У нас: 141825 рефератів
Щойно додані Реферати Тор 100
Скористайтеся пошуком, наприклад Реферат        Грубий пошук Точний пошук
Вхід в абонемент





Національна Академія наук України

Національна Академія наук України

Інститут газу

ФЕДОРОВ ДМИТРО МИКОЛАЙОВИЧ

УДК: 621.762.2

621.365.41

621.783.23

ЕНЕРГОТЕХНОЛОГІЧНЕ ДОСЛІДЖЕННЯ ТА ВДОСКОНАЛЕННЯ ВИРОБНИЦТВА ЗАЛІЗНОГО ПОРОШКУ

Спеціальність 05.14.06 Технічна теплофізика та промислова теплоенергетика

АВТОРЕФЕРАТ

дисертації на здобуття наукового ступеня кандидата

технічних наук

Київ – 2002

Дисертацією є рукопис

Робота виконано у відділі газотермічних процесів Інституту газу Національної Академії Наук України

Науковий керівник:

доктор технічних наук, професор

Бондаренко Борис Іванович

заступник директора Інституту газу

Офіційні опоненти:

доктор технічних наук, Хвасутхін Ю.І., Інститут газу, завідуючий відділом

доктор технічних наук, Маслюк В.А., Інститут проблем матеріалознавства, завідуючий відділом

Провідна установа Донецький Національний технічний університет (кафедра "Промислова теплоенергетика").

Захист відбудеться “_23”_січня_2003 р. о_14 годині на засіданні

спеціалізованої вченої ради Д 26.255.01. в Інституті газу НАН України за адресою: 03113, м. Київ, вул. Дегтярівська, 39, тел. 456-44-71

З дисертацією можна ознайомитись у бібліотеці Інституту газу за адресою: 03113 Київ, вул. Дегтярівська, 39.

Автореферат розісланий 20.12.2002 р.

Вчений секретар

спеціалізованої вченої ради ______________ Ільєнко Б.К.

ЗАГАЛЬНА ХАРАКТЕРИСТИКА РОБОТИ

Актуальність роботи. Виробництво залізного порошку є багатоскладовою технологією з використанням високо- та середньо- температурних процесів. В сучасних умовах спостерігається зростання цін на енергетичні та сировинні ресурси, тому є актуальним дослідження технологій виробництва залізного порошку з точки зору використання енергії.

Для підвищення енергетичної ефективності технології виробництва залізного порошку є достатні резерви, тому що при розробці або удосконаленні технологій на перше місце ставлять досягнення потрібної якості продукції, менше уваги приділяючи тому, за якої енергетичної ціни задовільний результат досягнуто.

90% світового виробництва залізного порошку припадає на два способи, а саме: диспергування перегрітого залізо-вуглецевого стопу або карботермічного відновлення оксидів заліза, переважно карботермічним способом. Тому актуальним є енерготехнологічне вдосконалення саме цих технологій. Основою для зниження питомих енергетичних витрат на окремих стадіях цих технологій є комплексний метод теоретичного та експериментального дослідження із застосуванням законів технічної та хімічної термодинаміки, тепло-масообміну, газодинаміки.

Зв'язок роботи з науковими програмами. Ця робота виконувалась у рамках науково-дослідної роботи "Розробити наукові основи та технології отримання особливо чистих залізних порошків з суперконцентратів та обгрунтувати оптимальні витрати технологічних атмосфер при відпалі порошків та спіканні виробів", проект ДКНТ 05.55.01/002-92 та у рамках міждержавної науково-технічної програми між Україною та Індією "Розробка наукових основ, обладнання та технології отримання особливо чистих відновлених залізних порошків (на основі унікальних індійських концентратів "Blue Dust". Проект МЕ-1, 1993-1996).

Мета і задачі роботи. Мета - підвищення ефективності використання енергетичних ресурсів при виробництві залізного порошку за рахунок розробки і впровадження нових та удосконалення існуючих технологічних способів реалізації процесу. Для цього необхідно виконати наступні задачі:

1. Використати метод енерготехнологічного дослідження діючого виробництва залізного порошку з метою виокремлення найбільш енергоємних стадій процесу, як об'єктів для вдосконалення.

2. Дослідити процеси приготування залізо-вуглецевого стопу з більш повним використанням тепла хімічної енергії окислення домішок вторинного чавуну.

3. Дослідити розподіл енергетичних витрат і на цій основі визначити основні закономірності отримання порошку-сирцю методом диспергування. На базі цього дослідження розробити ефективний метод диспергування.

4. Теоретично та експериментально дослідити основні закономірності процесів масообміну в процесі відпалу-декарбонізації та на цій основі розробити ефективний спосіб інтенсифікації масообміну за вуглецем на стадії відпалу-декарбонізації порошку-сирцю та модернізувати піч СКН-8.60.08/9.5-Х4 для його реалізації.

5. Провести енерготехнологічне дослідження існуючого процесу карботермічного відновлення залізорудного концентрату у вертикальній печі та на цій основі розробити більш енергетично доцільний альтернативний спосіб відновлення концентрату.

Наукова новизна.

· Вперше обгрунтовано і виконано наскрізне енерготехнологічне дослідження технології виробництва залізного порошку методом диспергування та методом карботермічного відновлення залізо-рудних концентратів.

· Вперше розроблено і реалізовано методики дослідження енерготехнологічних процесів відпалу та відновлення у промисловому масштабі методом „імпульсного впливу” та методом „замороженої печі”.

· Вперше доведено, що на кінцевий результат декарбонізації найбільший вплив має додавання водяної пари на початковому етапі процесу.

· Вперше на основі методу багатофакторного експерименту отримано адекватні статистичні моделі вмісту вуглецю та кисню від температури процесу, точки роси технологічної атмосфери та часу витримки у зволоженій атмосфері.

· Вперше експериментально отримана кінетична крива відновлення дисперсного шару гематитового концентрату газовим відновлювачем у штовхальній печі.

Отримано також аналітичні рівняння, що описують процеси диспергування та відновлення.

Апробація роботи.

Матеріали дисертації доповідались:

· на міжнародній конференції під патронатом ЄPMА “Новейшие процессы и материалы в порошковой металлургии” 28 листопада 1997 р., м. Київ;

· на міжнародній конференції “Перспективні матеріали” Симпозіум А “Інженерія композитів: Дослідження, технології, перспективи”, Київ – 1999, Україна;

· на науково-практичному симпозіумі “Оборудование и технологии термической обработки металлов и сплавов в машиностроении”. – Харьков. – 2000;

· PM World congress 2000. October 2000, Munich, Germany. Workshop on production and application of soft magnetic materials for electric motors;

· на науково-практичному симпозіумі “Оборудование и технологии термической обработки металлов и сплавов в машиностроении”. – Харьков. – 2001;

· на міжнародній конференції “Powder Metallurgy for Automotive Components”,- New Delhi. –22-24.01. 2002.

Практичне значення одержаних результатів.

· Метод енерготехнологічного дослідження дозволяє аналізувати з метою удосконалення енергоспоживання інші промислові процеси.

· Результати роботи запропоновані для використання при розробці аналогічних виробництв в Україні (на Броварському Казенному заводі порошкової металургії та Кіровському заводі виготовлення виробів з порошкових матеріалів).

· Розроблені патенти та конструкції (форсунки диспергування, печі відпалу та інше) можуть бути використані на інших виробництвах.

· Результати дослідження відпалу-декарбонізації та відновлення оксидів заліза у газовій атмосфері дають можливість знизити питомі енергетичні витрати в аналогічних технологічних процесах.

Практичне втілення результатів.

Результати роботи дозволили:

· Розробити та втілити нові енергозберігаючі прийоми виробництва залізного порошку на ВАТ “СЕВЕРСТАЛЬ”, м. Череповець, Росія, в тому числі:

· модернізувати форсунку диспергування;

· розробити та впровадити новий спосіб реалізації стадії відпалу-декарбонізації у конвеєрній печі;

· модернізувати піч СКН-8.60.08/9.5-Х4.

· Розробити та впровадити нову технологію відновлення гематитового концентрату з індійської залізної руди для ARCI, м. Хайдарабад, Індія, в тому числі:

· розробити штовхальну піч для реалізації технології відновлення гематитового концентрату.

Особистий внесок здобувача. Аналітичні та експериментальні дослідження, що увійшли у дисертаційну роботу, виконані безпосередньо автором в Інституті газу, а також на ВАТ “СЕВЕРСТАЛЬ”, м. Череповець, Росія та в ARCI, м. Хайдарабад, Індія. Розробка методик експериментальних досліджень, опрацювання отриманих результатів та їх узагальнення зроблені автором самостійно. Одна робота опублікована автором без співавторів, інші результати опубліковані разом із працівниками вищеназваних установ.

Публікації роботи. Основні матеріали дисертації відображені у 12 опублікованих роботах: 5 публікацій - у наукових журналах, у тому числі одна стаття без співавторів, 2 патенти на винахід, 3 публікації - у збірниках наукових праць, у тому числі одна стаття у англомовному виданні, 2 – публікації у тезах докладів на наукових конференціях.

Структура та обсяг роботи. Дисертація складається із вступу, 6 розділів, загальних висновків, переліку використаних літературних джерел (137 найменувань, 12 сторінок), 3 додатків. Загальний обсяг - 178 сторінок, у тому числі – 145 сторінок -основний текст, 32 малюнки, 28 таблиць, 20 сторінок - додатки.

СТИСЛИЙ ЗМІСТ РОБОТИ.

У вступі обгрунтовано актуальність теми дисертації та сформульовані мета і задачі дослідження, наведено дані щодо реалізації отриманих результатів, та апробації роботи.

В першому розділі розглянуто особливості та основні складові енергетичних витрат на сучасному етапі розвитку порошкової металургії та складові процесу виробництва залізного порошку. Більшість досліджень в цій галузі спрямовані на підвищення якості кінцевого продукту. Відмічена недостатність робіт, присвячених енергетичному вдосконаленню. Серед таких робіт найбільш цілісним вважають дослідження Joseph M. Capus технології фірми "Quebek Metal Powders", Канада. Він використовує метод складання теплових балансів окремих агрегатів, задіяних в технологічному процесі. Але для дослідження процесів, які включають в себе багато послідовних енергоємних технологічних операцій і мають на різних підприємствах різноманітну апаратну реалізацію цього недостатньо. Саме тому в цій роботі запропоновано комплексне енерготехнологічне дослідження технологій виробництва залізного порошку. Енерготехнологічний аналіз включає в себе:

· Складання матеріального балансу технології, на основі чого визначають витратний коефіцієнт вихідної сировини на кожній стадії.

· Визначення витрат різних форм енергії на послідовних етапах технології з визначенням найбільш енергоємних стадій.

· Аналіз окремих технологічних стадій з метою визначення суто технологічних методів, за допомогою яких можна знизити питомі енергетичні витрати.

Два основні процеси виробництва залізного порошку - методом диспергування рідкого металу та методом відновлення оксидів заліза – мають такі технологічні стадії, що визначають енергоємність процесу: приготування та перегрів металу перед його диспергуванням; відновлення порошкових оксидів заліза; рафінуючий відпал порошку-сирцю, який було отримано або диспергуванням або відновленням.

Зроблено огляд літературних джерел щодо основних закономірностей реалізації цих технологічних операцій.

Приготування рідкого металу - залізо-вуглецевого стопу – є високотемпературний процес (1800...1920°К). В'язкість та поверхневий натяг є головними параметрами стопу, що визначають умови диспергування. Обидва параметри залежать від температури перегріву стопу та вмісту вуглецю у ньому. Для здійснення диспергування необхідно забезпечити температуру металу у фокусі диспергування на 150...250° вище над лінією ліквідуса. Рівень реальної температури перегріву металу в печі визначає вміст вуглецю та втрати тепла металу на проміжних операціях, як-то: випуск металу у проміжний ківш, час на транспортування ковша до установки диспергування, втрати тепла при переливанні металу з ковша до металоприймальника, час диспергування тощо. Так, наприклад, для вмісту вуглецю 0.5% (мас), що є звичним у практиці, рівень нагріву металу 1990°К. А при вмісті вуглецю близько до 4.3% (евтектична температура плавлення 1416°К) цей рівень можна знизити на 100-150 градусів. Тому регулювання вмісту вуглецю є ключовим у процесі приготування залізо-вуглецевого стопу.

Найбільш доцільні напрямки енергозбереження в цьому процесі: використання вторинного чавуну із вмістом домішок кремнію, марганцю, фосфору та сірки, організація рафінування чавуну з максимально можливим використанням тепла окислення домішок.

Диспергування залізо-вуглецевого стопу. За визначенням, диспергування – це трансформування цілісної рідини у факел, що складено з її крапель. З енергетичної точку зору – це перетворення частини кінетичної енергії струменів диспергенту на роботу проти сил поверхневого натягу рідини. Процес грунтується на законах газодинаміки та технічної термодинаміки щодо взаємодій струменів диспергенту та металу. Крім того, в ході процесу має місце фазовий перехід крапель рідкого металу у тверді частинки порошку. Ці взаємодії достатньо складні, тому більшість закономірностей мають емпіричний, а тому обмежений конкретною установкою характер. Використовують критеріальні рівняння, що зв'язують діаметр частинок (dk) із критеріями Вебера (We), Лапласа (Lp) та Рейнольдса (Re), наступного вигляду: dk=F(We, Lp, Re). Аналіз закономірностей диспергування показує, що напрямком зниження енергетичних витрат у цьому процесі може бути підвищення коефіцієнту використання енергії диспергенту.

Відновлення порошкових оксидів заліза. Головну роль мають процеси тепло- та масообміну, які суміщаються з хімічною взаємодією реагентів у твердій та газоподібній фазах. Система рівнянь прикордонного шару, що описують перенос маси та енергії, для двохкомпонентної суміші має вигляд:

Перенос маси: ¶r/¶t=DС2r; перенос енергії: ¶t/¶t=aС2t; кількість руху: ¶w/¶t=nС2w, де: r - концентрація речовини, кг/м3; t - час, с; D – коефіцієнт дифузії, м2 /с; t – температура, К; a – коефіцієнт температуропроводності, м2/с; w – швидкість, м/с; n - коефіцієнт кінематичної в'язкості, м2/с;С - оператор Лапласа. Одночасно має місце реакція відновлення твердим відновлювачем оксидів заліза. Найбільш стійкий оксид заліза - FeO. Відомо, що термодинамічна можливість протікання реакції визначається ізобарним потенціалом (енергією Гіббса - DG ): DG=DH - TDS, DH – зміна ентальпії, Дж/моль; Т- абсолютна температура, К; DS-зміна ентропії, Дж/мольК

Для реакції відновлення FeO твердим вуглецем визначальною є реакція газифікації твердого вуглецю:

С+СО2 Ы 2СО

Енергія Гіббса для цієї реакції є: DG= -38163.7 +38.56*Т , Дж/моль,

звідки температура початку відновлення FeO твердим вуглецем дорівнює:

Т= 38163.7/38.56=989.56°К

Але у конкретному реакційному агрегаті час відновлення визначає кінетика перебігу реакції, тому задля досягнення потрібної потужності печей у практиці виробництва залізного порошку з оксидів карботермічне відновлення здійснюють за температури в межах 1300-1500°К. Так, наприклад, працюють печі карботермічного відновлення світового лідера з виробництва залізного порошку фірми "Hoganaes".

Тепловий баланс – інструмент для визначення показників ефективності печей відновлення, специфіка яких полягає у врахуванні реакції відновлення оксидів заліза, яку визначили через сумарне рівняння:

3Fe2O3 + a C = b CO + c CO2 + 6 Fe,

де величина коефіцієнтів a, b, c – функція температури процесу. Дисертантом розроблено методику розрахунку реакції відновлення на основі балансу за елементами та співвідношенням СО/СО2 у реакційній атмосфері.

(b/c)= z, тут z= СО/СО2 , що визначають за експериментальними даними.

Баланс за киснем: b + 2c = 9.

Баланс за вуглецем: b + c = a.

Рішенням системи цих рівнянь є кількість вуглецю, що йде на відновлення, вихід СО та вихід СО2 на один кг початкового оксиду заліза. Зауважимо, що продукт реакції відновлення СО є паливним газом, тому його слід допалити у робочому просторі печі, як додаткове паливо.

Тоді у приходну частину теплового балансу печі карботермічного відновлення ввели тепло від спалювання СО у робочому просторі печі (Qco*Bco), а у витратну частину - тепло ендотермічних реакцій (Qen) та витрати тепла з димовими газами, що утворились від допалювання СО та виходу СО2 (Qgсo).

Де:

Bco – витрата СО, Всо = kcoGm, м3/с; kco – вихід СО на 1 кг оксиду заліза, м3/кг; Qco – теплота згорання СО, кДж/м3;

Qen =GmНen; Hen – ентальпія ендотермічної реакції відновлення, кДж/кг;

Hen віднайдемо за сумарною реакцією відновлення заліза:

Hen = 3HFe + b HCO2 + c HCO – (HFe2O3 + a Hc )

H – із відповідним індексом – ентальпія утворення хімічного з'єднання, кДж/кг;

Qgcо =(BсоVgсоCgсо + kсо2GmCсо2)*tg;

Vgсо – питомий вихід димових газів при спалюванні СО, м3/м3; Cgсо, Ссо2 – теплоємність димових газів, що утворилися при спалюванні СО, та СО2 відповідно, кДж/м3; kсо2 – коефіцієнт виходу СО2, як продукту реакції відновлення.

Оскільки при газовому відновленні оксидів заліза відновлювальний потенціал СО при зниженні температури збільшується, то напрямком енергозбереження в цьому процесі могло би бути відновлення при більш низькому температурному рівні 1050-1100°К, що можливо з використанням газоподібного відновлювача.

Рафінуючий відпал порошку-сирцю. Цей процес за теплотехнічною сутністю є схожим із процесом відновлення. Призначення відпалу – зняття внутрішніх напружень частинок порошку-сирцю, що є наслідком попередніх технологічних стадій процесу. Часто додатковою метою є видалення надлишку кисню та вуглецю, які містить порошок-сирець. Головні процеси – нагрівання дисперсного шару порошку-сирцю та взаємодія кисню й вуглецю, що містить тверда фаза з технологічною атмосферою або між собою, так званий „самовідпал”. "Самовідпал", як правило, є першою стадією відновлювального відпалу у практиці виробництва залізного порошку. Саме такий процес використовують у процесі ВАТ "СЕВЕРСТАЛЬ" для декарбонізації порошку-сирцю у інертній атмосфері. Швидкість нагрівання шару порошку до температури „самовідпалу” залежить за інших рівних умов від такого специфічного параметру порошку, як його насипна щільність. На підтвердження цього наведено розрахунок нагрівання шару порошку з різною насипною щільністю. Для кожного діапазону розраховували:

критерій Bi=ah/l; середню температуру матеріалу за період: Тav = (Tb + Te)/2; температуру печі Tfr = Tav + q/ a; відносну температуру поверхні Qsf=(Tfr -Te)/(Tfr–Tb); за критерієм Ві та відносною температурою визначали критерій Фур'є. З критерію Фур'є Fo=lt/crh2 визначали час нагріву t. Тут: a - коефіцієнт тепловіддачі від муфелю печі до шару порошку, Вт/м2К; h - висота шару порошку,м; l - коефіцієнт теплопровідності порошку, Вт/м*К; Tb, Te – початкова та кінцева температура; q – питомий тепловий потік, Вт/м2; c – теплоємність порошку, Дж/кг*К; r - насипна щільність порошку, кг/м3.

Розрахунки показали, що в діапазоні практичних температур "самовідпалу" (1000...1150°К) шар прогрівається, як термічно тонке тіло (Ві=0.09), тому не варто вводити обмеження щодо темпу його прогріву, на відміну від загально-визнаних у літературних джерелах обмеженнях швидкості прогріву 9-15 градусами на хвилину. Ці обмеження обумовлені явищем утворення поверхневої "скорини" за рахунок спікання поверхневих металізованих частинок порошку в процесах відновлювального відпалу. Оскільки при "самовідпалі" відновлення оксидів йде у цілому об'ємі порошку, тому не існує загрози утворення поверхневої скорини. Звідси можливий напрямок енергозбереження у цьому процесі – прискорення нагрівання шару порошку при зниженні температурного рівня відпалу-декарбонізації, що можливо за рахунок активації процесу "самовідпалу" шляхом дозованого додавання окислювача до реакційної атмосфери.

Таким чином, на основі аналізу здійснення головних технологічних процесів виробництва залізного порошку визначено мету та сформулювано задачі дослідження, які наведено у загальній частині автореферату.

У другому розділі описано використання енерготехнологічного дослідження виробництва залізного порошку методом диспергування на прикладі ВАТ “СЕВЕРСТАЛЬ”, м. Череповець, Росія.

Згідно з принципами енерготехнологічного аналізу розробили детальну технологічну карту процесу із всіма головними операціями та виокремили головні блоки технологічних операцій, загалом шість:

· Рафінування вихідної сировини – первинного чавуну. Піч ДСП-3а

· Диспергування стисненим повітрям у воду.

· Операції зневоднення, сушки у барабанному сушилі, відсів грубої фракції (більше, ніж 315 мкм, що не йде у подальшій переділ) та накопичення.

· Відпал-декарбонізація у печі СКН-8.60.08/9.5-Х4 конструкції Інституту газу.

· Відпал-відновлення - аналогічно попередній, за виключенням того, що замість азоту, як технологічної атмосфери, використовують водень.

· Фінальні операції.

Проведений енерготехнологічний аналіз технології ВАТ “СЕВЕРСТАЛЬ” показав наступні результати, які наведені в таблиці 1. Для врахування непрямих витрат тепла на виробництво вихідної сировини – первинного чавуну ввели показник енергомісткості сировини. Для первинного чавуну ця величина дорівнюватиме кількості енергії, що витрачено на його продукування (30 МДж/кг), для вторинної сировини, тобто відходів виробництва, що повертаються у обіг, ця величина прийнята рівною 0.

Таблиця 1

Результати енерготехнологічного дослідження процесу ВАТ "СЕВЕРСТАЛЬ"

Технологічний етап Витратний коефіцієнт матеріалу (вхід/вихід), % Питомі енергетичні витрати, МДж/кг

Енергомісткість первинного чавуну 88.93 46.62

Рафінування стопу 88.93 6.18

Диспергування 82.80 1.75

Відпал-декарбонізація 90.08 5.072

Відпал-відновлення та фінальні операції 98.60 5.732

Потужність печі відпалу-декарбонізації СКН-8.60.08/9.5-Х4 складала тільки 94 кг/год. проти 300 кг/год. паспортного номіналу. Саме це обумовило підвищені питомі енергетичні витрати на двох послідовних стадіях відпалу. Таким чином, енерготехнологічне дослідження показало наступне:

· Найбільші питомі витрати спостережено на стадії рафінування залізо-вуглецевого стопу.

· Найбільші нетехнологічні втрати сировини спостережено на стадії диспергування – вихід споживної фракції тільки 82.80%.

· Зниження потужності печей СКН-8.60.08/9.5-Х4 внаслідок нераціонального втілення технології двохстадійного відпалу призвело до збільшення питомих енерговитрат на цих стадіях.

За результатами проведеного дослідження запропоновано:

· Зменшити питомі витрати первинного чавуну за рахунок використання вторинної сировини – відходів чавуну від литва виливниць. Для цього розробити та втілити нові прийоми процесу рафінування.

· Зменшити питомі матеріальні та енергетичні витрати за рахунок збільшення виходу споживної фракції (розмір частинок менше 315 мкм) на стадії диспергування. Для цього удосконалити техніку диспергування.

· Інтенсифікувати процес відпалу-декарбонізації з метою збільшення потужності печей відпалу. Для цього втілити у виробництво нові методи відпалу та модернізувати піч саме для цього процесу.

У третьому розділі аналітично та експериментально досліджено основні закономірності диспергування стисненим повітрям залізо-вуглецевого стопу. Підвищити вихід споживної фракції на цій стадії означає зменшити середній діаметр частинок порошку-сирцю. Для визначення найбільш енергетично виправданого способу розглянуто баланс енергії струменю диспергенту. Повна кінетична енергія струменю диспергенту: Кс = КА + КІ, Вт.

КА - частина кінетичної енергії, яку витрачено суто на диспергування, Вт; вона дорівнює роботі, що витрачена на утворення нової поверхні вторинних крапель після роздрібнення первинної краплі: КA=6 Gms/Dkrm, Вт

КІ - частина кінетичної енергії, що пішла на збільшення кількості руху метало-газового факелу, Вт. KI= 0.5(Gc+Gm)( wcGc/Gm)2/(Gc/Gm+1), Вт

Введемо Gc/Gm = R , тоді баланс кінетичної енергії в остаточному вигляді:

Кс = (wcR)2/(R+1) + 12s/Dkrm, Вт

Де Gm – масові витрати металу, кг; s - поверхневий натяг металу, Н/м2; Dk – діаметр краплі металу, м; rm – щільність металу, кг/м3; R – співвідношення витрат диспергенту до витрат металу; wc – швидкість струменю повітря, м/с; Gc – витрати диспергенту, м3/с

З рівняння балансу кінетичної енергії визначили також діаметр краплі: Dk=12s/rm*1/R*1/(1-R/(R+1))*1/wc2 , м. (1)

А також віднесли витратну енергію KI до повної Kc:

KI/ Kc = R/(R+1) (2).

 

Рис.1 Відносна зміна діаметру краплі Рис.2 Частка витратної енергії

Графіки аналітичних залежностей (Рис.1, Рис.2.) показують, що збільшення швидкості струменів диспергенту впливає на зменшення діаметру частинок порошку ефективніше, ніж підвищення відносних витрат диспергенту. Підвищувати відносні витрати диспергенту вище 1.0 взагалі не доцільно, тому що тоді більше 50% кінетичної енергії струменю диспергенту втрачається просто на збільшення кількості руху метало-газового факелу.

Аналітично визначено вплив монооксиду вуглецю, який, розширюючись із середини краплі, виконує роботу проти сил поверхневого натягу. В ході диспергування СО утворюється за рахунок окислення вуглецю киснем, який містить залізо-вуглецевий стоп. Дисертантом отримано наступне рівняння для визначення цієї роботи:

ACO=115.31cxpDk3rmТLn(v2/v1), Вт

Тут: c - вміст вуглецю; x - частка вуглецю, що окислюється в процесі диспергування; Т – температура стопу, К; v2, v1 – кінцевий та початковий питомий об'єм монооксиду вуглецю, м3/кг. Аналіз рівняння показує, що чим вище, за інших рівних умов, вміст вуглецю (c) та вище частка вуглецю, що окислюється (x) в процесі диспергування, тим меншу енергію треба витратити на руйнування краплі одного й того ж самого розміру. Цей вплив стає помітним, якщо вміст вуглецю наближується до 3.0%. Руйнуванню краплі сприяє також більш висока температура металу.

В процесі охолодження частинок для повнішого використання енергії утвореного СО вигідніше, щоби час сфероідізації був більше, ніж час солідіфікації. Це можливо, якщо охолодження частинок уповільнюється. У випадку охолодження краплі вирішуємо задачу нестаціонарного охолодження кулі, яку омиває потік газу з температурою Тс. Умови однозначності мають наступний вигляд:

· теплофізичні параметри: щільність, теплопровідність, теплоємність для часу dt є постійними;

· форма об'єкту - куля з діаметром Dk;

· температура у початковий момент часу t=0 Т=Тm, тобто дорівнює температурі металу у фокусі диспергування;

· граничні умови третього типу (теплопередача): (¶T/¶n)n=0=-a(Tn=0-Tgas)

Диференціальне рівняння нестаціонарної теплопередачі для кулі вирішують через визначення безвимірної температури як функції критеріїв Біо та Фур'є. Рішенням для термічно тонкої кулі у нашому випадку є наступне:

Q=sin(0.5D(Ц3Вi) )/(0.5D(Ц3Bi))*exp(-2BiFo)

Для зручності позначимо Const1= sin((0.5DЦ3Вi))/(0.5D(Ц3Bi)), тоді

Q= Const1*exp(-2BiFo) (3)

З іншого боку, маємо:

Q=(Ts-Tgas2)/(Tm - Tgas1) (4)

Тут: Ts - температура отвердіння краплі; Tm - температура металу у фокусі диспергування; Tgas1, Tgas2- температура газу на початку та у кінці процесу охолодження, Bi= aD/l - критерій Біо, Fo=(lt)/(сrDк2) – критерій Фур'є, a - коефіцієнт тепловіддачі, Вт/м2 К, Dк – діаметр краплі, м; l - коефіцієнт теплопровідності, Вт/м К; t - час,с; с – теплоємність краплі, Дж/кг К; r - щільність краплі, кг/м3.

З критерію Фур'є та рівняння (3) визначаємо час охолодження краплі порошку:

t=(lnConst1- lnQ)cmrmDk/3a (5)

З цього витікає, що час збільшується при умові зменшення lnQ. Оскільки Q<1 (з рівняння (4)), то lnQ<0 і буде тим менше, чим менше відносна температура. Аналіз рівняння (4) показує, що такі умови можливі, якщо:

§ нижче температура отвердіння краплі Ts, що можливо при більш високому вмісті вуглецю. Це збігається з попереднім висновком щодо корисного впливу підвищеного вмісту вуглецю;

§ вище температура металу у фокусі диспергування Tm , що можливо при більш високому перегріві металу. Це потребує додаткових витрат енергії на перегрів металу і не задовольняє поставленій меті дослідження;

§ нижче початкова температура повітря Tgas1, що забезпечує застосування сопла Лаваля, тому що при адіабатному витіканні газу температура на виході сопла тим нижче, чим більше перепад тиску (T2 /T1=(P2/P1 )(k-1)/k). Це також збігається з попереднім висновком щодо повного використання наявного тиску диспергенту;

§ вище кінцева температура повітря Tgas2.

Для визначення Tgas2 застосували рішення рівняння теплового балансу між краплями металу, які охолоджуються до температури затвердівання, та повітрям, що нагрівається. Радіаційну складову випромінювання факелу крапель сприймають стіни камери диспергування. Тоді рівняння теплового балансу:

Qgas=Qmk+Qmelt- QmR, Вт (6)

Qgas=Gccc(Tgas2-Tgas1), Вт - тепло, що отримано повітрям;

Qmk=Gmcm(Tm-Ts), Вт - тепло, що віддано металом до температури солідіфікації;

Qmelt=Gmqmelt, Вт - тепло солідіфікації крапель металу;

QmR=SkNkc0e((Tk/100)4-(Tw/100)4), Вт – тепло, що сприйняли стінки камери диспергування.

Тут Gc,cc, Gm, cm – витрата і теплоємність повітря та металу, відповідно; qmelt - питома теплота солідіфікації; SkNk – біжуча поверхня випромінювання крапель металу, в кінцевому підсумку залежить від витрат металу; c0, e- коефіцієнт випромінювання абсолютно чорного тіла, 5.77 Вт/м*К4 , та ступінь чорноти крапель металу; Tk, Tw – середня температура крапель та середня температура стінок камери диспергування.

Рішення рівняння (6) показало, що підвищення температури Tgas2 раціонально здійснювати тільки за рахунок зниження витрат диспергенту.

Таким чином, на базі аналітичного дослідження дисертантом для зниження питомих енерговитрат рекомендовано наступне:

· Знизити температуру початку рафінування присадками вторинного чавуну та максимально повно використати енергію окислення домішок кремнію, марганцю та фосфору, забезпечив вміст вуглецю на рівні 3.2...3.8%;

· знизити відносні масові витрати повітря до 0.3...0.35 м3/кг при одночасному збільшенні швидкості його витікання за рахунок повного використання потенціальної енергії диспергенту (тиску повітря), впровадив сопло Лаваля замість простого конфузора.

Проведено експериментальні дослідження приготування залізо-вуглецевого стопу та процесу диспергування з використанням форсунки нової конструкції.

Експериментальні плавки з додаванням 23...25% вторинного чавуну показали наступне:

§ розтоплення вторинного чавуну за рахунок фізичного тепла рідкого первинного чавуну знизило температуру початку рафінування з 1350°С до 1230..1250°С;

§ зниження температури початку рафінування забезпечило кращі умови для видалення домішок кремнію, фосфору та марганцю;

§ використання хімічного тепла окислення домішок на початковий розігрів ванни забезпечило зниження питомих витрат електроенергії;

§ забезпечено збереження вмісту вуглецю без додаткових заходів карбонізації металу на рівні 3.10...3.22%;

§ загальні питомі витрати енергії знижені з 52.80 до 27.40 МДж/кг.

Диспергування з використанням нової конструкції форсунки проводили методом пасивного експерименту у промислових умовах. Отримано наступні результати:

§ відносні витрати диспергенту знижено з 0.5 до 0.3 кг/кг;

§ початковий тиск повітря зафіксовано на рівні 0.45 МПа при збільшені швидкості струменів диспергенту у 1.5 рази до 423 м/с;

§ початкова температура повітря (Tgas1) за рахунок адіабатного розширення знижена з 240...250°К до 171°К;

§ отримано рівняння залежності насипної щільності порошку-сирцю (r) від початкового вмісту вуглецю (С): r=4.88 - 0.572*С. Насипна щільність відображає форму частинок (умови їх охолодження) і є тим нижча, чим вище вміст вуглецю, що підтверджує висновки аналітичного дослідження.

У четвертому розділі описано дослідження інтенсифікації відпалу-декарбонізації порошку-сирцю. В процесі "СЕВЕРСТАЛЬ" використовували відпал-декарбонізацію в інертній атмосфері за рахунок кисню, що вміщує порошок-сирець у вигляді оксидів заліза. Вирішено інтенсифікувати цей процес без підвищення температурного рівня шляхом додавання окислювача до інертної атмосфери.

Для аналітичного аналізу процесу декарбонізації за рахунок додавання газового окислювача (реагенту) застосовано наступний опис процесу. Розміри шару порошку з щільністю rs: ширина В і висота h. Він переміщується зі швидкістю w вздовж реактора з довжиною L. Масова частка елементу [С] складає ho на початок часу t=0. В реактор, висота якого Н, подають газ з вмістом газоподібного реагенту j та витратою G. Зроблено допущення, що об'ємна концентрація газоподібного реагенту (окислювача) на поверхні розділу фаз дорівнює нулю. Аналітичний опис процесу – це суміщення реакції між вуглецем та окислювачем на поверхні розділу фаз, дифузії вуглецю крізь дисперсний шар порошку до його поверхні, дифузія окислювача з об'єму технологічної атмосфери до поверхні розділу. Основні рівняння:

[С] + a GR = b RP (7)

Де: [С] – елемент вуглець; GR – газоподібний реагент; RP - продукт реакції; a,b - стехіометрічні коефіцієнти.

Потік маси елементу до поверхні визначає наступне рівняння: dMo/dt = J (8)

З іншого боку цей потік маси буде рівним потоку газоподібного реагенту до реакційної поверхні. Його визначимо, як рівняння масовіддачі:

J = - b kh (ghs - ghg)S (9)

Де: b - коефіцієнт масовіддачі, м2/с; kh – коефіцієнт витрат окислювача на одиницю вуглецю; ghs , ghg - об'ємні концентрації газоподібного реагенту на поверхні розділу та в атмосфері, відповідно; S – площа поверхні розділу, поверхня масообміну, м2.

Після відповідних перетворень отримано рівняння, що зв'язує час з умовами масообміну та ходом реакції (7):

t = (ho - hk) rs BwhН/ b kh Gjrh (10)

Де t - час,с; ho , hk – початкова та кінцева концентрація вуглецю; rs – насипна щільність порошку-сирцю, кг/м3; B – ширина шару порошку, м; w – швидкість руху шару порошку, м/с; h – висота шару порошку, м; Н – висота реактора, м; G – витрати газового реагенту, м3/с; j - вміст окислювача в технологічній атмосфері;rh – щільність технологічної атмосфери, кг/м3.

Аналіз рівняння показує, що час декарбонізації залежить від багатьох факторів. Інтенсифікувати процес можна наступним чином:

· За рахунок збільшення об'ємних витрат G газового реагенту, що можна забезпечити збільшенням швидкості потоку газоподібного реагенту вздовж межі двох фаз. На цей фактор буде впливати температура процесу, тому що вища температура прогріву газової атмосфери забезпечить більш високі швидкості потоку при незмінних масових витратах.

· Збільшити об'ємну концентрацію газоподібного реагенту (jrh), що відповідає температурі точки роси газової атмосфери.

Оскільки процес відпалу-декарбонізації в промисловій печі є досить складним для теплофізичного моделювання доцільно застосувати метод Бокса-Вільсона для експериментального дослідження процесу. Цей метод дозволяє розглядати агрегат, в якому здійснюють процес, як "чорний ящик". Це дає можливість встановлювати залежність між вхідними факторами впливу на об'єкт та вихідними параметрами без прийняття до уваги, що саме відбувається в об'єкті дослідження. Серед вхідних факторів, що змінюють, за ознакою можливості керування ними на реальному промисловому агрегаті обрано три наступні: температура процесу декарбонізації у зволоженій атмосфері (Х1), точка роси технологічної атмосфери (Х2), час витримки у зволоженій атмосфері (Х3). Інші фактори стабілізувалися.

Фактори змінювали на двох рівнях, кожний дослід повторювали двічі. Для проведення експерименту використали спеціальну лабораторну установку. Вона включає в себе муфельну піч, зволожувач, блок керування піччю, блок керування зволожувачем, балон з азотом, балон з воднем, ротаметри та відповідну арматуру. За результатами експерименту отримано адекватні лінійні рівняння для вмісту вуглецю та кисню в залежності від обраних змінних факторів. Адекватність результатів підтверджено розрахунком дисперсії експериментальних вимірювань, дисперсії адекватності, довірчого інтервалу.

С= 0.0419 – 0.0045Х1 – 0.0079Х2 – 0.0088Х3 (11)

Критерій Кохрена розрахунковий 0.46, табличний 0.68. Критерій Фішера розрахунковий 2.65, табличний 7.7. Довірчий інтервал 0.00245.

О= 0.4548 + 0.0448Х2 + 0.0264Х3 (12)

Критерій Кохрена розрахунковий 0.464, табличний 0.68. Критерій Фішера розрахунковий 0.9545, табличний 7.7. Довірчий інтервал 0.0164.

Таким чином, аналітичне та експериментальне дослідження масообміну за вуглецем показало наступне:

· Отримано аналітичне рівняння часу декарбонізації. Час залежить від багатьох факторів, як-то температура процесу, точка роси технологічної атмосфери, геометричних параметрів печі, висоти шару порошку, концентрації вуглецю тощо.

· Експериментально підтверджено позитивний вплив зволоженої атмосфери на прискорення декарбонізації порошку-сирцю.

· Отримано адекватні моделі впливу обраних факторів на вміст вуглецю та кисню.

· Зволоження атмосфери та час витримки в цілому збільшують вміст кисню у відпаленому порошку, але цей показник не виходить за межі задовільних значень.

· Визначено, що найбільш вагомий вплив на вміст вуглецю та вміст кисню має величина точки роси. Саме цей фактор обрано для інтенсифікації процесу на промисловому агрегаті.

У п'ятому розділі описана промислова реалізація заходів енергозбереження для методу диспергування та підбиті підсумки від втілення цих заходів у виробництво.

Для практичної перевірки провели промислове дослідження відпалу-декарбонізації порошку-сирцю у зволоженій атмосфері на печі СКН-8.60.08/9.5-Х4. Враховуючи умови діючого виробництва, розробили спеціальну методику експерименту "Імпульсний вплив". Сутність методу є імпульсна зміна одного з незалежних факторів керування процесом на визначену величину на визначений час при незмінності інших параметрів. Порошок рухається поступово крізь зони печі, тому під час досліду кожний послідовний поперечний зріз порошку буде знаходитись різний час в умовах, що змінюються. Відбираючи зразки обробленого порошку через рівномірні проміжки часу, можна простежити, як зміна умов проведення досліду впливає на якість порошку. Змінним фактором була кількість водяної пари, що подавали у піч, для зволоження інертної технологічної атмосфери на першій стадії процесу. Умови та результати експерименту наведено на Рис.3.

Час проходження крізь гарячу зону печі – 120 хвилин. Середній рівень витрат водяної пари 3.5 кг/год. Зроблено дві зміни – до 6.3 кг/год. та до мінімального рівня 0 кг/год. Тривалість експерименту 270 хвилин. Було відібрано 9 проб порошку через кожні 30 хвилин. Проби 2,3,4 на Рис.3 протиставлені пробам 8,7,6 за принципом симетричності впливу збільшеної витрати водяної пари на більш “гарячі” та “більш” холодні відрізки відповідних проб згідно їх проходження крізь піч. Аналіз цих результатів показує, що вплив водяної пари на початкові (більш “холодні”) відрізки порошку-сирцю є більш ефективним, ніж на кінцеві (більш “гарячі”). Водяна пар відіграє роль активатора циклічного процесу газифікації вуглецю і значно прискорює масообмін.

Рис.3. Умови та результати експерименту "імпульсний вплив"

В цьому розділі також підбито підсумки втілення заходів енергозбереження у процесі виробництва залізного порошку методом диспергування. Були впроваджені наступні заходи:

· Додавання відходів чавуневого литва до рідкого первинного чавуну в процесі приготування залізовуглецевого стопу. За рахунок цього знижена температура початку продування металу киснем та знижена енергомісткість вихідного чавуну.

· Початок продування ванни металу киснем при більш низьких температурах, що забезпечило більш сприятливі умови для видалення домішок кремнію, фосфору та марганцю при збереженні більш високого рівня вмісту вуглецю. Економія енергії досягнута за рахунок використання тепла реакцій окислення домішок на розігрів ванни замість використання електроенергії.

· Впровадження сопла Лаваля для повного використання наявного перепаду тиску. Це призвело до збільшення швидкості струменів повітря у 1.5. рази при зниженні питомих витрат стисненого повітря на 40% в процесі диспергування. За рахунок цього підвищено вихід споживної фракції порошку на цій стадії.

· Додавання водяної пари на першій стадії відпалу-декарбонізацїї забезпечило підвищення потужності печі та зниження питомих енергетичних витрат на цій стадії.

· Модернізована піч СКН-8.60.08/9.5-Х4, що забезпечило збільшення потужності печі з 94 кг/год. до 143 кг/год.

Втілення цих заходів забезпечило зниження питомих енергетичних витрат на 40%.

У шостому розділі досліджено процес виробництва залізного порошку методом відновлення. В ARCІ, м. Хайдерабад, Індія була втілена технологічна лінія виробництва залізного порошку методом карботермічного відновлення. Використовуючи метод енерготехнологічного дослідження, встановлено, що питомі енергетичні витрати в цьому процесі складають 49 МДж/кг, що значно вище, ніж у аналогічному процесі фірми “Hoganaes”, Швеція (20.50 МДж/кг). Визначальною стадією в цій технології є процес карботермічного відновлення у вертикальній печі. З метою визначення показників енергетичної ефективності печі провели теплотехнічне дослідження її роботи. Піч з верху до низу розділено на три зони нагріву, які опалюють інжекційні пальники. Паливо – зріджений газ, за складом це суміш пропану та бутану, 30% та 70% відповідно. В ході експерименту визначали витрати концентрату і відновлювача на вході в піч, вихід губчастого заліза та надлишку відновлювача після обробки. Одночасно крізь піч пропускали термопару, вмонтовану у шар концентрату. Це дозволило отримати графік прогрівання матеріалу в печі. Також заміряли температуру по зонах печі. Час обробки складає 42 години, при цьому тільки на 21 годині сировинні матеріали прогріваються до температур початку реакцій відновлення (1106°К), тобто частка ефективного часу 0.5. Витрати матеріалів на піч карботермічного відновлення наведено у Таблиці 2.

На основі проведеного експерименту за методикою, що розроблено в розділі 1, розраховано тепловий баланс вертикальної печі відновлення, а також для порівняння тепловий баланс тунельної печі карботермічного відновлення. На основі теплового балансу розраховано порівняльні показники ефективності роботи вертикальної та тунельної печей карботермічного відновлення. Результати наведено в Таблиці 3.

Таблиця 2

Витрати матеріалів на вертикальну піч карботермічного відновлення.

Стаття Вхід, кг/г Вихід, кг/г Примітка

Концентрат 22.00 Вимірювання

Fe2O3 в концентраті 21.8548 0.9934*22=21.8548

Залізо в концентраті 15.2590 Розрахунок

Кисень в концентраті 6.4515 -“-

Відновлювач 8.00 Вимірювання

Вуглець у відновлювачі 6.8224 Розрахунок

Губчасте залізо, продукт 16.43 Вимірювання

Залізо у продукті 15.3588 Розрахунок

Кисень у продукті 0.5110 -“-

Вуглець у продукті 0.1807 -“-

Баластний відновлювач 4.45 Вимірювання

Вуглець у баластному відновлювачі 3.795 4.45*0.8528

Таблиця 3

Порівняльні показники тунельної та вертикальної печей карботермічного відновлення

Показник Величина

Тунельна піч Вертикальна піч

Bf Витрата палива, м3/г 257.76 3.24

BceВитрата відновлювача на відновлення, кг/год. 299 3.55

Тепло згорання палива, % 54.52 100

Тепло


Сторінки: 1 2