с повышенным содержанием серы и основностью шлака 0,05 из-за отсутствия флю- сования (расшихтовки).
Преимущества заявляемого решения по сравнению с прототипом:
увеличение эффективности процесса;
удешевление и упрощение технологии; возможность использования низкосортных высокозольных углей (зольностью до 30% и более) при обычном станционном помоле;
высокая удельная производительность; технология хорошо вписывается в схему машиностроительного или металлургического завода с неполным циклом (мини-завод, региональный металлургический завод,
отраслевое металлургическое предприятие и т.д.), отличается маневренностью, хорошо приспособлена к условиям гибкого производства с малотоннажными заказами в широком и меняющемся ассортименте
.продукции.
Формула изобретения
1. Способ прямого получения металлов из окислов, преимущественно железа,
включающий одновременные газификацию пылеугольного топлива и восстановление металлсодержащей руды продуктами газификации и пылеугольным топливом путем раздельной тангенциальной подачи пылеугольного топлива в потоке нагретого окислителя и смеси измельченной руды, флюсов и пылеугольного топлива в потоке газа-носителя в вертикальном цилиндрическом вихревом реакторе с последующим удалением продуктов реакций, отличающий- с я тем, что, с целью повышения эффективности процесса, подачу пылеугольного топлива в потоке нагретого окислителя, а также смеси руды, пылеугольного топл-ива и флюсов в потоке газа-носителя осуществляют на одном уровне в зону зажигания в средней части реактора.
2. Способ по п. 1,отличающийся тем, что соотношение углерод топлива - кис- лород окислителя в потоке поддерживают в пределах 1:(1,07-1,33).
3. Способ поп. 1,отличающийся тем, что удаление из реактора газообразных продуктов производят тангенциально из верхней части реактора.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
Способ прямого получения металлов из окислов | 1991 |
|
SU1837075A1 |
ФУРМЕННЫЙ ПРИБОР ДОМЕННОЙ ПЕЧИ | 1992 |
|
RU2016066C1 |
ФУРМЕННЫЙ ПРИБОР - ГАЗИФИКАТОР ДОМЕННОЙ ПЕЧИ | 1992 |
|
RU2016067C1 |
Фурменный прибор доменной печи | 1987 |
|
SU1527270A1 |
УСТРОЙСТВО ДЛЯ ПОЛУЧЕНИЯ ЧУГУНА, ФЕРРОСПЛАВОВ И ПЕРЕДЕЛЬНЫХ ШЛАКОВ | 1994 |
|
RU2044243C1 |
СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА МЕТАЛЛОВ И МЕТАЛЛИЧЕСКИХ СПЛАВОВ ИЗ ОКИСЛОВ МЕТАЛЛОВ И/ИЛИ РУД И КОНВЕРТЕР | 1991 |
|
RU2125097C1 |
Способ и установка для прямого восстановления железа в шахтной печи с использованием продуктов газификации каменного угля | 1981 |
|
SU1155162A3 |
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ЖИДКОГО ЧУГУНА ИЛИ ЖИДКИХ СТАЛЬНЫХ ПОЛУПРОДУКТОВ И УСТАНОВКА ДЛЯ ЕГО ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ | 1996 |
|
RU2122586C1 |
Способ восстановления окислов металлов | 1981 |
|
SU1129240A1 |
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ЧУГУНА | 2016 |
|
RU2644866C2 |
Использование: изобретение относится к технологии получения стали и железа из рудных материалов. Сущность: способ прямого получения металлов из окислов включает одновременную газификацию пылёугольного топлива и восстановление металла из окислов продуктами газификации и пылеугольным топливом при проведении процесса в вертикальном вихревом реакторе с тангенциальной подачей реагенИзобретение относится к металлургии, в частности к технологии прямого получения металла, в особенности стали и железа в расплаве из окислов, т.е. рудных материалов. Известен способ получения стали из окисленного железа, включающий сжигание угля в кислороде и перегретом паре для получения восстановительного газа, содержащего 65-45% СО, 35-55% На и небольшого количества СОа, введение в зону горения тов через патрубки, расположенные по окружности реактора. Реагенты вводят в среднюю часть реактора на одном уровне в зону зажигания. Пылеугольную пыль в потоке подогретого воздуха, обогащенного кислородом, вводят при соотношении углерод топлива - кислород окислителя в пределах 1:(1,07-1,33), а измельченную железосодержащую руду и флюсы в смеси с угольной пылью в потоке транспортного газа-носителя при соотношении углерод - железо в диапазоне 1:(4,5-4,6) вводят через другой патрубок. Температуру подогрева окислителя и степень его обогащения кислородом устанавливают в пределах, при которых для заданной производительности температура в реакторе поддерживается на 30-50°С выше параметра начала жидкого шлакоудале- ния, но не ниже 1600°С, а отходящие газы отводят через патрубок в верхней части реактора. Способ предусматривает тангенци- альный отвод из реактора продуктов реакций и утилизацию химического и физического тепла отходящих газов. 2 з.п. ф-лы. 3 ил. (Л С ч 00 о о 00 4 потока восходящего газа, содержащего малые частицы окислов железа, подогретых до 500°С (но не выше температуры спекания). Сжигание угля в кислороде и перегретом паре осуществляется при соотношении 1,7- 2,5 моля кислорода и 0,5-2 моля НаО на каждые 4 моля углерода для получения температуры пламени в пределах 1650-2200°С. Недостатком известного способа является его технологическая сложность и низкая экономичность, обусловленная
Тростниковый корм с пшеницей для растительноядных рыб семейства карповых, выращиваемых в прудах | 2023 |
|
RU2824793C1 |
Выбрасывающий ячеистый аппарат для рядовых сеялок | 1922 |
|
SU21A1 |
Приспособление для строгания деревянных полов, устраняющее работу на коленях | 1925 |
|
SU1956A1 |
Способ получения металлического расплава из измельченного железорудного материала | 1976 |
|
SU976856A3 |
Выбрасывающий ячеистый аппарат для рядовых сеялок | 1922 |
|
SU21A1 |
Патент США № 3607224, кл | |||
Выбрасывающий ячеистый аппарат для рядовых сеялок | 1922 |
|
SU21A1 |
Авторы
Даты
1993-01-07—Публикация
1990-12-11—Подача